Производство стали в мартеновских печах

ЛЕКЦИЯ 4

Тема 4 Основы металлургического производства.

Пиро-, гидро-, электрометаллургия. Исходные материалы для плавки: руда, топливо, флюсы, раскислители, модификаторы, легирующие элементы, шлаки предыдущих плавок.

Основные этапы получения металлов и сплавов: дробление и сортировка руд, обогащение руд, получение промежуточных продуктов из концентратов, получение технически чистого металла, получение металлов повышенной чистоты.

Прямое восстановление железа из руд.

Производство чугуна. Продукты доменной плавки.

Производство стали. Кислородно-конверторная, мартеновская и электроплавка. Непрерывная разливка стали.

Методы получения стали и сплавов особо высокого качества: двойной (в том числе вакуумный) переплав; электрошлаковый переплав (ЭШП); электронно-лучевой переплав (ЭПЛ); плазменно-дуговой переплав (ПДП); обработка стали в ковше синтетическим шлаком; направленная кристаллизация с зонной очисткой, получение монокристаллов с заданными свойствами.

Особенности производства цветных металлов (меди, алюминия и др.).

Металлургия меди: пирометаллургическое получение меди из руд и концентратов; плавка медных руд и концентратов в электрических и других печах; выделение металлической меди и конвертирование медных штейнов; рафинирование меди.

Металлургия алюминия: сырье; производство глинозема; получение металлического алюминия; влияние различных факторов на расход электроэнергии в процессе электролиза; рафинирование алюминия.

Современное металлургическое производство и его продукция

Современное металлургическое производство представляет собой комплекс различных производств, базирующихся на месторождениях руд и коксующихся углей, энергетических комплексах. Оно включает:

– шахты и карьеры по добыче руд и каменных углей;

– горно-обогатительные комбинаты, где обогащают руды, подготавливая их к плавке;

– коксохимические заводы (подготовка углей, их коксование и извлечение из них полезных химических продуктов);

– энергетические цехи для получения сжатого воздуха (для дутья доменных печей), кислорода, очистки металлургических газов;

– доменные цехи для выплавки чугуна и ферросплавов или цехи для производства железорудных металлизованных окатышей;

– заводы для производства ферросплавов;

– сталеплавильные цехи (конвертерные, мартеновские, электросталеплавильные);

– прокатные цехи (слиток в сортовой прокат).

Основная продукция чёрной металлургии:

– чугуны: передельный, используемый для передела на сталь, и литейный, для производства фасонных отливок;

– железорудные металлизованные окатыши для выплавки стали;

– ферросплавы (сплавы железа с повышенным содержанием марганца, кремния, ванадия, титана и т.д.) для легированных сталей;

– стальные слитки для производства проката,

– стальные слитки для изготовления крупных кованных валов, дисков (кузнечные слитки).

Основная продукция цветной металлургии:

– слитки цветных металлов для производства проката;

– слитки для изготовления отливок на машиностроительных заводах;

– лигатуры – сплавы цветных металлов с легирующими элементами для производства сложных легированных сплавов;

– слитки чистых и особо чистых металлов для приборостроения и электротехники.

Материалы для производства металлов и сплавов

Для производства чугуна, стали и цветных металлов используют руду, флюсы, топливо, огнеупорные материалы.

Промышленная руда – горная порода, из которой целесообразно извлекать металлы и их соединения (содержание металла в руде должно быть не менее 30…60 % для железа, 3..5% для меди, 0,005…0,02 % для молибдена).

Руда состоит из минералов, содержащих металл или его соединения, и пустой породы. Называют руду по одному или нескольким металлам, входящим в их состав, например: железные, медно-никелевые.

В зависимости от содержания добываемого элемента различают руды богатые и бедные. Бедные руды обогащают – удаляют часть пустой породы.

Флюсы – материалы, загружаемые в плавильную печь для образования легкоплавкого соединения с пустой породой руды или концентратом и золой топлива. Такое соединение называется шлаком.

Обычно шлак имеет меньшую плотность, чем металл, поэтому он располагается над металлом и может быть удален в процессе плавки. Шлак защищает металл от печных газов и воздуха. Шлак называют кислым, если в его составе преобладают кислотные оксиды ( ), и основным, если в его составе больше основных оксидов ( )

Вводят в виде агломерата и окатышей.

Топливо – в металлургических печах используется кокс, природный газ, мазут, доменный (колошниковый) газ.

Кокс получают сухой перегонкой при температуре 1000 ⁰С (без доступа воздуха) каменного угля коксующихся сортов. В коксе содержится 80…88 % углерода, 8…12 % золы, 2…5 % влаги. Куски кокса должны иметь размеры 25…60 мм. Это прочное неспекающееся топливо, служит не только горючим для нагрева, но и химическим реагентом для восстановления железа из руды.

Огнеупорные материалы применяют для изготовления внутреннего облицовочного слоя (футеровки) металлургических печей и ковшей для расплавленного металла.

Они способны выдержать нагрузки при высоких температурах, противостоять резким изменениям температуры, химическому воздействию шлака и печных газов.

По химическим свойствам огнеупорные материалы разделяют на группы: кислые (кварцевый песок, динасовый кирпич), основные (магнезитовый кирпич, магнезитохромитовый кирпич), нейтральные (шамотный кирпич).

Взаимодействие основных огнеупорных материалов и кислых шлаков, и наоборот, может привести к разрушению печи.

Углеродистый кирпич и блоки содержат до 92 % углерода в виде графита, обладают повышенной огнеупорностью. Применяются для кладки лещади доменных печей, электролизных ванн для получения алюминия, тиглей для плавки и разливки медных сплавов.

Производство чугуна.

Чугун – сплав железа и углерода с сопутствующими элементами (содержание углерода более 2,14 %).

Для выплавки чугуна в доменных печах используют железные руды, топливо, флюсы.

К железным рудам относятся:

– магнитный железняк ( ) с содержанием железа 55…60 %, месторождения – Соколовское, Курская магнитная аномалия (КМА);

– красный железняк ( ) с содержанием железа 55…60 % , месторождения – Кривой Рог, КМА;

– бурый железняк (гидраты оксидов железа 2Fe₂O₃ * 3H₂O и Fe₂O₃ * H₂O) c содержанием железа 37…55 % – Керчь.

Марганцевые руды применяются для выплавки сплава железа с марганцем – ферромарганца ( 10…82% ), а также передельных чугунов, содержащих до 1% марганца. Mарганец в рудах содержится в виде окислов и карбонатов: и др..

Хромовые руды применяются для производства феррохрома, металлического хрома и огнеупорных материалов – хромомагнезитов.

Топливом для доменной плавки служит кокс, возможна частичная замена газом, мазутом.

Флюсом является известняк или доломитизированный известняк, содержащий и , так как в шлак должны входить основные оксиды ( ), которые необходимы для удаления серы из металла.

Подготовка руд к доменной плавке осуществляется для повышения производительности доменной печи, снижения расхода кокса и улучшения качества чугуна.

Метод подготовки зависит от качества руды.

Дробление и сортировка руд по крупности служат для получения кусков оптимальной величины, осуществляются с помощью дробилок и классификаторов.

Обогащение руды основано на различии физических свойств минералов, входящих в ее состав:

а) промывка – отделение плотных составляющих от пустой рыхлой породы;

б) гравитация (отсадка) – отделение руды от пустой породы при пропускании струи воды через дно вибрирующего сита: пустая порода вытесняется в верхний слой и уносится водой, а рудные минералы опускаются;

в) магнитная сепарация – измельчённую руду подвергают действию магнита, притягивающего железосодержащие минералы и отделяющего их от пустой породы.

Окусковывание производят для переработки концентратов в кусковые материалы необходимых размеров. Применяют два способа окусковывания: агломерацию и окатывание.

При агломерации шихту, состоящую из железной руды (40…50 %), известняка (15…20 %), возврата мелкого агломерата (20…30 %), коксовой мелочи (4…6 %), влаги (6…9 %), спекают на агломерационных машинах при температуре 1300…1500 ⁰С. При спекании из руды удаляются вредные примеси (сера, мышьяк), разлагаются карбонаты, и получается кусковой пористый офлюсованный агломерат,

При окатывании шихту из измельчённых концентратов, флюса, топлива увлажняют и при обработке во вращающихся барабанах она приобретает форму шариков-окатышей диаметром до 30 мм. Их высушивают и обжигают при температуре 1200…1350 ⁰С.

Использование агломерата и окатышей исключает отдельную подачу флюса– известняка в доменную печь при плавке.

Выплавка чугуна.

Чугун выплавляют в печах шахтного типа – доменных печах.

Сущность процесса получения чугуна в доменных печах заключается в восстановлении оксидов железа, входящих в состав руды оксидом углерода, водородом и тв¨рдым углеродом, выделяющимся при сгорании топлива.

При выплавке чугуна решаются задачи:

1. Восстановление железа из окислов руды, науглероживание его и удаление в виде жидкого чугуна определённого химического состава.

2. Оплавление пустой породы руды, образование шлака, растворение в нём золы кокса и удаление его из печи.

Устройство и работа доменной печи.

Доменная печь (рис. 1.1) имеет стальной кожух, выложенный огнеупорным шамотным кирпичом. Рабочее пространство печи включает колошник 6, шахту 5, распар 4, заплечики 3, горн 1, лещадь 15.

В верхней части колошника находится засыпной аппарат 8, через который в печь загружают шихту. Шихту подают в вагонетки 9 подъемника, которые передвигаются по мосту 12 к засыпному аппарату и, опрокидываясь, высыпают шихту в приемную воронку 7 распределителя шихты. При опускании малого конуса 10 шихта попадает в чашу 11, а при опускании большого конуса 13 – в доменную печь, что предотвращает выход газов из доменной печи в атмосферу.

Рис. 1.1. Устройство доменной печи

При работе печи шихтовые материалы, проплавляясь, опускаются, а через загрузочное устройство подают новые порции шихты, чтобы весь полезный объем был заполнен.

Полезный объем печи – объем, занимаемый шихтой от лещади до нижней кромки большого конуса засыпного аппарата при его опускании.

Полезная высота доменной печи (Н) достигает 35 м, а полезный объем – 2000…5000 м³.

В верхней части горна находятся фурменные устройства 14, через которые в печь поступает нагретый воздух, необходимый для горения топлива. Воздух поступает из воздухонагревателя, внутри которого имеются камера сгорания и насадка из огнеупорного кирпича, в которой имеются вертикальные каналы. В камеру сгорания к горелке подается очищенный доменный газ, который, сгорая, образует горячие газы. Проходя через насадку, газы нагревают ее и удаляются через дымовую трубу. Через насадку пропускается воздух, он нагревается до температуры 1000…1200 ⁰С и поступает к фурменному устройству, а оттуда через фурмы 2 – в рабочее пространство печи. После охлаждения насадок нагреватели переключаются.

Горение топлива. Вблизи фурм природный газ и углерод кокса, взаимодействуя с кислородом воздуха, сгорают:

В результате горения выделяется большое количество теплоты, в печи выше уровня фурм развивается температура выше 2000 ⁰С.

Продукты сгорания взаимодействуют с раскаленным коксом по реакциям:

Образуется смесь восстановительных газов, в которой окись углерода является главным восстановителем железа из его оксидов. Для увеличения производительности подаваемый в доменную печь воздух увлажняется, что приводит к увеличению содержания восстановителя.

Горячие газы, поднимаясь, отдают теплоту шихтовым материалам и нагревают их, охлаждаясь до 300…400 ⁰С у колошника.

Шихта (агломерат, кокс) опускается навстречу потоку газов, и при температуре около 570 ⁰С начинается восстановление оксидов железа.

Восстановление железа в доменной печи.

Закономерности восстановления железа выявлены академиком Байковым А.А.

Восстановление железа происходит по мере продвижения шихты вниз по шахте и повышения температуры от высшего оксида к низшему, в несколько стадий:

Температура определяет характер протекания химических реакций.

Восстановителями окcидов железа являются твердый углерод, оксид углерода и водород.

Восстановление твердым углеродом (коксом) называется прямым восстановлением, протекает в нижней части печи (зона распара), где более высокие температуры, по реакции:

Восстановление газами ( и ) называется косвенным восстановлением, протекает в верхней части печи при сравнительно низких температурах, по реакциям:

За счет и восстанавливаются все высшие оксиды железа до низшего и 40…60 % металлического железа.

При температуре 1000…1100 ⁰C восстановленное из руды тв¨рдое железо, взаимодействуя с оксидом углерода, коксом и сажистым углеродом, интенсивно растворяет углерод. При насыщении углеродом температура плавления понижается и на уровне распара и заплечиков железо расплавляется (при температуре около 1300 ⁰С).

Капли железоуглеродистого сплава, протекая по кускам кокса, дополнительно насыщаются углеродом (до 4%), марганцем, кремнием, фосфором, которые при температуре 1200 ⁰C восстанавливаются из руды, и серой, содержащейся в коксе.

В нижней части доменной печи образуется шлак в результате сплавления окислов пустой породы руды, флюсов и золы топлива. Шлаки содержат . Шлак образуется постепенно, его состав меняется по мере стекания в горн, где он скапливается на поверхности жидкого чугуна, благодаря меньшей плотности. Состав шлака зависит от состава применяемых шихтовых материалов и выплавляемого чугуна.

Чугун выпускают из печи каждые 3…4 часа через чугунную летку 16, а шлак – каждые 1…1,5 часа через шлаковую летку 17 (летка – отверстие в кладке, расположенное выше лещади).

Летку открывают бурильной машиной, затем закрывают огнеупорной массой. Сливают чугун и шлак в чугуновозные ковши и шлаковозные чаши.

Чугун поступает в кислородно-конвертерные или мартеновские цехи, или разливается в изложницы разливочной машиной, где он затвердевает в виде чушек-слитков массой 45 кг.

Продукты доменной плавки

Основным продуктом доменной плавки является чугун.

Передельный чугун предназначается для дальнейшего передела в сталь. На его долю приходится 90 % общего производства чугуна. Обычно такой чугун содержит 3,8…4,4 % углерода, 0,3…1,2 % кремния, 0,2…1 % марганца, 0,15…0,20 % фосфора, 0,03…0,07 % серы.

Литейный чугун применяется после переплава на машиностроительных заводах для получения фасонных отливок.

Кроме чугуна в доменных печах выплавляют

Ферросплавы – сплавы железа с кремнием, марганцем и другими элементами. Их применяют для раскисления и легирования стали.

Побочными продуктами доменной плавки являются шлак и доменный газ.

Из шлака изготовляют шлаковату, цемент, удобрения (стараются получить гранулированный шлак, для этого его выливают на струю воды).

Доменный газ после очистки используется как топливо для нагрева воздуха, вдуваемого в печь.

Важнейшие технико-экономические показатели работы доменных печей

1. Коэффициент использования полезного объёма доменной печи (КИПО) – это отношение полезного объема печи V (м³) к ее среднесуточной производительности Р (т) выплавленного чугуна.

(м³/т)

Чем ниже КИПО, тем выше производительность печи. Для большинства доменных печей КИПО = 0,5…0,7 (для передовых – 0,45)

2.Удельный расход кокса, К – это отношение расхода кокса за сутки А(т) к количеству чугуна, выплавленного за это же время Р(т).

Удельный расход кокса в доменных печах составляет 0,5…0,7 (для передовых – 0,36…0,4)

K – важный показатель, так как стоимость кокса составляет более 50% стоимости чугуна

Процессы прямого получения железа из руд

Под процессами прямого получения железа понимают такие химические, электрохимические или химико-термические процессы, которые дают возможность получать непосредственно из руды, минуя доменную печь, металлическое железо в виде губки, крицы или жидкого металла.

Такие процессы ведутся, не расходуя металлургический кокс, флюсы, электроэнергию (на подготовку сжатого воздуха), а также позволяют получить очень чистый металл.

Методы прямого получения железа известны давно. Опробовано более 70 различных способов, но лишь немногие осуществлены и притом в небольшом промышленном масштабе.

В последние годы интерес к этой проблеме вырос, что связано, помимо замены кокса другим топливом, с развитием способов глубокого обогащения руд, обеспечивающих не только высокого содержания железа в концентратах (70…72%), но и почти полное освобождение его от серы и фосфора.

Получение губчатого железа в шахтных печах.

Схема процесса представлена на рис. 2.1.

При получении губчатого железа добытую руду обогащают и получают окатыши. Окатыши из бункера 1 по грохоту 2поступают в короб 10 шихтозавалочной машины и оттуда в шахтную печь 9, работающую по принципу противотока. Просыпь от окатышей попадает в бункер 3 с брикетировочным прессом и в виде окатышей вновь поступает на грохот 2. Для восстановления железа из окатышей в печь по трубопроводу 8 подают смесь природного и доменного газов, подвергнутую в установке 7конверсии, в результате которой смесь разлагается на водород и оксид углерода . В восстановительной зоне печи Всоздается температура 1000…1100 ⁰C, при которой и восстанавливают железную руду в окатышах до твёрдого губчатого железа. Содержание железа в окатышах достигает 90…95%. Для охлаждения железных окатышей по трубопроводу 6 в зону охлаждения 0 печи подают воздух. Охлаждённые окатыши 5 выдаются на конвейер 4 и поступают на выплавку стали в электропечах.

Рис. 2.1. Схема установки для прямого восстановления железа из руд и получения металлизованных окатышей

Восстановление железа в кипящем слое.

Мелкозернистую руду или концентрат помещают на решётку, через которую подают водород или другой восстановительный газ под давлением 1,5 МПа. Под давлением водорода частицы руды находятся во взвешенном состоянии, совершая непрерывное движение и образуя «кипящий», «псевдосжиженный» слой. В кипящем слое обеспечивается хороший контакт газа-восстановителя с частицами оксидов железа. На одну тонну восстановленного порошка расход водорода составляет 600…650 м³.

Получение губчатого железа в капсулах-тиглях.

Используют карбидокремниевые капсулы диаметром 500 мм и высотой 1500 мм. Шихта загружается концентрическими слоями. Внутренняя часть капсулы заполнена восстановителем – измельченным твердым топливом и известняком (10…15%) для удаления серы. Второй слой – восстанавливаемая измельченная руда или концентрат, окалина, затем еще один концентрический слой – восстановителя и известняка. Установленные на вагонетки капсулы медленно перемещаются в туннельной печи длиной до 140 м, где происходит нагрев, выдержка при 1200 ⁰C и охлаждение в течение 100 часов.

Восстановленное железо получают в виде толстостенных труб, их чистят, дробят и измельчают, получая железный порошок с содержанием железа до 99 %, углерода – 0,1…0,2%.

Производство стали

Сущность процесса

Стали – железоуглеродистые сплавы, содержащие практически до 1,5% углерода, при большем его содержании значительно увеличиваются твёрдость и хрупкость сталей и они не находят широкого применения.

Основными исходными материалами для производства стали являются передельный чугун и стальной лом (скрап).

Содержание углерода и примесей в стали значительно ниже, чем в чугуне. Поэтому сущность любого металлургического передела чугуна в сталь – снижение содержания углерода и примесей путем их избирательного окисления и перевода в шлак и газы в процессе плавки.

Железо окисляется в первую очередь при взаимодействии чугуна с кислородом в сталеплавильных печах:

Одновременно с железом окисляются кремний, фосфор, марганец и углерод. Образующийся оксид железа при высоких температурах отдаёт свой кислород более активным примесям в чугуне, окисляя их.

Процессы выплавки стали осуществляют в три этапа.

Первый этап – расплавление шихты и нагрев ванны жидкого металла.

Температура металла сравнительно невысокая, интенсивно происходит окисление железа, образование оксида железа и окисление примесей: кремния, марганца и фосфора.

Наиболее важная задача этапа – удаление фосфора. Для этого желательно проведение плавки в основной печи, где шлак содержит . Фосфорный ангидрид образует с оксидом железа нестойкое соединение . Оксид кальция – более сильное основание, чем оксид железа, поэтому при невысоких температурах связывает и переводит его в шлак:

Для удаления фосфора необходимы невысокие температура ванны металла и шлака, достаточное содержание в шлаке . Для повышения содержания в шлаке и ускорения окисления примесей в печь добавляют железную руду и окалину, наводя железистый шлак. По мере удаления фосфора из металла в шлак, содержание фосфора в шлаке увеличивается. Поэтому необходимо убрать этот шлак с зеркала металла и заменить его новым со свежими добавками .

Второй этап – кипение металлической ванны – начинается по мере прогрева до более высоких температур.

При повышении температуры более интенсивно протекает реакция окисления углерода, происходящая с поглощением теплоты:

Для окисления углерода в металл вводят незначительное количество руды, окалины или вдувают кислород.

При реакции оксида железа с углеродом, пузырьки оксида углерода выделяются из жидкого металла, вызывая «кипение ванны». При «кипении» уменьшается содержание углерода в металле до требуемого, выравнивается температура по объему ванны, частично удаляются неметаллические включения, прилипающие к всплывающим пузырькам , а также газы, проникающие в пузырьки . Все это способствует повышению качества металла. Следовательно, этот этап - основной в процессе выплавки стали.

Также создаются условия для удаления серы. Сера в стали находится в виде сульфида ( ), который растворяется также в основном шлаке. Чем выше температура, тем большее количество сульфида железа растворяется в шлаке и взаимодействует с оксидом кальция :

Образующееся соединение растворяется в шлаке, но не растворяется в железе, поэтому сера удаляется в шлак.

Третий этап – раскисление стали. Заключается в восстановлении оксида железа, растворённого в жидком металле.

При плавке повышение содержания кислорода в металле необходимо для окисления примесей, но в готовой стали кислород – вредная примесь, так как понижает механические свойства стали, особенно при высоких температурах.

Сталь раскисляют двумя способами: осаждающим и диффузионным.

Осаждающее раскисление осуществляется введением в жидкую сталь растворимых раскислителей (ферромарганца, ферросилиция, алюминия), содержащих элементы, которые обладают большим сродством к кислороду, чем железо.

В результате раскисления восстанавливается железо и образуются оксиды: , которые имеют меньшую плотность, чем сталь, и удаляются в шлак.

Диффузионное раскисление осуществляется раскислением шлака. Ферромарганец, ферросилиций и алюминий в измельчённом виде загружают на поверхность шлака. Раскислители, восстанавливая оксид железа, уменьшают его содержание в шлаке. Следовательно, оксид железа, растворённый в стали переходит в шлак. Образующиеся при этом процессе оксиды остаются в шлаке, а восстановленное железо переходит в сталь, при этом в стали снижается содержание неметаллических включений и повышается ее качество .

В зависимости от степени раскисления выплавляют стали:

а) спокойные,

б) кипящие,

в) полуспокойные.

Спокойная сталь получается при полном раскислении в печи и ковше.

Кипящая сталь раскислена в печи не полностью. Ее раскисление продолжается в изложнице при затвердевании слитка, благодаря взаимодействию оксида железа и углерода: ,

Образующийся оксид углерода выделяется из стали, способствуя удалению из стали азота и водорода, газы выделяются в виде пузырьков, вызывая её кипение. Кипящая сталь не содержит неметаллических включений, поэтому обладает хорошей пластичностью.

Полуспокойная сталь имеет промежуточную раскисленность между спокойной и кипящей. Частично она раскисляется в печи и в ковше, а частично – в изложнице, благодаря взаимодействию оксида железа и углерода, содержащихся в стали.

Легирование стали осуществляется введением ферросплавов или чистых металлов в необходимом количестве в расплав. Легирующие элементы, у которых сродство к кислороду меньше, чем у железа ( ), при плавке и разливке не окисляются, поэтому их вводят в любое время плавки. Легирующие элементы, у которых сродство к кислороду больше, чем у железа ( ), вводят в металл после раскисления или одновременно с ним в конце плавки, а иногда в ковш.

Способы выплавки стали

Чугун переделывается в сталь в различных по принципу действия металлургических агрегатах: мартеновских печах, кислородных конвертерах, электрических печах.

Производство стали в мартеновских печах

Мартеновский процесс (1864-1865, Франция). В период до семидесятых годов являлся основным способом производства стали. Способ характеризуется сравнительно небольшой производительностью, возможностью использования вторичного металла – стального скрапа. Вместимость печи составляет 200…900 т. Способ позволяет получать качественную сталь.

Мартеновская печь (рис.2.2.) по устройству и принципу работы является пламенной отражательной регенеративной печью. В плавильном пространстве сжигается газообразное топливо или мазут. Высокая температура для получения стали в расплавленном состоянии обеспечивается регенерацией тепла печных газов.

Рис.2.2. Схема мартеновской печи

Современная мартеновская печь представляет собой вытянутую в горизонтальном направлении камеру, сложенную из огнеупорного кирпича. Рабочее плавильное пространство ограничено снизу подиной 12, сверху сводом 11, а с боков передней 5 и задней 10 стенками. Подина имеет форму ванны с откосами по направлению к стенкам печи. В передней стенке имеются загрузочные окна 4 для подачи шихты и флюса, а в задней – отверстие 9 для выпуска готовой стали.

Характеристикой рабочего пространства является площадь пода печи, которую подсчитывают на уровне порогов загрузочных окон. С обоих торцов плавильного пространства расположены головки печи 2, которые служат для смешивания топлива с воздухом и подачи этой смеси в плавильное пространство. В качестве топлива используют природный газ, мазут.

Для подогрева воздуха и газа при работе на низкокалорийном газе печь имеет два регенератора 1.

Регенератор – камера, в которой размещена насадка – огнеупорный кирпич, выложенный в клетку, предназначен для нагрева воздуха и газов.

Отходящие от печи газы имеют температуру 1500…1600 ⁰C. Попадая в регенератор, газы нагревают насадку до температуры 1250 ⁰C. Через один из регенераторов подают воздух, который проходя через насадку нагревается до 1200 ⁰C и поступает в головку печи, где смешивается с топливом, на выходе из головки образуется факел 7, направленный на шихту 6.

Отходящие газы проходят через противоположную головку (левую), очистные устройства (шлаковики), служащие для отделения от газа частиц шлака и пыли и направляются во второй регенератор.

Охлажденные газы покидают печь через дымовую трубу 8.

После охлаждения насадки правого регенератора переключают клапаны, и поток газов в печи изменяет направление.

Температура факела пламени достигает 1800 ⁰C. Факел нагревает рабочее пространство печи и шихту. Факел способствует окислению примесей шихты при плавке.

Продолжительность плавки составляет 3…6 часов, для крупных печей – до 12 часов. Готовую плавку выпускают через отверстие, расположенное в задней стенке на нижнем уровне пода. Отверстие плотно забивают малоспекающимися огнеупорными материалами, которые при выпуске плавки выбивают. Печи работают непрерывно, до остановки на капитальный ремонт – 400…600 плавок.

В зависимости от состава шихты, используемой при плавке, различают разновидности мартеновского процесса:

– 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 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.

Футеровка печи может быть основной и кислой. Если в процессе плавки стали, в шлаке преобладают основные оксиды, то процесс называют основным мартеновским процессом, а если кислые – кислым.

Наибольшее количество стали производят скрап-рудным процессом в мартеновских печах с основной футеровкой.

В печь загружают железную руду и известняк, а после подогрева подают скрап. После разогрева скрапа в печь заливают жидкий чугун. В период плавления за счет оксидов руды и скрапа интенсивно окисляются примеси чугуна: кремний, фосфор, марганец и, частично, углерод. Оксиды образуют шлак с высоким содержанием оксидов железа и марганца (железистый шлак). После этого проводят период «кипения» ванны: в печь загружают железную руду и продувают ванну подаваемым по трубам 3 кислородом. В это время отключают подачу в печь топлива и воздуха и удаляют шлак.

Для удаления серы наводят новый шлак, подавая на зеркало металла известь с добавлением боксита для уменьшения вязкости шлака. Содержание в шлаке возрастает, а уменьшается.

В период «кипения» углерод интенсивно окисляется, поэтому шихта должна содержать избыток углерода. На данном этапе металл доводится до заданного химического состава, из него удаляются газы и неметаллические включения.

Затем проводят раскисление металла в два этапа. Сначала раскисление идет путем окисления углерода металла, при одновременной подаче в ванну раскислителей – ферромарганца, ферросилиция, алюминия. Окончательное раскисление алюминием и ферросилицием осуществляется в ковше, при выпуске стали из печи. После отбора контрольных проб сталь выпускают в ковш.

В основных мартеновских печах выплавляют стали углеродистые конструкционные, низко- и среднелегированные (марганцовистые, хромистые), кроме высоколегированных сталей и сплавов, которые получают в плавильных электропечах.

В кислых мартеновских печах выплавляют качественные стали. Применяют шихту с низким содержанием серы и фосфора.

Стали содержат меньше водорода и кислорода, неметаллических включений. Следовательно, кислая сталь имеет более высокие механические свойства, особенно ударную вязкость и пластичность, е¨ используют для особо ответственных деталей: коленчатых валов крупных двигателей, роторов мощных турбин, шарикоподшипников.

Основными технико-экономическими показателями производства стали в мартеновских печах являются:

· производительность печи – съем стали с 1м² площади пода в сутки (т/м² в сутки), в среднем составляет 10 т/м²;

· расход топлива на 1т выплавляемой стали, в среднем составляет 80 кг/т.

С укрупнением печей увеличивается их экономическая эффективность.

Производство стали в кислородных конвертерах.

Кислородно-конвертерный процесс – выплавка стали из жидкого чугуна в конвертере с основной футеровкой и продувкой кислородом через водоохлаждаемую фурму.

Первые опыты в 1933-1934 – Мозговой.

В промышленных масштабах – в 1952-1953 на заводах в Линце и Донавице (Австрия) – получил название ЛД-процесс. В настоящее время способ является основным в массовом производстве стали.

Кислородный конвертер – сосуд грушевидной формы из стального листа, футерованный основным кирпичом.

Вместимость конвертера – 130…350 т жидкого чугуна. В процессе работы конвертер может поворачиваться на 360 ⁰ для загрузки скрапа, заливки чугуна, слива стали и шлака.

Шихтовыми материалами кислородно-конвертерного процесса являются жидкий передельный чугун, стальной лом (не более 30%), известь для наведения шлака, железная руда, а также боксит и плавиковый шпат для разжижения шлака.

Последовательность технологических операций при выплавке стали в кислородных конвертерах представлена на рис. 2.3.

Рис.2.3. Последовательность технологических операций при выплавке стали в кислородных конвертерах

После очередной плавки стали выпускное отверстие заделывают огнеупорной массой и осматривают футеровку, ремонтируют.

Перед плавкой конвертер наклоняют, с помощью завалочных машин загружают скрап рис. (2.3.а), заливают чугун при температуре 1250…1400 ⁰C (рис. 2.3.б).

После этого конвертер поворачивают в рабочее положение (рис. 2.3.в), внутрь вводят охлаждаемую фурму и через не¨ подают кислород под давлением 0,9…1,4 МПа. Одновременно с началом продувки загружают известь, боксит, железную руду. Кислород проникает в металл, вызывает его циркуляцию в конвертере и перемешивание со шлаком. Под фурмой развивается температура 2400 ⁰C. В зоне контакта кислородной струи с металлом окисляется железо. Оксид железа растворяется в шлаке и металле, обогащая металл кислородом. Растворенный кислород окисляет кремний, марганец, углерод в металле, и их содержание падает. Происходит разогрев металла теплотой, выделяющейся при окислении.

Фосфор удаляется в начале продувки ванны кислородом, когда ее температура невысока (содержание фосфора в чугуне не должно превышать 0,15 %). При повышенном содержании фосфора для его удаления необходимо сливать шлак и наводить новый, что снижает производительность конвертера.

Сера удаляется в течение всей плавки (содержание серы в чугуне должно быть до 0,07 %).

Подачу кислорода заканчивают, когда содержание углерода в металле соответствует заданному. После этого конвертер поворачивают и выпускают сталь в ковш (рис. 2.3.г), где раскисляют осаждающим методом ферромарганцем, ферросилицием и алюминием, затем сливают шлак (рис. 2.3.д).

В кислородных конвертерах выплавляют стали с различным содержанием углерода, кипящие и спокойные, а также низколегированные стали. Легирующие элементы в расплавленном виде вводят в ковш перед выпуском в него стали.

Плавка в конвертерах вместимостью 130…300 т заканчивается через 25…30 минут.

Производство стали в электропечах

Плавильные электропечи имеют преимущества по сравнению с другими плавильными агрегатами:

а) легко регулировать тепловой процесс, изменяя параметры тока;

б) можно получать высокую температуру металла,

в) возможность создавать окислительную, восстановительную, нейтральную атмосферу и вакуум, что позволяет раскислять металл с образованием минимального количества неметаллических включений.

Электропечи используют для выплавки конструкционных, высоколегированных, инструментальных, специальных сплавов и сталей.

Различают дуговые и индукционные электропечи.

Дуговая плавильная печь.

Дуговая печь питается трёхфазным переменным током. Имеет три цилиндрических электрода 9 из графитизированной массы, закреплённых в электрододержателях 8, к которым подводится электрический ток по кабелям 7. Между электродом и металлической шихтой 3 возникает электрическая дуга. Корпус печи имеет форму цилиндра. Снаружи он заключён в прочный стальной кожух 4, внутри футерован основным или кислым кирпичом 1. Плавильное пространство ограничено стенками 5, подиной 12 и сводом 6. Съёмный свод 6 имеет отверстия для электродов. В стенке корпуса рабочее окно 10 (для слива шлака, загрузки ферросплавов, взятия проб), закрытое при плавке заслонкой. Готовую сталь выпускают через сливное отверстие со сливным желобом 2. Печь опирается на секторы и имеет привод 11 для наклона в сторону рабочего окна или желоба. Печь загружают при снятом своде.

Схема дуговой печи показана на рис. 3.1.

Вместимость печей составляет 0,5…400 тонн. В металлургических цехах используют электропечи с основной футеровкой, а в литейных – с кислой.

В основной дуговой печи осуществляется плавка двух видов:

а) на шихте из легированных отходов (методом переплава),

б) на углеродистой шихте (с окислением примесей).

Плавку на шихте из легированных отходов ведут без окисления примесей. После расплавления шихты из металла удаляют серу, наводя основной шлак, при необходимости науглероживают и доводят металл до заданного химического состава. Проводят диффузионное раскисление, подавая на шлак измельченные ферросилиций, алюминий, молотый кокс. Так выплавляют легированные стали из отходов машиностроительных заводов.

Рис.3.1. Схема дуговой плавильной печи

Плавку на углеродистой шихте применяют для производства конструкционных сталей. В печь загружают шихту: стальной лом, чушковый передельный чугун, электродный бой или кокс, для науглероживания металлов и известь. Опускают электроды, включают ток. Шихта под действием электродов плавится, металл накапливается в подине печи. Во время плавления шихты кислородом воздуха, оксидами шихты и окалины окисляются железо, кремний, фосфор, марганец, частично, углерод. Оксид кальция из извести и оксид железа образуют основной железистый шлак, способствующий удалению фосфора из металла. После нагрева до 1500…1540 ⁰C загружают руду и известь, проводят период «кипения» металла, происходит дальнейшее окисление углерода. После прекращения кипения удаляют шлак. Затем приступают к удалению серы и раскислению металла заданного химического состава. Раскисление производят осаждением и диффузионным методом. Для определения химического состава металла берут пробы и при необходимости вводят в печь ферросплавы для получения заданного химического состава. Затем выполняют конечное раскисление алюминием и силикокальцием, выпускают сталь в ковш.

При выплавке легированных сталей в дуговых печах в сталь вводят легирующие элементы в виде ферросплавов.

В дуговых печах выплавляют высококачественные углеродистые стали – конструкционные, инструментальные, жаростойкие и жаропрочные.

Индукционные тигельные плавильные печи

Выплавляют наиболее качественные коррозионно-стойкие, жаропрочные и другие стали и сплавы.

Вместимость от десятков килограммов до 30 тонн.

Схема индукционной тигельной печи представлена на рис 3.2.

Рис. 3.2. Схема индукционной тигельной печи

Печь состоит из водоохлаждаемого индуктора 3, внутри которого находится тигель 4 (основные или кислые огнеупорные материалы) с металлической шихтой, через индуктор от генератора высокой частоты проходит однофазный переменный ток повышенной частоты (500…2000 Гц).

При пропускании тока через индуктор в металле 1, находящемся в тигле, индуцируются мощные вихревые токи, что обеспечивает нагрев и плавление металла. Для уменьшения потерь тепла, печь имеет съемный свод 2.

Тигель изготавливают из кислых (кварцит) или основных (магнезитовый порошок) огнеупоров. Для выпуска плавки печь наклоняют в сторону сливного желоба.

Под действием электромагнитного поля индуктора при плавке происходит интенсивная циркуляция жидкого металла, что способствует ускорению химических реакций, получению однородного по химическому составу металла, быстрому всплыванию неметаллических включений, выравниванию температуры.

В индукционных печах выплавляют сталь и сплавы из легированных отходов методомпереплава, или из чистого шихтового железа и скрапа с добавкой ферросплавов методом сплавления.

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 кислых печах, после расплавления и удаления плавильного шлака, наводят шлак из боя стекла . Для окончательного раскисления перед выпуском металла в ковш вводят ферросилиций, ферромарганец и алюминий.

В основных печах раскисление проводят смесью из порошкообразной извести, кокса, ферросилиция, ферромарганца и алюминия.

В основных печах выплавляют высококачественные легированные стали с высоким содержанием марганца, титана, никеля, алюминия, а в печах с кислой футеровкой – конструкционные, легированные другими элементами стали.

В печах можно получать стали с незначительным содержанием углерода и безуглеродистые сплавы, так как нет науглероживающей среды.

При вакуумной индукционной плавке индуктор, тигель, дозатор шихты и изложницы, помещают в вакуумные камеры. Получают сплавы высокого качества с малым содержанием газов, неметаллических включений и сплавы, легированные любыми элементами.

Разливка стали

Из плавильных печей сталь выпускают в ковш, который мостовым краном переносят к месту разливки стали. Из ковша сталь разливают в изложницы или кристаллизаторы машины для непрерывного литья заготовок. В изложницах или кристаллизаторах сталь затвердевает и получают слитки, которые подвергаются прокатке, ковке.

Изложницы – чугунные формы для изготовления слитков.

Изложницы выполняют с квадратным, прямоугольным, круглым и многогранным поперечными сечениями.

Слитки с квадратным сечением переделывают на сортовой прокат: двутавровые балки, швеллеры, уголки. Слитки прямоугольного сечения – на листы. Слитки круглого сечения используются для изготовления труб, колёс. Слитки с многогранным сечением применяют для изготовления поковок.

Спокойные и кипящие углеродистые стали разливают в слитки массой до 25 тонн, легированные и высококачественные стали – в слитки массой 0,5…7 тонн, а некоторые сорта высоколегированных сталей – в слитки до нескольких килограммов.

Сталь разливают в изложницы сверху (рис. 3.3.а), снизу (сифоном) (рис.3.3.б) и на машинах непрерывного литья (рис.3.4).

В изложницы сверху сталь разливают непосредственно из ковша 1. При этом исключается расход металла на литники, упрощается подготовка оборудования к разливке. К недостаткам следует отнести менее качественную поверхность слитков, из-за наличия пленок оксидов от брызг металла, затвердевающих на стенках изложницы.

Применяется для разливки углеродистых сталей.

При сифонной разливке одновременно заполняются несколько изложниц (4…60). Изложницы устанавливаются на поддоне 6, в центре которого располагается центровой литник 3, футерованный огнеупорными трубками 4, соединённый каналами 7 с изложницами. Жидкая сталь 2 из ковша 1 поступает в центровой литник и снизу плавно, без разбрызгивания наполняет изложницу 5.

Поверхность слитка получается чистой, можно разливать большую массу металла одновременно в несколько изложниц.

Используют для легированных и высококачественных сталей.

Рис.3.3. Разливка стали в изложницы

а – сверху; б – снизу (сифоном)

Непрерывная разливка стали состоит в том, что жидкую сталь из ковша 1 через промежуточное разливочное устройство 2 непрерывно подают в водоохлаждаемую изложницу без дна – кристаллизатор 3, из нижней части которого вытягивается затвердевающий слиток 5.

Рис.3.4. Схема непрерывной разливки стали

Перед заливкой металла в кристаллизатор вводят затравку – стальную штангу со сменной головкой, имеющей паз в виде ласточкиного хвоста, которая в начале заливки служит дном кристаллизатора. Вследствие интенсивного охлаждения жидкий металл у стенок кристаллизатора и на затравке затвердевает, образуется корка, соединяющая металл с затравкой. Затравка движется вниз при помощи тяговых роликов 6, постепенно вытягивая затвердевающий слиток из кристаллизатора. После прохождения тяговых роликов 6, затравку отделяют. Скорость вытягивания составляет в среднем 1 м/мин. Окончательное затвердевание в сердцевине происходит в результате вторичного охлаждения водой из брызгал 4. Затем затвердевший слиток попадает в зону резки, где его разрезают газовым резаком 7, на куски заданной длины. Слитки имеют плотное строение и мелкозернистую структуру, отсутствуют усадочные раковины.

Способы повышения качества стали

Улучшить качество металла можно уменьшением в нём вредных примесей, газов, неметаллических включений. Для повышения качества металла используют: обработку синтетическим шлаком, вакуумную дегазацию металла, электрошлаковый переплав (ЭШП), вакуумно-дуговой переплав (ВДП), переплав металла в электронно-дуговых и плазменных печах и т. д.

Вакуумная дегазация проводится для уменьшения содержания в металле газов и неметаллических включений.

Вакуумирование стали проводят в ковше, при переливе из ковша в ковш, при заливке в изложницу.

Для вакуумирования в ковше ковш с жидкой сталью помещают в камеру, закрывающуюся герметичной крышкой. Вакуумными насосами создают разрежение до остаточного давления 0,267…0,667 кПа. При понижении давления из жидкой стали выделяются водород и азот. Всплывающие пузырьки газов захватывают неметаллические включения, в результате чего содержание их в стали снижается. Улучшаются прочность и пластичность стали.

Электрошлаковый переплав (ЭШП) применяют для выплавки высококачественных сталей для подшипников, жаропрочны сталей.

Схема электрошлакового переплава представлена на рис.3.5.

Переплаву подвергается выплавленный в дуговой печи и прокатанный на пруток металл. Источником теплоты является шлаковая ванна, нагреваемая электрическим током. Электрический ток подводится к переплавляемому электроду 1, погруженному в шлаковую ванну 2, и к поддону 9, установленному в водоохлаждаемом кристаллизаторе 7, в котором находится затравка 8. Выделяющаяся теплота нагревает ванну 2 до температуры свыше 1700?C и вызывает оплавление конца электрода. Капли жидкого металла 3 проходят через шлак и образуют под шлаковым слоем металлическую ванну 4. Перенос капель металла через основной шлак способствует удалению из металла серы, неметаллических включений и газов. Металлическая ванна пополняется путём расплавления электрода, и под воздействием кристаллизатора она постепенно формируется в слиток 6. Содержание кислорода уменьшается в 1,5…2 раза, серы в 2…3 раза. Слиток отличается плотностью, однородностью, хорошим качеством поверхности, Высокими механическими и эксплуатационными свойствами. Слитки получают круглого, квадратного и прямоугольного сечения, массой до 110 тонн.

Рис.3.5. Схема электрошлакового переплава

Вакуумно-дуговой переплав (ВДП) применяют в целях удаления из металла газов и неметаллических включений.

Процесс осуществляется в вакуумно-дуговых печах с расходуемым электродом. Катод изготовляют механической обработкой слитка выплавляемого в электропечах или установках ЭШП.

Схема вакуумно-дугового переплава представлена на рис. 3.6.

Рис.3.6. Схема вакуумно-дугового переплава

Расходуемый электрод 3 закрепляют на водоохлаждаемом штоке 2 и помещают в корпус печи 1 и далее в медную водоохлаждаемую изложницу 6. Из корпуса печи откачивают воздух до остаточного давления 0,00133 кПа. При подаче напряжения между расходуемым электродом 3 (катодом) и затравкой 8 (анодом) возникает дуга. Выделяющаяся теплота расплавляет конец электрода. Капли жидкого металла 4, проходя зону дугового разряда дегазируются, заполняют изложницу и затвердевают, образуя слиток 7. Дуга горит между электродом и жидким металлом 5 в верхней части слитка на протяжении всей плавки. Охлаждение слитка и разогрев жидкого металла создают условия для направленного затвердевания слитка. Следовательно, неметаллические включения сосредоточиваются в верхней части слитка, усадочная раковина мала. Слиток характеризуется высокой равномерностью химического состава, повышенными механическими свойствами. Изготавливают детали турбин, двигателей, авиационных конструкций. Масса слитков достигает 50 тонн.

Производство цветных металлов

Разделение металлов на черные и цветные является условным. Обычно к черным металлам относят железо, марганец и хром, а остальные металлы - к цветным.

Промышленное значение цветных металлов очень велико и особенно возросло с развитием радиоэлектроники, атомной энергетики, освоением космического пространства. Наиболее массовыми металлами являются медь, цинк, свинец, олово, алюминий, никель, магний, титан.

Методы производства цветных металлов очень разнообразны. Многие металлы получают пирометаллургическим способом с проведением избирательной восстановительной или окислительной плавки. Ряд металлов получают гидрометаллургическим способом с переводом их в растворимые соединения и последующим выщелачиванием. Для получения некоторых металлов применяют металлотермические процессы, используя в качестве восстановителей производимых металлов другие металлы с большим сродством к кислороду. В настоящей главе рассмотрены методы получения некоторых цветных металлов.

Производство меди

Для получения меди применяют медные руды, а также отходы меди и её сплавы. В рудах содержится 1 - 6% меди. Руду, содержащую меньше 0,5% меди, не перерабатывают, так как при современном уровне техники извлечение из неё меди нерентабельно.

В рудах медь находится в виде сернистых соединений (CuFeS₂ - халькопирит, Cu₂S - халькозин, CuS - ковелин), оксидов (Cu₂O, CuO) и гидрокарбонатов [CuCO₃⋅Cu(OH)₂, 2CuCO₃⋅Cu(OH)₂].

Пустая порода руд состоит из пирита (FeS₂), кварца (SiO₂), различных соединений содержащих Al₂O₃, MgO, CaO, и оксидов железа.

В рудах иногда содержится значительные количества других металлов (цинк, золото, серебро и другие).

Известны два способа получения меди из руд:

- гидрометаллургический;

- пирометаллургический.

Гидрометаллургический не нашел своего широкого применения из-за невозможности извлекать попутно с медью драгоценные металлы.

Пирометаллургический способ пригоден для переработки всех руд и включает следующие операции:

- подготовка руд к плавке;

- плавка на штейн;

- конвертирование штейна;

- рафинирование меди.

Подготовка руд к плавке. Подготовка руд заключается в проведении обогащения и обжига. Обогащение медных руд проводят методом флотации. В результате получают медный концентрат, содержащий до 35% меди и до 50% серы. Концентраты обжигают обычно в печах кипящего слоя с целью снижения содержания серы до оптимальных значений. При обжиге происходит окисление серы при температуре 750 - 800 °С, часть серы удаляется с газами. В результате получают продукт, называемый огарком. Плавку на штейн ведут в отражательных или электрических печах при температуре 1250 - 1300 °С. В плавку поступают обожженные концентраты медных руд, в ходе нагревания которых протекают реакции восстановления оксида меди и высших оксидов железа

6CuO + FeS = 3Cu₂O + FeO + SO₂

FeS + 3Fe₃O₄+5SiO₂=5(2FeO⋅SiO₂) + SO₂

В результате взаимодействия Cu₂O с FeS образуется Cu₂S по реакции:

Cu₂O + FeS = Cu₂S + FeO

Сульфиды меди и железа, сплавляясь между собой, образуют штейн, а расплавленные силикаты железа, растворяя другие оксиды, образуют шлак. Штейн содержит 15 - 55% Cu; 15 - 50% Fe; 20 - 30% S. Шлак состоит в основном из SiO₂, FeO, CaO, Al₂O₃.

Штейн и шлак выпускают по мере их накопления через специальные отверстия.

Конвертирование штейна осуществляется в медеплавильных конвертерах путем продувки его воздухом для окисления сернистого железа, перевода железа в шлак и выделения черновой меди.

Конвертеры имеют длину 6 - 10 м и наружный диаметр 3 - 4 м. Заливку расплавленного штейна, слив продуктов плавки и удаление газов осуществляют через горловину, расположенную в средней части корпуса конвертера. Для продувки штейна подается сжатый воздух через фурмы, расположенные по образующей конвертера. В одной из торцевых стенок конвертера расположено отверстие, через которое проводится пневматическая загрузка кварцевого флюса, необходимого для удаления железа в шлак.

1 - горловина для заливки штейна; 2 - отверстие для пневматической загрузки флюсов; 3 - отверстие для воздушных фурм

Процесс продувки ведут в два периода. В первый период в конвертер заливают штейн и подают кварцевый флюс. В этом периоде протекают реакции окисления сульфидов

2FeS + 3O₂=2FeO + 2SO₂, 2Cu₂S + 3O₂=2Cu₂O + 2SO₂

Образующаяся закись железа взаимодействует с кварцевым флюсом и удаляется в шлак

2FeO + SiO₂=(FeO)₂⋅SiO₂

По мере накопления шлака его частично сливают и заливают в конвертер новую порцию исходного штейна, поддерживая определенный уровень штейна в конвертере.

Во втором периоде закись меди взаимодействует с сульфидом меди, образуя металлическую медь

2Cu₂O + Cu₂S = 6Cu + SO₂

Таким образом, в результате продувки получают черновую медь, содержащую 98,4 - 99,4% Cu. Полученную черновую медь разливают в плоские изложницы на ленточной разливочной машине.

Рафинирование меди. Для получения меди необходимой чистоты черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию. При этом, помимо удаления примесей можно извлекать также благородные металлы.

При огневом рафинировании черновую медь загружают в пламенную печь и расплавляют в окислительной атмосфере. В этих условиях из меди удаляются в шлак те примеси, которые обладают большим сродством к кислороду, чем медь.

Для ускорения процесса рафинирования в ванну с расплавленной медью подают сжатый воздух. Большинство примесей в виде оксидов переходят в шлак (Fe₂O₃, Al₂O₃, SiO₂), а некоторые примеси при рафинировании удаляются с газами. Благородные металлы при огневом рафинировании полностью остаются в меди. Кроме благородных металлов в меди в небольших количествах присутствуют примеси сурьмы, селена, теллура, мышьяка. После огневого рафинирования получают медь чистотой 99 - 99,5%.

Для удаления этих примесей, а также для извлечения золота и серебра медь подвергают электролитическому рафинированию.

Электролиз ведут в специальных ваннах, футерованных внутри свинцом или другим защитным материалом. Аноды изготовляют из меди огневого рафинирования, а катоды - из тонких листов чистой меди. Электролитом служит раствор сернокислой меди. При пропускании постоянного тока анод растворяется и медь переходит в раствор. На катодах разряжаются ионы меди, осаждаясь на них прочным слоем чистой меди.

Находящиеся в меди примеси благородных металлов выпадают на дно ванны в виде остатка (шлама).

После электролитического рафинирования получают медь чистотой 99,95 -99,99%.

Производство алюминия

Алюминий получают электролизом глинозема (Al₂O₃) в расплавленном криолите (Na₃AlF₆) с добавлением фтористых алюминия (AlF₃) и натрия (NaF). Алюминиевыми рудами при производстве алюминия являются бокситы, нефелины, алуниты, каолины. Наибольшее значение имеют бокситы. Алюминий в них содержится в виде корунда (Al₂O₃), гидроокисей (Al(OH)₃, AlOOH), каолинита (Al₂O₃⋅2SiO₂⋅2H₂O).

Производство алюминия включает:

- получение безводного, свободного от примесей оксида алюминия (глинозема);

- получение криолита из плавикового шпата;

- электролиз глинозема в расплавленном криолите;

- рафинирование алюминия.

Получение глинозема. Глинозем получают из бокситов путем их обработки щелочью

Al₂O₃ ⋅nH₂O + 2NaOH = 2NaAlO₂ +nH₂O

Полученный алюминат натрия NaAlO₂ подвергают гидролизу NaAlO₂+2H₂O = NaOH + Al(OH)₃

В результате в осадок выпадают кристаллы гидрооксида алюминия Al(OH)₃, который отфильтровывают, промывают и прокаливают до получения чистого глинозема (Al₂O₃).

Получение криолита. Для получения криолита сначала из плавикового шпата получают фтористый водород, а затем плавиковую кислоту. В раствор плавиковой кислоты вводят Al(OH)₃, в результате чего образуется фторалюминиевая кислота, которую нейтрализуют содой и получают криолит, выпадающий в осадок по реакции

2H₃AlF₆ +3NaCO₃ = 2Na₃AlF₆ +3CO₂ +3H₂O

Осадок отфильтровывают и просушивают в сушильных барабанах.

Электролиз глинозема. Электролиз проводят в электролизере, имеющим ванну из углеродистого материала.

Кожух ванны изготавливают из листового железа. Подину и стены ванны выкладывают из углеродистых блоков. В подину вмонтированы медные шины, соединенные с отрицательным полюсом источника тока. В ванне находится расплавленный алюминий, служащий катодом, и жидкий криолит.

Анодное устройство состоит из угольного анода, погруженного в элект-ролит, состоящего из криолита, глинозема, фтористых алюминия и натрия, добавляемых для понижения температуры плавления электролита.

Перед началом электролиза на подину ванны насыпают тонкий слой молотого кокса. Затем к нему подводят угольные электроды и пропускают ток. Когда угольная футеровка ванны нагреется до определенной температуры, в неё загружают криолит и расплавляют его. После получения в ванне достаточного слоя расплавленного криолита в неё загружают глинозем.

1– анод; 2 – глинозем; 3 – твердая корка электролита; 4 – углеродистые блоки; 5 – медная шина; 6 – алюминий; 7 – электролит; 8 – кожух

Под действием постоянного тока в расплавленном криолите происходит диссоциация криолита и глинозема

Na₃AlF₆ = 3Na⁺ + AlF₆³ ^-

Al₂O₃ = Al³⁺ + AlO³

Образующиеся положительно заряженные ионы алюминия разряжаются на катоде в первую очередь, как имеющие более высокий потенциал выделения по сравнению с другими положительно заряженными ионами, и образуется алюминий

Al³⁺ +3e = Al

Из отрицательно заряженных ионов на аноде разряжаются в первую очередь ионы AlO³₃ ^- , как более отрицательные ионы

2AlO₃- 6e→ Al₂O₃+1,5O₂

Выделяющийся кислород взаимодействует с углеродом анода с образованием смеси газов CO и CO₂, удаляющейся из ванны через вентиляционную систему.

Алюминий собирается на дне ванны под слоем электролита. Его периодически извлекают, используя специальное устройство. Для нормальной работы ванны на её дне оставляют немного алюминия.

Рафинирование алюминия. Алюминий, полученный электролизом, называют алюминием-сырцом. В нем содержится металлические и неметаллические примеси, газы. Примеси удаляют рафинированием путем продувки расплава алюминия хлором. Образующийся парообразный хлористый алюминий, проходя через расплавленный металл, обволакивает частички примесей, которые всплывают на поверхность металла и их удаляют. Хлорирование алюминия способствует удалению газов, растворённых в алюминии.

Затем жидкий алюминий выдерживают в ковше при температуре 700–730 °С для всплывания неметаллических включений и выделения газов из металла. После рафинирования чистота алюминия составляет 99,5 – 99,8%. Для большинства потребителей алюминия такой чистоты вполне пригоден. Однако, для отдельных отраслей современной техники нужен алюминий более высокой чистоты. Такой алюминий получают электролитическим рафинированием, при котором загрязненный алюминий служит анодом и подвергается растворению и осаждению на катоде, а чистый алюминий является катодом. При таком рафинировании получают алюминий чистотой 99,996%.

При необходимости получить алюминий более высокой чистоты применяют метод зонной плавки или дистилляции алюминия.

При зонной плавки из алюминия электролитического рафинирования отливают прутки и помещают в кварцевую трубку, в которой создают вакуум. Вокруг трубки располагают индуктор, соединенный с источником электрического тока высокой частоты (ТВЧ). Под индуктором пруток расплавляется и возникает зона жидкого алюминия, а остальная часть прутка остается твердой. Индуктор передвигается вдоль прутка с определенной скоростью и зона жидкого алюминия перемещается. При этом примеси концентрируются в расплаве и вместе с ним передвигаются к концу слитка. Затем слиток извлекают и конец отрезают. Оставшаяся часть состоит из алюминия высокой чистоты (99,9999%).

При применении способа дистилляции алюминия рафинирование его осуществляется через так называемые субсоединения путем пропускания парообразных хлористого и фтористого алюминия над расплавленным алюминием при температуре 1000 °С и выше.

Эти субсоединения при охлаждении разлагаются на алюминий и хлористый или фтористый алюминий. Примеси, содержащиеся в черновом алюминии, не перегоняются. Этим способом получают алюминий очень большой чистоты (99,99999%).

Последние два метода рафинирования дороги и малопроизводительны. Они используются для очистки лишь небольшого количества металла, необходимого для изготовления полупроводников и других ответственных изделий.

Производство магния

Магний получают электролизом из его расплавленных солей.

Основным сырьем для получения магния являются карналлит (MgCl₂ ⋅KCl⋅6H₂O) , магнезит (MgCO₃), доломит (CaCO₃ ⋅MgCO₃ ), бишофит (MgCl₂ ⋅6H₂O) . Наибольшее распространение получил карналлит, который предварительно обогащают и обезвоживают. Безводный карналлит (MgCl₂ ⋅ KCl) используют для приготовления электролита.

Основной составляющей электролита является хлористый магний.

Для снижения температуры плавления электролита и повышения его

электропроводности в состав электролита вводят NaCl, CaCl₂, KCl. Большое распространение получил четырехкомпонентный электролит состава 10% MgCl₂, 45% CaCl₂, 30% NaCl, 15% KCl с небольшими добавками NaF и CaF₂.

Электролиз осуществляют в электролизере, футерованном шамотным кирпичом.

1 – магний; 2 – катоды; 3 – электролит; 4 – шлам; 5 – аноды; 6 – разделительная диафрагма; 7 – хлор

Анодами служат графитовые пластины, а катодами – стальные пластины. Электролизер заполняют расплавленным электролитом, через который пропускают электрический ток. В результате разложения хлористого магния 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 с помощью вакуумного ковша. Чтобы избежать взаимодействия хлора с магнием, а также короткого замыкания анода и катода расплавленным магнием, вверху устанавливают специальную разделительную диафрагму.

Черновой магний содержит около 5% примесей. Поэтому его рафинируют переплавкой с флюсами, состоящими из MgCl₂, KCl, BaCl₂, CaF₂, NaCl, CaCl₂. Для этого черновой магний и флюс нагревают в электропечи до 700 – 750 °C и перемешивают. В результате неметаллические примеси переходят в шлак. После этого печь охлаждают до температуры 670 °C и магний разливают в изложницы.

Производство титана

Титан и его сплавы являются ценными конструкционными сплавами. По сочетанию свойств они превосходят многие легированные стали и сплавы металлов. Получение металлического титана затрудняется его очень высокой химической активностью при повышенных температурах. Титан образует химические соединения и твердые растворы со многими элементами. Поэтому при производстве титана требуются особые условия, обеспечивающие достаточную чистоту производимого металла.

Для получения титана применяют магниетермический способ, который включает операции:

- получение титановых концентратов;

- производство титанового шлака;

- производство четыреххлористого титана;

- восстановление четыреххлористого титана магнием;

- вакуумная сепарация реакционной массы;

- плавка титановой губки в вакуумных печах.

Получение титановых концентратов. Титановые руды подвергают обогащению, в результате которого получают концентраты с повышенным содержанием TiO₂ . Наиболее распространенным сырьем для получения титана являе-тся титано-магнетитановые руды, из которых выделяют ильменитовый концен-трат, содержащий 40 – 45% TiO₂, 30% FeO, 20% Fe₂O₃ и 5 – 7% пустой породы.

Производство титанового шлака. Основное назначение этого процесса – отделение оксидов железа от оксида титана. Для этого ильменитовый концентрат плавят в смеси с древесным углём и антрацитом в электропечах, где оксиды железа и часть титана восстанавливаются по реакции:

3(FeO⋅TiO₂) + 4C = 3Fe + Ti₃O₅+4CO

Восстановленное железо науглероживается, образуя чугун, который собирается на дне ванны печи, отделяясь от остальной массы шлака вследствие различия их удельных весов. Чугун и шлак разливают отдельно в изложницы. Полученный титановый шлак содержит 80 - 90% TiO₂.

Производство четырёххлористого титана. Для получения металлического титана используют хлорид титана, полученный путём хлорирования титанового шлака. Для этого титановый шлак измельчают, смешивают с углем и каменноугольным пеком, так как процесс хлорирования может проходить успешно только в присутствии восстановителя, и брикетируют при нагреве до 800 °С без доступа воздуха. Полученные брикеты подвергают хлорированию в специальных печах. В нижней части печи располагается угольная насадка, нагревающаяся при пропускании через неё электрического тока. В печь подают брикеты титанового шлака, а через фурмы - хлор.

При температуре 800 - 1250 °С в присутствии углерода образуются четыреххлористый титан по реакции:

TiO₂+2C + 2Cl₂=TiCl₄ + 2CO

В качестве побочных продуктов получаются также хлориды других металлов (FeCl₂, MnCl₂, CrCl₃ CaCl₂ и др.).

Благодаря различию температур кипения образующихся хлоридов, четыреххлористый титан отделяется и очищается от остальных хлоридов методом ректификации в специальных установках.

Восстановление четыреххлористого титана магнием. Восстановление осуществляется в специальных реакторах при температуре 950 - 1000 °С. В реактор загружают чушковый магний и после откачки воздуха и заполнения полоти реактора аргоном внутрь его подают парообразный четыреххлористый титан. Процесс восстановления титана идёт по реакции:

TiCl₄+2Mg = Ti + 2MgCl₂

Металлический титан оседает на стенках, образуя губчатую массу, а хлористый магний в виде расплава выпускают через лётку реактора. В результате восстановления образуется реакционная масса, представляющая собой губку титана, пропитанную магнием и хлористым магнием, содержание которых достигает 35 - 40%.

Вакуумная сепарация реакционной массы. Сепарацию проводят с целью отделения титановой губки от магния и хлористого магния. Процесс отделения состоит в том, что реакционную массу нагревают до 900 - 950 °С в герметичном устройстве электронагревательной печи, в котором создаётся вакуум. При этом часть хлористого магния удаляется в жидком виде, а остальная часть хлористого магния и магний испаряются. Титановая губка после очистки направляется на плавку.

Плавка титановой губки в вакуумнодуговых печах. Плавка губки методом вакуумно-дугового переплава является основным способом переработки её в слитки. Вакуум печи предохраняет титан от окисления и способствует очистке его от примесей. Полученные слитки титана переплавляют вторично для удаления дефектов, используя как расходуемые электроды. После этого чистота титана составляет 99,6 – 99,7%. После вторичного переплава слитки используют для обработки давлением (ковка, штамповка, прокатка).

ЛЕКЦИЯ 5

Дата добавления: 2019-07-15; просмотров: 438; Мы поможем в написании вашей работы!

Поделиться с друзьями:

12 3 4 5 Следующая ⇒

Мы поможем в написании ваших работ!