Logo GenDocs.ru

Поиск по сайту:  


Загрузка...

Лекции по материаловедению - файл 001.htm


Лекции по материаловедению
скачать (4418.5 kb.)

Доступные файлы (39):

001.htm68kb.20.07.2008 14:25скачать
002.htm18kb.13.07.2008 11:43скачать
10.htm21kb.13.08.2008 21:47скачать
11.htm21kb.14.08.2008 23:30скачать
12.htm20kb.16.08.2008 12:42скачать
13.htm20kb.16.08.2008 13:17скачать
14.htm16kb.16.08.2008 14:22скачать
15.htm20kb.19.08.2008 21:09скачать
16.htm19kb.19.08.2008 22:26скачать
17.htm17kb.20.08.2008 02:02скачать
18.htm23kb.20.08.2008 02:32скачать
19.htm19kb.20.08.2008 23:17скачать
1.htm17kb.05.08.2008 18:24скачать
20.htm25kb.21.08.2008 00:11скачать
21.htm25kb.21.08.2008 21:41скачать
22.htm26kb.21.08.2008 21:42скачать
2.htm13kb.03.08.2008 21:49скачать
3.htm18kb.03.08.2008 22:24скачать
4.htm15kb.03.08.2008 22:39скачать
5.htm18kb.03.08.2008 23:53скачать
6.htm20kb.12.08.2008 22:27скачать
7.htm20kb.13.08.2008 00:47скачать
8.htm15kb.13.08.2008 13:03скачать
9.htm19kb.13.08.2008 20:56скачать
backgr.jpg37kb.14.07.2008 10:14скачать
content2.htm207kb.29.07.2008 20:38скачать
content3.htm220kb.29.07.2008 20:52скачать
content4.htm208kb.29.07.2008 21:00скачать
content5.htm234kb.29.07.2008 21:22скачать
intro.htm17kb.20.07.2008 13:52скачать
jscript.js
mb.gif2kb.14.07.2008 17:40скачать
mg.gif2kb.14.07.2008 17:47скачать
mr.gif2kb.14.07.2008 17:46скачать
mz.gif2kb.14.07.2008 17:38скачать
Next0000.gif2kb.14.07.2008 10:10скачать
ok.png1kb.14.07.2008 17:47скачать
style.css
Thumbs.db

содержание
Загрузка...

001.htm

Реклама MarketGid:
Загрузка...
Лекция 1

 

Производство металлов

 

 Первая печь (историческая справка)

 География залегания железной руды

 Подготовка руд к доменной плавке

 Устройство доменной печи. Доменный процесс

 Проукты доменной плавки

 Производство стали

 Получение стали в мартеновских печах

 Получение стали в Кислородных конвертерах

 Получение стали в электродуговых печах

 Получение стали в индукционных печах

 Разливка стали и влияние на качество слитков

 Производство меди

 Производство алюминия

 Производство магния

 Производство титана

 

Историческая справка

 

вернутся к оглавлению

На протяжении более 3000 лет для получения металла из железной руды применялись простейшие ^ Сыроду́тные пе́чи. В качестве сырья мог использоваться, конечно, не только качественный магнетит, но и песок (или даже болотная жижа) с небольшим содержанием окиси железа. Найти подобный ресурс в количестве необходимом для кустарной кузницы проблемы не составляло — такое железо имелось везде (норвежцы, высадившись в Америке, сразу начинали разработку какой-нибудь лужи). Кроме низкой производительности, недостатком сыродутной технологии была ее расточительность, — учитывая все потери, извлекалось в среднем около 20 % железа содержащегося в руде.

Суть сыродутного процесса заключается в следующем:

1. В сыродутную печь загружается мелко измельченная (не меньше грецкого ореха) железная руда в смеси с древесным углем.

2. Образовавшаяся в результате горения угля и нагретая до высокой температуры окись углерода поднимается вверх, нагревает выше лежащую руду и уголь и вступает с ними в соответствующие химические реакции.
3. Окись железа руды восстанавливается до металлического железа, в это же время порода шлакуется отделяясь от металла. Образующийся жидкий шлак стекает на дно печи, а восстановленные зерна железа, опускаясь по мере выгорания угля в низ печи, образуют крицу, которая остается еще пропитанной некоторым количеством расплавленного шлака.

В земле выкапывалась яма, в которую закладывались руда и уголь, над ямой сооружался купол с короткой трубой, а с боку прилаживался мех для дутья. Когда процесс заканчивался, печь разрушали и доставали крицу(КРИЦА — твердое губчатое железо с низким содержанием C, Si, P и S) со шлаковыми включениями, заполняющими поры и полости. Получали либо непосредственно из руды (прямое получение железа), либо из чугуна (кричный передел, пудлингование)). В этой технологии из всей печи многократно использовались только меха.

Одна печь выдавала крицу весом в среднем около 3 кг, на треть состоящую из железа. Но при проковке крицы много железа снова окислялось или оставалось в шлаке. Процесс был фантастически непроизводительным, особенно если вместо руды использовался красный песок или болотная грязь.

Несмотря на это, сыродутная техника получения железа сохранялась во многих регионах очень долго. Ею пользовались не только варварские, но и многие цивилизованные народы. Только в Индии сыродутные печи вышли из употребления в начале I тысячелетия до новой эры, в Китае же они служили до II века новой эры, на Арабском Востоке — до VII века, в Западной Европе — до начала XIV, а в России — до конца XIV века. Римляне, в частности, не знали других способов производства железа.  На смену сыродутных печей пришли Доменные печи. Слово домна образовано от старо славянского — дмение (дутьё). На других языках: англ.— blast furnace (дутьевая печь), нем.— hochofen (высокая печь), фр.— haut fourneau (высокая печь).

^ ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНЫХ МЕТАЛЛОВ

Чугун это сплав железа, содержащий более 2,14 % углерода, сталь — меньше 2,14 % углерода.

 

География залегания железной руды

 

вернутся к оглавлению

В России на базе руд Курской магнитной аномалии построен Оскольский электро металлургический комбинат по производству стали методом прямого восстановления железа.

Исходные материалы для доменной плавки

Железные руды. Для получения чугуна используют красные, бурые и магнитные железняки (их рудные минералы — оксиды) и железный шпат (карбонат).

Из разведанных запасов железных руд на европейскую часть России приходится 88%, а на долю восточной — 12%. Крупным железо рудным бассейном является Курская магнитная аномалия (КМА), где сосредоточено 60% общих балансовых руд страны. КМА охватывает в основном территорию Курской и Белгородской областей. Мощность пластов достигает 40 — 60 м, а в отдельных районах 350 — 350 м. Руды залегающие на значительной глубине, содержат 55-62% железа. Балансовые запасы железных руд КМА (кат. А+В+С1) оцениваются в 43 млрд. т., в том числе 26 млрд. т. с содержанием железа до 60%, железистых кварцев с содержанием железа до 40% — в 17 млрд. т.

На территории Северной экономического района расположено три месторождения железных руд — Ковдорское, Оленегорское (Мурманская область) и Костомукшинское (Карелия). Руды Ковдорского месторождения характеризуется содержанием железа около 32% и повышенным содержанием фосфора (3%). Руды хорошо обогащаются с выделением апатита. Руды Оленегорского месторождения содержат 33% железа, а также марганец, титан и алюминий, залегающий на не большой глубине и имеют мощный пласт (от 30 до –300 м. Костомукшинское месторождение осваивается совместно с Финляндией. Железные руды Кольского полуострова и Карелии служат сырьевой базой Череповецкого металлургического завода.



Рис.1.1.Содержание железа в руде различных месторождений

 

Рудный минерал красного железняка или гематита Fe2О3 сопровождают пустые породы, в состав которых входят преимущественно кварц SiО2 и кальцит СаСО3, иногда глина Аl2О3 × 2SiО2 × Н2О и др. Гематитовые руды содержат в среднем 51—66 % Fe, а чистый гематит — 70 % Fe.

Основной рудный минерал бурого железняка — лимонит — кристаллогидрат оксида железа Fe2О3 × nН2О; пустые породы сходны по составу с пустыми породами красного железняка. Массовое содержание железа колеблется от 55 до 30 % и ниже.Рудный минерал магнитного железняка — магнитный оксид железа FeO × Fe2О3(Fe3О4). В пустых породах присутствуют силикаты (полевые шпаты, граниты), сульфиды, кальциты и т. д. Массовое содержание железа в богатых магнетитовых рудах колеблется от 50 до 72 %. Шпатовый железняк или сидерит FeCО3, содержит 30-42 % Fe. При обжиге сидерита отщепляется диоксид углерода (FeCО3 —> FeO + CО2) и руда становится микропористой, что обеспечивает легкое восстановление железа при доменной плавке.

 

Раздел 1.1. Производство чугуна

 

Подготовка руд к доменной плавке

 

вернутся к оглавлению

В доменных печах плавят предварительно раздробленную железную руду, или окускованный железорудный концентрат (продукт обогащения), полученный из измельченной и обогащенной руды. Дробление — измельчение кусковой руды. Добытые в карьерах или в рудниках куски руды достигают размеров 1200 мм и более; для непосредственной плавки идут куски размером 30 — 100 мм, чтобы в доменную печь поступали куски примерно равного размера (Dmax / Dmin не более 2), их подвергают грохочению и сортировке. Для получения железорудных концентратов руду дробят и измельчают до размера 1—0,1 мм и менее. Для обогащения руду обрабатывают промывкой, обжигом, магнитной сепарацией. Промывку применяют для обогащения руд, содержащих песчано-глинистые породы; при промывке вода уносит легкие частицы пустой породы.
Обжиг руды производят для удаления влаги, диоксида углерода и частично выжигания серы, в результате чего руда очищается и обогащается соединениями железа. Кроме того, обжиг немагнитного оксида железа Fe2О3 производят в целях перевода его в магнитное соединение Fe3О4 (3Fe2О3 + СО —> 2Fe3О4 + CО2), чтобы можно было производить магнитное обогащение. Для магнитного обогащения используют аппараты, называемые магнитными сепараторами. Основной частью сепаратора являются электромагниты, создающие магнитное поле. При перемещении руды в таком поле происходит отделение немагнитных частиц. Тетраоксид трижелеза Fe3О4 магнитен, поэтому на перегибе транспортерной ленты магнитного сепаратора он отклоняется магнитным полем и ссыпается в отдельный бункер. Массовое содержание железа в концентратах руд составляет 60-70 %. Для придания пригодности к доменной плавке мелкие и порошкообразные концентраты, а также колошниковую пыль о к у с к о в ы в а ю т. Применяют два способа окускования: агломерацию с получением агломерата (чаще офлюсованного) и окомкование (окатывание) с получением окисленных окатышей. Для получения офлюсованного агломерата составляют шихту из мелких и порошкообразных концентратов и колошниковой пыли, а также из измельченных топлива (низких сортов каменного угля) и известняка. Спекание осуществляют при температуре 1100-1200 °С на специальных агломерационных ленточных машинах, где топливо сгорает, в результате чего изменяется химический состав шихты: кальцит известняка при температуре около 900 °С разлагается на оксид кальция СаО и диоксид углерода С02, сера выгорает, Fe2О3 частично восстанавливается до FeO, который с Si02 пустой породы образует силикат железа Fe2SiО4. Этот силикат плавится и связывает другие частицы шихты; при этом образуются пористые спеченные куски материала, называемого агломератом. Окатыши прочнее агломерата, при перевозке не рассыпаются, и их применение предпочтительнее, особенно когда фабрика окускования находится вдалеке от металлургического завода. Для получения окатышей 88-90 % концентрата смешивают с 0,3-1,5 % бетонита (мелкодисперсная глина) и эту смесь увлажняют. Увлажненная смесь поступает на вращающийся тарельчатый гранулятор, где при круговом движении и под связывающим действием бетонита она постепенно превращается в гранулы-комки, которые по достижении размера 10 — 20 мм выгружаются из гранулятора. Сырые окатыши поступают на ленточную конвейерную машину и там проходят зоны сушки (при температуре 250-400 °С), обжига (при температуре 1200-1350 °С) и охлаждения. В процессе обжига окатыши спекаются и упрочняются, в результате усилие, необходимое для раздавливания окатыша, составляет 1000-2000 Н. Такие окатыши называют окисленными в отличие от металлизованных окатышей, которые идут для получения губчатого железа. При введении в шихту известняка получают также офлюсованные окатыши для доменной плавки. Топливо. Основным топливом для доменных печей является каменноугольный кокс. Для снижения расхода кокса и интенсификации выплавки чугуна в доменную печь вдувают природный газ, а также мазут, угольную пыль. Флюсы. Во всех железных рудах, а также в золе от кокса в избытке содержатся кремнезем и глинозем. Для их сплавления в шихту в качестве флюса добавляют известняк или доломит; они способствуют также шлакованию серы, вредной примеси в чугуне. Загрузка доменной печи коксом, рудой и флюсом или коксом и офлюсованным агломератом (или офлюсованными окатышами) осуществляется отдельными порциями — колошами.

 

Устройство доменной печи Доменный процесс

 

вернутся к оглавлению

Доменная печь состоит из пяти конструктивных элементов: верхней цилиндрической части — колошника, необходимого для загрузки и эффективного распределения шихты в печи; самой большой по высоте расширяющейся конической части — шахты, в которой происходят процессы нагрева материалов и восстановления железа из оксидов; самой широкой цилиндрической части — распара, в котором происходят процессы размягчения и плавления восстановленного железа; суживающейся конической части — заплечиков, где образуется восстановительный газ — монооксид углерода; цилиндрической части — горна, служащего для накопления жидких продуктов доменного процесса — чугуна и шлака.



Рис.1.1. Устройство доменной печи

 

В нижней части печи рапологается   горн, верхнюю границу завершают фурмы — отверстия для подачи нагретого до высокой температуры дутья — сжатого воздуха, обогащенного кислородом и углеводородным топливом. На уровне фурм развивается температура около 2000 °C. По мере удаления вверх температура снижается, и у колошников доходит около 270 °C. Таким образом в печи на разной высоте устанавливается разная температура, благодаря чему протекают различные химические процессы перехода руды в металл. В верхней части горна, где приток кислорода достаточно велик, кокс сгорает, образуя диоксид углерода и выделяя большое количества тепла.

C + O2= CO2 + dH        dH >1500 °C;

(+dH — выделение тепла, -dH - поглащение тепла).

Диоксид углерода, покидая зону, обогащенную кислородом, вступает в реакцию с коксом и образует монооксид углерода — главный восстановитель доменного процесса.

CO2 + C = 2CO Поднимаясь вверх монооксид углерода взаимодействует с оксидами железа, отнимая у них кислород и восстанавливая до металла:

3Fe2O3 + CO = 2Fe3О4 + CO2  + dH;

Fe3O4 + CO = 3FeO + CO2 — dH;

FeO + CO = Fe + CO2 +dH

Однако шихта, поступающая в колошник имеет влажность, не только поверхностную, но и внутриминеральную. Под действием тепла влага выделяется и при температурах 400 - 1000 °С разлагается, как и водяной пар входящий в состав дутья с углеродом образуя реакцию

H2O + C = CO —dH.

Образующийся водород также является восстановителем, с той лищь разницей

3Fe2O3 + H2 = 2Fe3O4 + H 2O и является экзотермической, а остальные эндотермическими

Полученное в результате реакции железо каплями стекает по раскаленному коксу вниз, насыщаясь углеродом, в результате чего получается сплав, содержащий 2,14 — 6,67 % углерода. Такой сплав называется чугуном. Кроме углерода в него входят небольшая доля кремния и марганца. В количестве десятых долей процента в состав чугуна входят также вредные примеси — сера и фосфор. Кроме чугуна в горне образуется и накапливается шлак, в котором собираются все вредные примеси.

Ранее, шлак выпускался через отдельную шлаковую лётку. В настоящее время и чугун, и шлак выпускают через Чугунную летку одновременно. Разделение чугуна и шлака происходит уже вне доменной печи — в желобе, при помощи разделительной плиты. Отделенный от шлака чугун сливается в чугуновозные ковши и вывозится в сталеплавильный цех.



Рис.1.2. Доменный процесс

 

Продукты доменной плавки

 

вернутся к оглавлению

По назначению чугуны делятся:
  • на передельные, идущие в переплавку на сталь (а также частично для литейного производства,
  • литейные - применяемые исключительно для фасонного литья,
  • ферросплавы, служащие при производстве стали для ее раскисления и легирования.


^ ЧУГУНЫ ПЕРЕДЕЛЬНЫЕ чушковые (ГОСТ 805-80) марок П1 и П2 используют в сталеплавильном производстве; ма­рок ПЛ1 и ПЛ2 — в литейном производстве; используют также фосфористые чугуны марок ПФ1, ПФ2, ПФЗ (0,8-2 % Р) и высоко­качественные марок ПВК1, ПВК2 и ПВКЗ. (Чугун в ЛИТЕЙНОМ производстве – плавка и отливка деталей из чугуна). Марки меньшего номера содержат больше кремния (до 1,2%), марки большего номера — не более 0,5 % Si. чугуны делят
  • группы по содержанию марганца
  • классы по содержанию фосфора
  • категории по содержанию серы
Чугуны высококачественные содержат не более 0,025 % S и 0,05 % Р.

^ ЧУГУНЫ ЛИТЕЙНЫЕ (ГОСТ 4832-80) поставляются в чушках для дальнейшей переплавки в литейных цехах. Выплав­ляются чугуны марок Л1 (3,2-3,6 % Si); Л2 (в каждой последу­ющей марке кремния содержится на 0,4 % меньше); ЛЗ, Л4, Л5, Л6 (1,2-1,6 % Si), а также рафинированные магнием (с шаровид­ным графитом) марок ЛР1 (3,2-3,6 % Si); ЛР2, ЛРЗ, ЛР4, ЛР5, ЛР6 и ЛР7 (0,8-1,2 % Si). По массовому содержанию марганца, фосфора и серы литейные чугуны, как и передельные, делят соответственно на группы, классы и категории. Чугуны I категории марок ЛР1—ЛР7 содержат не более 0, 005 % S.

Массовое содержание углерода как в передельных, так и в литейных чугунах составляет 3,2-4,5 %.

ФЕРРОСПЛАВЫ имеют повышенное (более 10 %) массовое содержание' одного или нескольких элементов (например, мар­ганца, кремния, хрома и др.). В доменных печах выплавляют лишь ферромарганец, другие ферросплавы выплавляют в электропечах, а также получают внепечным методом; 85-90 % выплавляемого чугуна составляет передельный чугун, 9-12 % — литейный, ферро­сплавы — менее 1 %.

По цвету излома, связанному со структурой, чугуны делятся на СЕРЫЙ и БЕЛЫЙ.

В сером чугуне весь углерод или его большая часть находится в виде графита, что и придает излому этого чугуна серый или темно-серый цвет. Серый чугун применяют исключи­тельно как литейный, характерным для него является повышен­ное массовое содержание кремния и пониженное содержание серы. Этот чугун при литье хорошо заполняет формы; заготовки из него легко обрабатываются режущими инструментами.

В белом чугуне весь углерод находится в составе цементита или карбида железа Fe3C, что и определяет белый цвет излома. Основная масса его используется для передела на сталь; находят применение также чугунные отливки с отбеленной по­верхностью для деталей, в которых требуется высокая твердость и износоустойчивость: прокатные валки, шары мельниц, лемеха плугов; твердость и износоустойчивость придает цементит.

^ ДОМЕННЫЙ ГАЗ побочный продукт производства – отходит в среднем 3000 м3 на 1 т выплавленного чугуна, шлака в виде пыли в нем — до 0,6 т. Доменный газ содержит 25 — 34 % СО, 1-3 % Н2, остальное — N и С02. Объемная теплота сгорания доменного газа 3500-4000 кДж/м3. Газ отводится с колошника, проходит очистку от пыли, захваченной из шихты, и часть его (около 25 %) используется на подогрев дутья доменной печи, остальная часть — для нагрева коксовых батарей, нагревательных печей в прокатных цехах, котлов и т. д.

ШЛАК из доменной печи по желобу стекает в ковш. Затем его гранулируют струей воздуха или пара над водяным бассейном. Из гранулированного шлака приготовляют шлакобетон, шлаковый кирпич; при гранулировании паром из шлака получают шлаковую вату для тепловой изоляции.

Производительность доменных печей оценивают коэффициентом использования полезного объема (КИПО), показывающим отношение полезного объема (м3) печи к средней выплавке чугуна (т) за сутки. Чем меньше значение КИПО, тем лучше работает печь.

 

Раздел 1.1. Производство стали

 

Производство стали

 

вернутся к оглавлению

Современные технологии позволяют говорить о том, что на сегодняшний момент существуют такие способы выплавки стали:
  • Переработка (переделка) чугуна;
  • вторичная переплавка металического лома

Переделка Чугуна в сталь

Задача +этого способа состоит в том, чтобы удалить избыток углерода. Углерод ^ С соединяясь с кислородом О образуется оксид углерода СО. Другие примеси переходят в различные соединения, нерастворимые в металле, соединяясь с флюсами образуют на поверхности шлак.

Так например раствориммый в метале осид фосфора Р2О5 удаляют избыточной одбавкой извести СаО, которая связывая Р2О5 образует нарастворимое в метале соединение.
Сера удаляется добавлением марганца или извести, переводя FeS в MnS или CaS. Конечный этап это раскисление восстановление железа из FeO

 

Производство стали в мартеновских печах

 

вернутся к оглавлению

В настоящее время мартеновский способ производства стали практически вытеснен гораздо более эффективным кислородно-конвертерным способом (около 63 % мирового производства), а также электроплавкой (более 30 %). Начиная с 70-х годов новые мартеновские печи в мире более не строятся. Около 3-4 % мировой выплавки стали все еще приходится на мартеновские печи в странах, входивших в СССР/СЭВ или получавших от них помощь (Россия, Польша, Индия и т. п.), но это количество быстро сокращается. Так, объем выпуска мартеновской стали в СССР/России упал с 52 % в 1990 до 22 % в 2003 году. Последние российские мартеновские печи намечены к выводу из эксплуатации в районе 2010 года. Мартеновская печь (мартен) — печь для переработки чугуна и лома в сталь нужного химического состава и качества. Название произошло от фамилии французского инженера и металлурга Пьера Мартена, создавшего первую печь такого образца в 1864 году. Мартеновская печь относится к типу отражательных печей. Ванна, где идёт плавка, выложена огнеупорным кирпичом. Над ванной сферический свод. Основной принцип действия — вдувание раскаленной смеси горючего газа и воздуха в печь с низким сводчатым потолком, отражающим жар вниз, на расплав. Такая конструкция обеспечивает равномерное распределение теплоты по всей площади ванны. В зависимости от состава огнеупорных материалов подины печи мартеновский способ выплавки стали может быть основным (в составе огнеупора преобладают СаО и MgO) и кислым (подина состоит из SiO2). Мартеновский способ также зависит от состава шихты, используемой при плавке. Различают такие разновидности мартеновского способа выплавки стали:

Скрап-процесс, при котором шихта состоит из стального лома (скрапа) и 25-45% чушкового передельного чугуна; процесс применяют на заводах, где нет доменных печей, но расположенных в промышленных центрах, где много металлолома

Скрап-рудный процесс, при котором шихта состоит из жидкого чугуна (55-75%), скрапа и железной руды; процесс применяют на металлургических заводах, имеющих доменные печи.




Рис.1.6. Мартеновская печь

Следует отметить что направление движения газов, воздуха отработаных газов меняется на обратное  - обеспечивая постоянную температуру до 1700 °С

 

Производство стали в кислородных конвертерах

 

вернутся к оглавлению

Конвертер — (от латинского converto - изменяю, превращаю), агрегат для получения стали из расплавленного чугуна  продувкой техническим кислородом, воздухом или др. окислительным газом..
005.jpg (38,1kb)

Кислородный конвертер
с верхней продувкой.
1 – стальной кожух;
 2 – огнеупорная футеровка;
3 – кислородная фурма;
4 – завалка флюса;
5 – легирующие добавки;
6 – летка;
7 – ковш;

8 – заготовка; 9 – проволока; 10 – бесшовная труба; 11 – блюм; 12 – балка; 13 – толстолистовая сталь; 14 – листовая заготовка (сляб); 15 – листовой прокат.

Кислородный конвертер с верхней продувкой представляет собой грушевидный сосуд (с открытой узкой верхней горловиной) диаметром. 6 м и высотой ок. 10 м, облицованный изнутри магнезиальным (основным) кирпичом. Эта футеровка выдерживает примерно 1500 плавок. Конвертер снабжен боковыми цапфами, закрепленными в опорных кольцах, что позволяет наклонять его. В вертикальном положении конвертера его горловина находится под вытяжным колпаком дымоотводящего камина. Боковое выпускное отверстие, имеющееся с одной стороны, позволяет отделить металл от шлака при сливе. В конвертерном цеху рядом с конвертером обычно имеется загрузочный пролет. Сюда транспортируется в большом ковше жидкий чугун из доменной печи, а в стальных бункерах накапливается металлолом для загрузки. Все это сырье переносится к конвертеру мостовым краном. По другую сторону от конвертера расположен разливочный пролет, где имеются приемный ковш для выплавленной стали и железнодорожные тележки для транспортировки его на разливочную площадку.

Перед началом кислородно-конвертерного процесса конвертер наклоняют в сторону загрузочного пролета и через горловину засыпают металлолом. Затем в конвертер заливают жидкий металл из доменной печи, содержащий около 4,5% углерода и 1,5% кремния. Предварительно металл подвергается десульфуризации в ковше. Конвертер возвращают в вертикальное положение, сверху вводят охлаждаемую водой фурму и включают подачу кислорода. Углерод в чугуне окисляется до CO или CO2, а кремний – до диоксида SiO2. По «течке» (загрузочному лотку) добавляется известь для образования шлака с диоксидом кремния. Со шлаком выводится до 90 % кремния, содержащегося в чугуне. Содержание азота в готовой стали сильно понижается благодаря промывающему действию CO. Приблизительно через 25 мин дутье прекращается, конвертер немного наклоняют, отбирают пробу и анализируют ее. При необходимости в корректировке можно снова возвратить конвертер в вертикальное положение и ввести в горловину кислородную фурму. Если же состав и температура расплава соответствуют спецификациям, то конвертер наклоняют в сторону разливочного пролета и через выпускное отверстие сливают сталь. Время продувки в 250-тонном конвертере 25 - 30 мин. Учитывая время на другие операции на одну плавку расходуется 45 - 50 мин. 
Кроме кислородно-конвертерного процесса с верхней продувкой, существует кислородно-конвертерный процесс с подачей кислорода в струе топлива через днище конвертера. Фурмы в днище конвертера защищаются одновременной продувкой природного газа. Такой процесс быстрее протекает, он более производителен, чем процесс с верхней продувкой, но менее эффективен в отношении расплавления металлолома. Однако нижнюю продувку можно сочетать с верхней

Прроцесс производства стали в кислородных конвертерах

Кислород под давлением 900 - 1000 кПа (9 - 10 атмосфер) внутри конвертера проникает в металл и растекается по пверхности ванны. Кислород приимущественно окисляет железо

Fe + 1/2O2 = FeO + dH

При этом образуются две жидкостные системы

металла с плотностью 7,8 г/см3

шлак с плотностью     2,5 г/см3

они находятся в непосредственном контакте и взаимодействии. Естественно динамический процесс характеризуется непрерывным изменением по своему химическому составу. Но очень важное свойство оксид железа находится в двух этих  жидких системах и при этом отношение содержания оксида в металле и шлаке всегда одинаково

     FeOметалла
LFeO = ---------------- = const.

     FeOшлака

Таким образом, природа подарила металлургам способ регулировать процессом содержания кислорода в жидком металле через регулирование его содержания в шлаке.

Используя свойства химических элементов во взаимодействии с кислородом получается, что кислород вырывает примеси содержащиеся в чугуне вступая в реакцию уходит в шлаковую зону - очищая при этом содержание железа в расплавленном металле:

2FeO + Si = 2Fe + SiO2 + dH

FeO + Mn = Fe + MnO + dH
5FeO + 2P = P2O5 + 5Fe + dH.       Оксид фосфора  как и оксид железа имеет свою константу

FeO + C = Fe + CO + dH                Выгорание углерода СО из жидкого металла сопровождается образованием пузырьков

СО + 1/2О2 = СО2 + dH                CO сгорает, реагируя с кислородом, растекающимся по поверхности

Разгрев ванны способствует растворению извести, боксита и оксидов железа, при этом образуется активный шлак с избытком свободного кальция, который связывает фосфор в нерастворимое в металле и шлаке соединение:

6. P2O5 + 4CaO = (CaO)4P2O5 + dH     В результате этой рекции количество свободного оксида фосфора в шлаке уменшается, и в соответствии с зависимотью констант он переходит из металла в шлак.

Время продувки зависит от кончных параметров выплавляемой стали, а именно содержание углерода, больше углерода меньше продувка.

Перед выпуском готовой стали в ковш проводят анализ на содержанние углерода , если его содержание ниже нормы то науглероживание проводят в ковше присадками феросплавов. Раскисление проводится так же в ковше добавлением ферромарганцем, ферросилицием (реакции 1 и 2) или алюминием:
3FeO + 2Al = 3Fe + Al2O3 + dH.

Кислородные конвертеры применяют для производства углеродистых и низколегированых сталей.

 

Производство стали в электродуговых печах

 

вернутся к оглавлению

Электррические печи для выплавки стали разделяются на два основных типа это:
Дуговые
Индукционные




Рис.1.6. Электродуговая печь постоянного тока

 



 

Рис.1.7. Электродуговая печь переменного тока

 


Плавка в ДСП, после осмотра печи и ремонта пострадавших участков футеровки, начинается с завалки Шихты. В современные печи шихту загружают сверху при помощи загрузочной бадьи (корзины). Для предохранения подины от ударов крупными кусками шихты на дно бадьи загружают мелкий лом. Для раннего шлакообразования в завалку вводят известь 2-3% от массы металлической шихты. После окончания завалки в печь опускают электроды, и включают высоковольтный выключатель, начинают период плавления. На данном этапе возможна поломка электродов (из-за плохой проводимости между электродом и шихтой). Регулирование отдаваемой мощности осуществляется изменением положения электродов (длины электрической дуги) либо напряжения на электродах. В современных системах АСУ ТП достаточно указать ток работы регулятора мощности либо период работы печи, АСУ поддерживает заданный ток горения дуги - отдаваемую мощность. После периода расплава в печи образуется слой металла и шлака.

Выпуск готовой стали и шлака осуществляется через сталевыпускное отверстие и жёлоб путём наклона рабочего пространства (или, если печь оборудована вместо жёлоба донным выпуском, то через него). Рабочее окно, закрываемое заслонкой, предназначено для контроля за ходом плавки (замер температуры металла и отбор пробы химического состава металла). Так же рабочее окно может использоваться для отдачи шлакообразующих и легирующих материалов (на малых печах).Дуговая сталеплавильная печь (ДСП) состоит из рабочего пространства (собственно печи) с электродами и токоподводами и механизмов, обеспечивающих наклон печи, удержание и перемещение электродов и отвод свода для загрузки шихты. Как правило, ДСП имеет индивидуальное электроснабжение через печной трансформатор, подключенный к высоковольтной линии. Мощность трансформатора на больших печах достигает 180 МВА, первичное напряжение 6-35 кВ, на высокомощных печах до 110 кВ, вторичное 50-300В, а в современных печах до 1200 В. Вторичное напряжение регулируется при помощи переключателя ступеней напряжения (ПСН), который может быть как переключаемым при отключенной печи (ПБВ), так и под напряжением (РПН).

Плавку стали ведут в рабочем пространстве, ограниченном сверху куполообразным сводом, снизу сферическим подом и с боков стенками. Огнеупорная кладка пода и стен снаружи заключена в металлический кожух. Съёмный свод может быть набран из огнеупорных кирпичей, опирающихся на опорное кольцо, а может быть из водоохлаждаемых панелей, как и стенки. Через три симметрично расположенных в своде отверстия в рабочее пространство введены токопроводящие электроды, которые с помощью специальных механизмов могут перемещаться вверх и вниз. Печь обычно питается трёхфазным током, но есть печи постоянного тока. Современная мощная дуговая печь используется преимущественно, как агрегат для расплавления шихты и получения жидкого полупродукта, который затем доводят до нужных состава и степени чистоты внепечной обработкой в ковше.

В качестве шихты используются отходы сталеплавильного производства (брак отливок, металический лом, отходы кузнечного и прокатного производства), 5 - 10 % чугуна вводят для обеспечения кипения (перемешивания металла) шихты после расплава. Для окисления металла в раплавленую массу добавляют железную руду и окалину, а для наведения необходимого шлака - флюсы.

В основной дуговой печи можно осу­ществить плавку двух видов: на шихте из легированных отходов (методом перепла­ва) и на углеродистой шихте (с окислени­ем примесей) применяется в том случае если шихтовых материалах повышенное содержание P и остальное содержание сильно отличается от заданной марки стали.
1
^ Шихта легированных отходов

Углеродистая шихта
Содержание шихтыМеталлические отходы легированных сталей Меньшее содержание Mn, Si, P Повышенное P, стальной лом – 90%, передельный чугун до 10%, электродный бой или кокс для науглероживания материала и известь 2 – 3%
I этап (после расплава шихты)Удаляется сера наведением шлака, при необходимости науглероживаютЗасыпают известь и железную руду ~ 1%, через 10 – 15 мин стравливают 60 – 70% шлака – удаляется значит часть P. затем + известь 1—1,5 %до полного расплава периодически добавляется известь+руда вызывая кипение. Для ускорение окисление СО продувают кислородом, периодически сливают шлак для удаления P до значений его содержания 0,01…0,015%.
II этапДиффузионное раскисление подавая на шлак мелкие частицы ферросилиция, алюминия, кокс После этого в печь загружают известь, мелкий кокс и плавиковый шпат для образования восстановительного шлака и приступают к раскислению металла. Кислород, растворенный в металле, начинает переходить в шлак, и образующиеся оксиды железа и марганца восстанавливаются углеродом кокса. После повеления шлака в него вводят более сильные восстановители - молотый ферросилиций или алюминий. Осуществляется активное раскисление шлака, что приводит к диффузионному раскислению металла. Раскисление под белым шлаком длится 30 ... 60 мин. В этот период создаются условия для удаления из металла серы, что объясняется высоким (до 55 ... 60 %) содержанием СаО в шлаке и низким (менее 0,5 %) содержанием FeO и высокой температурой металла
По результатам пробы в печь вводят ферросплавы для получения заданного химического состава металла

При выплавке легированных сталей в дуговых печах в сталь вводят легирующие элементы в виде ферросплавов. Порядок ввода определяется сродством легирую­щих элементов к кислороду. В дуговых печах выплавляют высококачественные углеродистые стали - конструкционные, инструментальные, жаропрочные и жаро­стойкие

 

Производство стали в индукционной печи

 

вернутся к оглавлению



Рис..Устройство индукционной сталеплавильной печи
1. Расплавленная металлическая ванна(чан)  2.Футеровка  3.Слой изоляции теплоты(плавки)  4.Листовой металл преобразователя защищающий структуру печи от рассеянного вихревого тока  5.Виток индуктора  5а.Охлаждение витка  6.Колошник  6а.Разливочный желоб  6b.Скачивание шлака струйного типа  7.Хомут  8.Поглотитель вибрации  9.датчик антенного типа для контроля утечки материала через футеровку  10.Клетка(корпус) рулона(витка)
 

Эта технология использует физический процесс образования вихревых токов в магнитопроводящем материале находящемся в переменном магнитном поле. Под действем этого поля вихревые токи разогревают до расплавления. При этом следует отметить тот факт, что шлак не являясь магнитопроводящим элементом получает тепло от расплавленного металла и его температура ниже, что особенно влияет на процесс химических реакций.

Плюсы этого метода - динмические процессы в расплпавленном металле под действием вихревых токов создают условия для равномерного перемешивания стали, такой способ расплава выталкивает неметалические включения, позволяет выплавлять металлы с низким содержанием углерода, газов, и малым угарным газом возможность создавать любую атмосферу или вакуум.
Минусы - отсутствует возможность регулировать процессы между металлом и шлаком, невысокая стойкость футеровки печи. Процесс требователен к подбору материала шихты.

При загрузке тщательно подбирают химический состав шихты в соответствии с заданным, а необходимое количество ферросплавов для получения заданного химического состава металла загружают на дно тигля вместе с шихтой. После рас­плавления шихты на поверхность металла загружают шлаковую смесь для уменьше­ния тепловых потерь металла и уменьше­ния угара легирующих элементов, защиты его от насыщения газами. При плавке в кислой печи после расплавления и удале­ния плавильного шлака наводят шлак из боя стекла (SiО2). Металл раскисляют ферросилицием, ферромарганцем и алюминием перед выпуском его из печи.

В индукционных печах с основной футеровкой выплавляют высококачественные легированные стали с высоким содержани­ем марганца, никеля, титана, алюминия, а в печах с кислой футеровкой - конструкци­онные, легированные другими элементами стали. В этих печах можно получать стали с низким содержанием углерода и безуглеродистые сплавы, так как в печах нет науглероживающей среды и науглероживание не происходит.

При вакуумной индукционной плавке индуктор с тиглем, дозатор шихты и изложницы помещают в вакуумные камеры. Плавка, введение легирующих добавок, раскислителей, разливка металла в излож­ницы производятся без нарушения вакуу­ма в камере. Таким способом получают сплавы высокого качества с малым содер­жанием газов, неметаллических включе­ний, сплавы, легированные любыми эле­ментами.

 

Разливка стали

 

вернутся к оглавлению



Рис..Строение слитка спокойной стали
а). продольное сечение б). поперечное сечение
1. корковая зона мелких кристалов  2. зона столбчатых кристалов  3. зона крупных равноосных кристалов  4. усадочная раковина  5. усадочная рыхлость 


На качество металла в слитках оказывают влияние прямое — состав плавки, и относительное — состояние жидкой фазы металла (кипящая, спокойная); объем и форма изложницы; скорость застывания

Кристализация и строение стальных слитков

Залитая в изложницы сталь отдает теплоту ее стенкам, поэтому затвердевание стали начинается у стенок изложницы. Толщина закристаллизовавшейся корки увеличивается непрерывно, при этом между жидкой сердцевиной слитка и твердой коркой металла располагается зона, в которой одновременно имеются растущие кристаллы и жидкий металл между ними.

Кристаллизация слитка заканчивается вблизи его продольной оси. Сталь затвердевает в виде кристаллов древовидной формы - дендритов. Размеры и формы дендритов зависят от условий кристаллизации. На строение стального слитка большое влияние оказывает степень раскисленности стали. Спокойная сталь затвердевает без выделения газов, в верхней части слитка образуется усадочная раковина, а в средней - усадочная осевая рыхлость. Для устранения усадочных дефектов слитки спокойной стали отливают с прибылью, которая образуется надставкой со стенками, футерованными огнеупорной массой малой теплопроводности. Поэтому сталь в прибыли долгое время остается жидкой и питает слиток, а усадочная раковина располагается в прибыли.

Стальные слитки неоднородны по химическому составу. Химическая неоднородность, или ликвация, возникает вследствие уменьшения растворимости примесей в железе при его переходе из жидкого состояния в твердое. Ликвация бывает двух видов - дендритная и зональная.
ликвация — (от лат. liquatio - разжижение, плавление) (геол.), процесс разделения первоначально однородного магматического расплава при понижении температуры на две разные по составу несмешивающиеся жидкости. В металлургии — неоднородность химического состава сплава, возникающая при его кристаллизации (в быту - смесь воды с растительным маслом)

Дендритная ликвация - неоднородность стали в пределах одного кристалла (дендрита) - центральной оси и ветвей. Например, при кристаллизации стали содержание серы на границах дендрита по сравнению с содержанием в центре увеличивается в 2 раза, фосфора - в 1,2 раза, а углерода уменьшается почти наполовину.

Зональная ликвация - неоднородность состава стали в различных частях слитка. В верхней части слитка из-за конвекции жидкого металла содержание серы, фосфора и углерода увеличивается в несколько раз, а в нижней части -уменьшается. Зональная ликвация приводит к отбраковке металла вследствие отклонения его свойств от заданных. Поэтому прибыльную и подприбыльную части слитка спокойной стали, а также донную его часть при прокатке обрезают.

В слитках кипящей стали не образуются усадочные раковины: усадка стали рассредоточена по полостям газовых пузырей, возникающих при кипении стали в изложнице. При прокатке слитка газовые пузыри завариваются. Кипение стали влияет на зональную ликвацию в слитках, которая развита в них больше, чем в слитках спокойной стали. Углерод, сера и фосфор потоком металла выносятся в верхнюю часть слитка, отчего свойства стали в этой части слитка ухудшаются. Поэтому при прокатке отрезают только верхнюю часть слитка, так как в донной ликвация мала. Для уменьшения ликвации кипение после заполнения изложницы прекращают, накрывая слиток металлической крышкой ("механическое закупоривание"), либо раскисляют металл алюминием или ферросилицием в верхней части слитка ("химическое закупоривание").

Полуспокойная сталь сохраняет преимущества спокойной и кипящей сталей и не имеет их недостатков, частично раскисляется в печи и ковше, а частично в изложнице. Слиток полуспокойной стали имеет в нижней части структуру спокойной стали, а в верхней - кипящей. Ликвация в верхней части слитка полуспокойной стали меньше, чем кипящей, и близка к ликвации спокойной стали, но слитки полуспокойной стали не имеют усадочных раковин.

^ СПОСОБЫ ПОВЫШЕНИЯ КАЧЕСТВА СТАЛИ

Развитие машиностроения и приборостроения предъявляет возрастающие требования к качеству металла: его прочности, пластичности, газосодержанию. Улучшить эти показатели можно уменьшением в металле вредных примесей, газов, неметаллических включений. Для повышения качества металла используют обработку металлов синтетическим шлаком, вакуумную дегазацию металла, электрошлаковый переплав (ЭШП), вакуумно-дуговой переплав (ВДП), переплав металла в электронно-лучевых и плазменных печах и другие способы

^ Обработка металла синтетическим шлаком заключается в следующем. Синтетический шлак, состоящий из 55 % СаО, 40 % А12О3, небольшого количества SiО2, MgO и минимума FeO, выплавляют в электропечи и заливают в ковш. В этот же ковш затем заливают сталь.

а) б)

Рис 1.10 - 1.11.Обработка стали синтетическим шлаком
а). расплавленный в электропечи шлак вливают в ковш б). в ковше вливаемая сталь перемешивается со шлаком
1. Ковш  2. расплавкленый шлак  3. вливаемая всталь 
При перемешивании стали и шлака поверхность их взаимодействия резко возрастает, и реакции между ними протекают гораздо быстрее, чем в плавильной печи. Благодаря этому, а также низкому содержанию оксида железа в шлаке сталь, обработанная таким способом, содержит меньше серы, кислорода и фосфора

^ Электрошлаковый переплав (ЭШП). В Институте электросварки им. Е. О. Патона разработан способ электрошлаковой сварки крупных стальных деталей. В качестве исходных материалов для плавки используют сталь, полученную традиционным способом, и флюс (плавиковый шпат CaF2, глинозем А1203 и окись кальция СаО). Сталь для электрошлакового переплава прокатывают в стержни или отливают в слитки. Перед началом плавки стержень (электрод) из переплавляемой стали устанавливают в кристаллизаторе на определенном расстоянии от затравки, на которую насыпают электропроводный порошковый флюс (смесь алюминия и магния). В зазор между электродом и стенкой кристаллизатора засыпают рабочий флюс. Электрод и затравку соединяют с электрической сетью, затем электрод опускают до соприкосновения с флюсом на затравке и включают электрический ток. При этом электрическая дуга может возникнуть только в первый момент. В дальнейшем благодаря большому сопротивлению расплавленного шлака температура его поднимается до 2800 К и электрод плавится, причем каждая капля электрода проходит через слой расплавленного шлака и очищается от вредных примесей, газов и шлаковых включений. Содержание серы при этом уменьшается примерно в 1,5-2 раза. Металл скапливается на затравке, образуя слиток, которому можно придать любое сечение в зависимости от внутренней формы кристаллизатора (круглое, квадратное, многогранное, трубчатое и т. д.). В слитках стали, полученных в результате переплава, неметаллические включения, пористость и усадочная рыхлость полностью отсутствуют. Слиток получается химически и структурно более однородным. Следует отметить, что технологически процесс плавки прост, оборудование несложно и недорого.



Электрошлаковая переплавка

Электровауумная переплавкаКонструктивно этот вид переплавки от ЭШП имеет следующие отличия:
1. Род тока - постоянный
2. Для очистки переплавляемого металла шлак не используется
3.Перплавляемый слиток и вехняя часть кристаллизатора закрывается корпусом, через который вакуумируется рабочее пространство.
В слитках стали, полученных в результате переплава, неметаллические включения, пористость и усадочная рыхлость полностью отсутствуют. Слиток получается химически и структурно более однородным. Следует отметить, что технологически процесс плавки прост, оборудование несложно и недорого.

^ РАЗЛИВКА СТАЛИ

Самый простой и имеющий давнюю историческую традицию — способ разливка стали в изложницы напрямую из ковша. Этот способ применяют для отливки простых углеродистых сталей.



Рис 1.12.Разливка стали в изложницы из ковша

В настоящее время существуют и другие способы отливки, такие как, сифонная и непрерывная.



Рис 1.13. Сифонная разливка стали

При сифонной разливке сталью заполняют несколько изложниц (от 4 до 60). Изложницы устанавливают на поддоне 6, в центре которого располагается центровой литник 3, футерованный огнеупорными трубками 4, соединенный каналами 7 с изложницами. Жидкая сталь 2 из ковша 1 поступает в центровой литник и снизу плавно, без разбрызгивания заполняет изложницу 5. Поверхность слитка получается чистой, можно разливать большую массу металла одновременно в несколько слитков. Разливку сифоном используют для легированных и высококачественных сталей.



Рис 1.14.Машины непрерывного литья заготовок (МНЛЗ)

Непрерывная разливка стали состоит в том, что жидкую сталь из ковша 1 через промежуточное разливочное устройство 2 непрерывно подают в водоохлаждаемый кристаллизатор 3, из нижней части которого вытягивается затвердевающий слиток 4. Перед заливкой металла в кристаллизатор вводят затравку, образующую его дно. Жидкий металл, попадая в кристаллизатор и на затравку, охлаждается, затвердевает, образуя корку, и соединяется с затравкой. Затравка тянущими валками 5 вытягивается из кристаллизатора вместе с затвердевающим слитком, сердцевина которого еще жидкая. Скорость вытягивания слитка из кристаллизатора составляет от 0,3 до 10 м/мин, она зависит от его поперечного сечения, температуры разливаемого металла, условий вторичного охлаждения и теплофизиче-ских свойств разливаемой стали. Например, скорость вытягивания слитков с сечениями 150 х 500 и 300 х 2000 мм около 1 м/мин. На выходе из кристаллизатора слиток охлаждается водой из форсунки в зоне 6 вторичного охлаждения. Затем затвердевший слиток попадает в зону 7 резки, где его разрезают газовым резаком 8 на слитки заданной длины. Таким способом отливают слитки с прямоугольным поперечным сечением (150 х 500 ... 300 х 2000 мм), с квадратным сечением (150 х 150 ... 400 х 400 мм), круглые в виде толстостенных труб. Вследствие направленного затвердевания и непрерывного питания при усадке слитки непрерывной разливки имеют плотное строение и мелкозернистую структуру, в них отсутствуют усадочные раковины. Выход годных заготовок может достигать 96 ... 98 % массы разливаемой стали.

вернутся к оглавлению

 

Раздел 1.1. Производство Цветных металлов

 

Производство меди

вернутся к оглавлению

Медь получают главным образом пирометаллургическим способом. Пирометаллургия — это совокупность металлургических процессов, протекающих при высоких температурах. Производство меди из медных руд включает их обогащение, обжиг, плавку на полупродукт — штейн, выплавку из штейна черновой меди (конвертирование) и ее очистку от примесей (рафинирование).



Рис 1.22.Схема производства меди

 

Для производства меди применяют медные руды, содержащие 1 ... 6 % Сu, а также отходы меди и ее сплавов. В рудах медь обычно находится в виде сернистых соединений (CuFeS2, Cu2S, CuS), оксидов (Cu2О, CuO) или гидрокарбонатов [CuCО3, Cu(OH)2, 2CuC03, Cu(OH)2]. Перед плавкой медные руды обогащают и получают концентрат. Для уменьшения содержания серы в концентрате его подвергают окислительному обжигу при температуре 750 ... 800 °С. Полученный концентрат переплавляют в отражательных или электрических печах. При температуре 1250 ... 1300 °С восстанавливаются оксид меди "CuO) и высшие оксиды железа. Образующийся оксид меди (Cu2O), реагируя с FeS, дает Cu2S. Сульфиды меди и железа сплавляются и образуют штейн, а расплавленные силикаты железа растворяют другие оксиды и образуют шлак. Затем расплавленный медный штейн заливают в конвертеры и продувают воздухом (конвертируют) для окисления сульфидов меди и железа и получения черновой меди. Черновая медь содержит 98,4 ... 99,4 % Си и небольшое количество примесей. Эту медь разливают в изложницы.

Черновую медь рафинируют для удаления вредных примесей и газов. Сначала производят огневое рафинирование в отражательных печах. Примеси S, Fe, Ni, As, Sb и другие окисляются кислородом воздуха, подаваемым по стальным трубкам, погруженным в расплавленную черновую медь. Затем удаляют газы, для чего снимают шлак и погружают в медь сырое дерево. Пары воды перемешивают медь и способствуют удалению S02 и других газов. При этом медь окисляется, и для освобождения ее от Cu2О ванну жидкой меди покрывают древесным углем и погружают в нее деревянные жерди. При сухой перегонке древесины, погруженной в медь, образуются углеводороды, которые восстанавливают Cu2О.

После огневого рафинирования получают медь чистотой 99 ... 99,5 %. Из нее отливают чушки для выплавки сплавов меди (бронзы и латуни) или плиты для электролитического рафинирования. Электролитическое рафинирование проводят для получения чистой от примесей меди (99,5 % Си). Электролиз ведут в ваннах, покрытых изнутри винипластом или свинцом. Аноды делают из меди огневого рафинирования, а катоды - из листов чистой меди. Электролитом служит водный раствор CuS04 (10 ... 16 %) и H2S04 (10 ... 16 %). При пропускании постоянного тока анод растворяется, медь переходит в раствор, а на катодах разряжаются ионы меди:

Сu2+ + 2е- = Сu.
Примеси (мышьяк, сурьма, висмут и др.) осаждаются на дно ванны, их удаляют и перерабатывают для извлечения этих металлов. Катоды выгружают, промывают и переплавляют в электропечах.

вернутся к оглавлению

 

Производство алюминия

 

вернутся к оглавлению

Основным способом производства алюминия в настоящее время является электролитический. Электролиз - это совокупность процессов электрохимического окисления-восстановления, происходящих на погруженных в электролит электродах при прохождении электрического тока. Производство алюминия включает получение безводного, свободного от примесей оксида алюминия (глинозема); получение криолита из плавикового шпата; электролиз глинозема в расплавленном криолите. Упрощенная схема технологического процесса производства алюминия приведена на рис. Основное сырье для производства алюминия - алюминиевые руды: бокситы, нефелины, алуниты, каолины. Наибольшее значение имеют бокситы. Алюминий в них содержится в виде минералов - гид-роксидов Аl(ОН)3, АlO(ОН), корунда А1203 и каолинита А12O3 o 2SiO2 o 2Н2O. Алюминий получают электролизом глинозема - оксида алюминия (А12O3) - в расплавленном криолите (Na3AlF6) с добавлением фтористых алюминия и натрия (A1F3, NaF).



Рис 1.23.Схема производства алюминия

Глинозем получают из бокситов путем их обработки щелочью: А12O3 o nН2O + 2NaOH = = 2NaA1O2 + (n + l)H2O. Полученный алюминат натрия NaA1O2 подвергают гидролизу: NaA1O2 + 2Н2O = NaOH + А1(ОН)3. В результате в осадок выпадают кристаллы гидроксида алюминия А1(ОН)3. Гидроксид алюминия обезвоживают во вращающихся печах при температуре 1150 ... 1200 °С и получают обезвоженный глинозем А12O3.

Для производства криолита сначала из плавикового шпата получают фтористый водород, а затем плавиковую кислоту, В раствор плавиковой кислоты вводят А1(ОН)3, в результате чего образуется фторалюминиевая кислота, которую нейтрализуют содой, и получают криолит, выпадающий в осадок: 2H3A1F6 + 3Na2CO3 = = 2Na3AlF6 + 3СO2 + 3H20. Его отфильтровывают и просушивают в сушильных барабанах. Электролиз глинозема А12O3 проводят в электролизере, в котором имеется ванна из углеродистого материала. В ванне слоем 250 ... 300 мм находится расплавленный алюминий, служащий катодом, и жидкий криолит. Анодное устройство состоит из угольного анода, погруженного в электролит. Постоянный ток силой 70 ... 75 кА и напряжением 4 ... 4,5 В подводится для электролиза и разогрева электролита до температуры 1000 °С. Электролит состоит из криолита, глинозема, A1F3 и NaF. Криолит и глинозем в электролите диссоциируют; на катоде разряжается ион А13+ и образуется алюминий, а на аноде - ион О2-, который окисляет углерод анода до СО и СO2, удаляющихся из ванны через вентиляционную систему. Алюминий собирается на дне ванны под слоем электролита. Его периодически извлекают, используя специальное устройство. Для нормальной работы ванны на ее дне оставляют немного алюминия.

Алюминий, полученный электролизом, называют алюминием-сырцом. В нем содержатся металлические и неметаллические примеси, газы. Примеси удаляют рафинированием, для чего продувают хлор через расплав алюминия. Образующийся парообразный хлористый алюминий, проходя через расплавленный металл, обволакивает частички примесей, которые всплывают на поверхность металла, где их удаляют. Хлорирование алюминия способствует также удалению Na, Ca, Mg и газов, растворенных в алюминии

Затем жидкий алюминий выдерживают в ковше или электропечи в течение 30 ... 45 мин при температуре 690 ... 730 °С для всплывания неметаллических включений и выделения газов из металла. После рафинирования чистота первичного алюминия составляет 99,5 ... 99,85 %

 

Производство магния

вернутся к оглавлению



Рис 1.24.Схема производства магния

Для производства магния наибольшее распространение получил электролитический способ. Производство магния включает получение чистых безводных солей магния (хлористого магния), электролиз этих солей в расплавленном состоянии и рафинирование металлического магния. Основная составляющая электролита -хлористый магний (MgCl2), а для снижения температуры плавления и повышения его электропроводности в него вводят NaCl, СаС12, КО и в небольших количествах NaF и CaF2.

Основным сырьем для получения магния являются карналлит (MgCl2 o КС1 o 6Н2O), магнезит (MgCO3), доломит (СаСO3 х MgCO3), бишофит (MgCl2 o 6Н2O). Наибольшее количество магния получают из карналлита. Сначала карналлит обогащают и обезвоживают. Безводный карналлит (MgCl2 o КС1) используют для приготовления электролита.

Электролиз осуществляют в электролизере, футерованном шамотным кирпичом. Анодами служат графитовые пластины, а катодами - стальные пластины. Электролизер заполняют расплавленным электролитом состава 10 % MgCl2, 45 % СаС12, 30 % NaCl, 15 % КС1 с небольшими добавками NaF и CaF2. Такой состав электролита необходим для понижения температуры его плавления (720 ± 10 °С). Для электролитического разложения хлористого магния через электролит пропускают ток. В результате образуются ионы хлора, которые движутся к аноду. Ионы магния движутся к катоду и после разряда выделяются на поверхности, образуя капельки жидкого чернового магния. Магний имеет меньшую плотность, чем электролит, поэтому он всплывает на поверхность, откуда его периодически удаляют вакуумным ковшом.

Черновой магний содержит 5 % примесей, поэтому его рафинируют переплавкой с флюсами. Для этого черновой магний и флюс, состоящий из MgCl2, KC1, ВаС12, CaF2, NaCl, СаС12 нагревают в электропечи до температуры 700 ... 750 °С и перемешивают. При этом неметаллические примеси переходят в шлак. Затем печь охлаждают до температуры 670 °С и магний разливают в изложницы на чушки.

 

 

Производство титана

вернутся к оглавлению



Рис 1.25.Схема магнетермического способа получения меди

Титан получают магниетермическим способом. Производство титана включает обогащение титановых руд, выплавку из них титанового шлака с последующим получением из него четыреххлористого титана и восстановление из последнего металлического титана магнием.

Сырьем для получения титана являются титаномагнетитовые руды, из которых выделяют ильменитовый концентрат, содержащий 40 ... 45 % TiO2, -30 % FeO, 20 % Fe2O3 и 5 ... 7 % пустой породы. Название этот концентрат получил по наличию в нем минерала ильменита FeOTiO2. Ильменитовый концентрат плавят в смеси с древесным углем, антрацитом, где оксиды железа и титана восстанавливаются. Образующееся железо науглероживается, и получается чугун, а низшие оксиды титана переходят в шлак. Чугун и шлак -разливают отдельно в изложницы. Основной продукт этого процесса - титановый шлак - содержит 80 ... 90 % TiO2, 2 ... 5 % FeO и примеси SiO2, A12O3, СаО и др. Побочный продукт этого процесса - чугун -используют в металлургическом производстве. Полученный титановый шлак подвергают хлорированию в специальных печах. В нижней части печи располагают угольную насадку, нагревающуюся при пропускании через нее электрического тока. В печь подают брикеты титанового шлака, а через фурмы внутрь печи - хлор. При температуре 800 ... 1250 °С в присутствии углерода образуется четыреххлористый титан, а также хлориды
СаС12, MgCl2 и др.: ТiO2 + 2С + 2С12 - TiCl, + 2CO.

Четыреххлористый титан отделяется и очищается от остальных хлоридов благодаря различию температуры кипения этих хлоридов методом ректификации в специальных установках. Титан из четыреххлористого титана восстанавливают в реакторах при температуре 950 ... 1000 °С. В реактор загружают чушковый магний; после откачки воздуха и заполнения полости реактора аргоном внутрь его подают парообразный четыреххлористый титан. Между жидким магнием и четыреххлористым титаном происходит реакция
2Mg + TiCl2 = Ti + 2MgCl2.
Твердые частицы титана спекаются в пористую массу - губку, а жидкий MgCl2 выпускают через летку реактора.

Титановая губка содержит 35 ... 40 % магния и хлористого магния. Для удаления из титановой губки этих примесей ее нагревают до температуры 900 ... 950 °С в вакууме. Титановую губку плавят методом вакуумно-дугового переплава. Вакуум в печи предохраняет титан от окисления и способствует очистке его от примесей. Полученные слитки титана имеют дефекты, поэтому их вторично переплавляют, используя как расходуемые электроды. После этого чистота титана составляет 99,6 ... 99,7 %. После вторичного переплава слитки используют для обработки давлением.
вернутся к оглавлению



Скачать файл (4418.5 kb.)

Поиск по сайту:  

© gendocs.ru
При копировании укажите ссылку.
обратиться к администрации
Рейтинг@Mail.ru