Производство металлических конструкционных материалов

Размещено на http://www.allbest.ru

Размещено на http://www.allbest.ru

В промышленности широко применяются чистые металлы, сплавы и химические соединения.

В рудах металлы связаны в окислы, сульфиды, хлориды, силикаты или другие соединения, которые называются минералами.

Получение металлов из руд осуществляется методами:

· пирометаллургии, протекающими при очень высоких температурах;

· гидрометаллургии, за счет выщелачивания металлов водными растворами;

· электрометаллургии, которая позволяет восстановить металлы из химических соединений и рафинировать их методом электролиза и др.

Процессы получения сплавов на основе железа (сталей и чугунов) называются черной металлургией, а производство цветных металлов и сплавов на их основе - цветной металлургией.

Для выплавки чугуна в доменных печах используют железные руды, топливо и флюсы. Железные руды содержат железо в виде оксидов Fe3O4 и Fe2O3, гидроокисей Fe2O3 · Н2О, карбонатов FeСO3 и др., а также пустую породу, состоящую из SiO2, Al2O3, MgO и др. Содержание железа в руде, предназначенной к переделу в чугун, должно составлять 55-60 %.

Топливом для доменной плавки служит кокс, который получают из коксующихся каменных углей после удаления из них летучих веществ.

Флюсы необходимы для удаления из доменной печи тугоплавкой пустой породы и золы топлива. На их основе образуется доменный шлак, который в жидком состоянии удаляется из печи. Флюсы выбирают в зависимости от химического состава пустой породы руды. В отечественных железных рудах в пустой породе содержится большое количество SiO2. Поэтому в качестве флюса используют материалы с повышенной щелочностью, к которым относится известняк CaСO С его помощью можно снизить содержание в металле серы, которая переходит в него из кокса и железной руды.

Подготовка руды к доменной плавке осуществляется для повышения производительности процесса, снижения расхода кокса и повышения качества чугуна. Цель подготовки состоит в увеличении содержания железа в исходных материалах и уменьшении в них вредных примесей - серы и фосфора. В подготовку руды входит обогащение, агломерация или получение металлизированных окатышей.

В результате обогащения в исходном материале повышается содержание железа. При агломерации мелкий концентрат, полученный обогащением, спекают с коксовой мелочью, при этом снижается содержание серы и мышьяка, разлагаются карбонаты и получается кусковой, пористый агломерат с повышенным содержанием флюсов. Вместо агломерации может применяться окатывание, при котором измельченный концентрат, флюсы и кокс после увлажнения окатываются на специальных установках и приобретают форму шариков диаметром до 30 мм. Их высушивают и обжигают при температуре 1200-1350 С, в результате чего они становятся прочными и пористыми. При их использовании исключается подача флюсов в доменную печь.

На рис. 1 приведена схема устройства доменной печи. В верхнюю часть печи, где находится загрузочное устройство 8, с помощью вагонеток загружают шихту, состоящую из агломерата, кокса, флюсов или окатышей. При опускании малого конуса загрузочного устройства 8, шихта попадает в чашу, а при опускании большого конуса - в доменную печь. Сложная загрузочная система предотвращает выход газов из домны в атмосферу.



Рис. 1. Схема устройства доменной печи

По мере нагревания и протекания физико-химических процессов плавки из шихты образуется чугун. Он стекает в нижнюю часть печи, откуда периодически удаляется, а сверху через загрузочное устройство в печь подаются новые порции шихты.

Процесс выплавки чугуна начинается с горения топлива. Для этого в верхнюю часть горна через фурмы вдувают нагретый воздух. Углерод кокса, взаимодействуя с кислородом воздуха, сгорает с выделением теплоты. Образуется газовый поток, содержащий угарный газ СО, углекислый газ СО2, водород Н2 и метан СН4. Эти газы, поднимаясь вверх, отдают теплоту шихтовым материалам. В шихте при температуре 570 С начинается восстановление оксидов железа.

Восстановление железа в доменной печи осуществляется углеродом кокса, окисью углерода СО и водородом Н2. Восстановление железа газами называют косвенным, а восстановление железа твердым углеродом кокса - прямым.

Восстановление железа из руды происходит по мере продвижения шихты вниз и ее нагревания, от высшего окисла к низшему:

Fe2O3 > Fe3O4 > FeO > Fe

При температуре 1000-1100 ?С восстановленное твердое железо, взаимодействуя с оксидом углерода и коксом, интенсивно растворяет углерод и расплавляется. Это происходит на уровне распара и заплечиков (рис. 1). Капли железоуглеродистого сплава (чугуна), стекая по кускам кокса, продолжают насыщаться углеродом до 4,3 %, марганцем, кремнием, фосфором, которые также восстанавливаются из руды при этой температуре.

Марганец и кремний частично переходят в образовавшийся чугун и частично в виде оксидов входят в состав шлака. Часть серы удаляется с газами при нагревании печи, другая часть серы в виде сульфида железа FeS растворяется в чугуне. Благодаря присутствию в шлаке большого количества СаО протекает реакция

FeS + СаО = СаS + FeО

Образовавшееся соединение СаS (рис. 1) удаляется в шлак.

Чугун выпускают из печи через 3-4 ч через чугунную летку 1 - специальное отверстие в стенке печи (рис. 1). Шлак выпускают через каждые 1-1,5 ч через шлаковую летку 2. Чугун сливают в ковши, а шлак - в шлаковозные чаши 6. Чугун транспортируют в сталеплавильные цеха в жидком виде или разливают в изложницы для получения слитков. Из шлака изготавливают шлаковату, цемент и т. п. Доменные газы очищают от пыли и используют для нагревания воздуха, вводимого в доменную печь.

Основными материалами для производства стали являются передельный чугун и стальной лом. Механические свойства стали гораздо выше, чем у чугуна, что объясняется пониженным содержанием углерода, а также примесей в стали по сравнению с чугуном (табл. 1).

Таблица 1. Состав передельного чугуна и низкоуглеродистой стали

Материал	Состав, %
	Углерод	Кремний	Марганец	Фосфор	Сера
Передельный чугун	4,0-4,4	0,75-1,25	До 1,75	0,15-0,3	0,03-0,07
Сталь низкоуглеродистая	0,14-0,22	0,12-0,3	0,4-0,65	0,005	0,055

Сущностью любого передела чугуна в сталь является снижение содержания углерода и примесей путем их избирательного окисления и перевода в шлак и газы.

Кислородный конвертер (рис. 2) представляет собой агрегат грушевидной формы высотой до 15 м, кожух которого изготовлен из листовой стали толщиной до 110 мм. Внутри конвертер футерован огнеупорным кирпичом. В процессе работы конвертер 2 может поворачиваться на цапфах 1 с помощью поворотного устройства 3 вокруг горизонтальной оси для завалки скрапа, заливки чугуна, разгрузки стали и шлака.

Шихтовыми материалами для кислородно конвертерного процесса являются жидкий передельный чугун, скрап и флюсы. В состав флюсов входит известняк, железная руда, боксит Al2O3 и плавиковый шпат СаF3, который применяют для разжижения шлака.

В кислородном конвертере всегда ведут основной процесс выплавки стали, повышенную щелочность создают с помощью известняка для удаления фосфора и серы.

Перед плавкой в наклоненный конвертер через горловину загружают скрап и заливают чугун с температурой 1250-1350 ?С. Шихта должна занимать 1/5 объема конвертера. После этого конвертер поворачивают в вертикальное положение и внутрь его вводят водоохлаждаемую фурму 5, через которую подают кислород под высоким давлением. Фурма не доходит до уровня металла на 1,2-2 м. Одновременно с началом продувки в конвертер загружают флюсы.

Рис. 2. Схема устройства кислородного конвертера и стадии выплавки стали: I - завалка лома; II - заливка чугуна; III - загрузка флюса; IV - продувка; V - выпуск стали; VI - слив чугуна; 1 - цапфы; 2 - конвертер; 3 - поворотное устройство; 4 - отверстие для выпуска стали; 5 - фурма

Для снижения содержания в чугуне углерода и примесей осуществляют их окисление. Процессы окисления сопровождаются выделением большого количества тепла, что необходимо для расплавления шихты и нагрева ванны жидкого металла. В этом состоит первый этап плавки.

В первую очередь под действием кислорода начинается интенсивное окисление железа в соответствии с законом действующих масс, так как в чугуне в большом количестве содержится железо и оно взаимодействует с кислородом:

Fe + 1/2 О2 = FeО + 263 кДж

Образовавшийся оксид железа, при высоких температурах процесса, более активно, чем чистый кислород, взаимодействует с примесями чугуна. На 4-6 й минутах плавки окисляется кремний, восстанавливается железо и выделяется большое количество тепла. С окисления кремния начинается процесс шлакообразования. На 8-10 й минутах плавки начинает окисляться марганец и в виде оксида также удаляется в шлак. Фосфор начинает взаимодействовать с оксидом железа в начальный момент продувки (с 5 й минуты):

2P + 5FeO - 5Fe + P2O5 + 225 кДж

Повышенное содержание оксида железа способствует образованию Р2О5. Это соединение неустойчивое, и реакция может идти в обе стороны, но присутствующий в печи оксид кальция уже при невысоких температурах связывает Р2О5, переводя его в шлак:

P2O5 + 4СаО > (СаО)4P2O5 + 128 кДж

Хуже всего при кислородно конвертерном процессе удаляется сера, присутствующая в чугуне в виде сульфида железа FeS, который начинает взаимодействовать с оксидом кальция даже при низких температурах:

FeS + СаО = FeО + СаS

Но в кислородном конвертере из за повышенного содержания FeО сера практически не связывается кальцием, так как этот процесс сопровождается образованием FeО, который уже в избытке.

Второй этап выплавки стали - «кипение» металлической ванны начинается при достижении температуры 1450 ?С. Это позволяет интенсивно протекать реакции окисления углерода, сопровождающейся поглощением теплоты:

FeО + С = СО + Fe - 154 кДж

Пузырьки окиси углерода выделяются из жидкого металла, вызывая бурное кипение ванны. Оно способствует выравниванию температуры по объему конвертера и частичному удалению в шлак неметаллических включений, прилипающих к пузырькам углерода. При достижении заданного содержания углерода подачу кислорода отключают, фурму поднимают, конвертер наклоняют и сталь через летку выливают в ковш.

Третий этап выплавки стали - раскисление в кислородном конвертере не проводится, оно осуществляется в ковше осаждающим методом.

Раскисление заключается в восстановлении оксида железа FeО, растворенного в жидком металле. Кислород, выполнивший свою функцию при удалении примесей из металла, сам является вредной примесью, и его содержание необходимо снизить.

В ковш добавляют ферромарганец, ферросилиций и алюминий. Они обладают бульшим сродством к кислороду, чем сталь. Железо восстанавливается, а образующиеся оксиды MnO, SiO2, Al2O3, обладающие меньшей плотностью, уходят в шлак:

FeО + Mn = Fe + MnO + Q 2FeО + Si = 2Fe + SiO2 + Q

3FeО + 2Al = 3Fe + Al2O3 + Q

В кислородных конвертерах выплавляют конструкционные стали с различным содержанием углерода - кипящие и спокойные. Этим способом трудно получать стали, содержащие высокое количество легкоокисляющихся легирующих элементов, поэтому кислородно конвертерным способом можно выплавить только низколегированную сталь. Легирующие элементы вводятся в ковш в расплавленном состоянии или в виде твердых ферросплавов. Кислородно конвертерный процесс отличается высокой производительностью: выплавка стали в конвертерах вместимостью 50-300 т идет 25-50 мин.

Плавильные электропечи имеют преимущества по сравнению с другими плавильными агрегатами:

· легко регулировать тепловой процесс, изменяя параметры тока;

· можно получать высокую температуру металла;

· можно создавать окислительную, восстановительную, нейтральную атмосферу и вакуум, что позволяет раскислять металл с образованием минимального количества неметаллических включений.

Электропечи используют для выплавки конструкционных низкои высоколегированных сталей, инструментальных и специальных сталей и сплавов. Различают дуговые и индукционные электропечи.

Дуговая печь, схема которой приведена на рис. 3, питается трехфазным переменным током, имеет три цилиндрических электрода 4 из графитированной массы, закрепленных в электрододержателях, к которым подводится электрический ток по кабелям 7. Между электродом и металлической шихтой возникает электрическая дуга. Корпус печи имеет форму цилиндра. Снаружи он заключен в прочный стальной кожух, внутри футерован основным или кислым кирпичом. Съемный свод 3 имеет отверстия для электродов. В стенке корпуса находится рабочее окно 2 (для слива шлака, загрузки ферросплавов, взятия проб), закрытое при плавке заслонкой.

Готовую сталь 6 выпускают через сливное отверстие со сливным желобом 1. Печь опирается на секторы и имеет опорные ролики 5 для наклона в сторону рабочего окна или желоба. Печь загружают при снятом своде.

Вместимость печей составляет от 0,5 до 400 т. В металлургических цехах используют электропечи с основной футеровкой, в литейных - с кислой.

В основной дуговой печи осуществляется плавка двух видов: на шихте из легированных отходов (методом переплава) и 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.

Плавку на углеродистой шихте применяют для производства конструкционных сталей. В печь загружают шихту: стальной лом, металлизированные окатыши, чушковый передельный чугун, железную руду для окисления примесей, электродный бой или кокс для науглероживания металла, 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 и частично углерод. К концу «окислительного» периода заканчивается удаление фосфора в основной железистый шлак.



Рис. 3. Схема дуговой плавильной печи

После нагрева до 1500-1540 C начинается период «кипения» металла, для дальнейшего окисления углерода.

При достижении нужного количества углерода прекращают кипение и приступают к удалению серы, раскислению для получения металла заданного химического состава. Раскисление производят осаждающим и диффузионным методами. Для диффузионного раскисления наводят шлак, содержащий известняк и молотый кокс. Благодаря повышенному содержанию в шлаке оксида кальция и пониженному содержанию оксида железа в него из металла переходит сера. 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 качественные и высококачественные углеродистые и легированные стали - конструкционные и инструментальные.

Индукционные тигельные плавильные печи применяют для выплавки качественных коррозионно стойких, жаропрочных и других сталей и сплавов. Вместимость таких печей - от десятков килограммов до 30 т. Схема индукционной тигельной печи представлена на рис. 4.

Печь состоит из водоохлаждаемого индуктора 3, внутри которого находится тигель 4, выполненный из основного или кислого огнеупорного материала. Через индуктор от генератора высокой частоты проходит однофазный переменный ток частотой 500-2000 Гц.

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

2

Рис. 4. Схема индукционной тигельной печи

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 методом переплава или из чистого шихтового железа и скрапа с добавкой ферросплавов методом сплавления.

После расплавления шихты на поверхность металла загружают шлаковую смесь для снижения тепловых потерь металла, уменьшения угара легирующих элементов и защиты его от насыщения газами.

При плавке в кислых печах, после расплавления и удаления плавильного шлака, наводят шлак из SiO2. 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 индукционных 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.

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 получаются слитки, которые подвергаются прокатке, ковке.

Изложницы - чугунные формы для изготовления слитков - 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, колес. Слитки с многогранным сечением применяют для изготовления поковок.

Рис. 5. Разливка стали в изложницы: а - сверху; б - снизу (сифоном)

1

Рис. 6. Схема машины непрерывного литья заготовок (МНЛЗ): 1 - ковш; 2 - промежуточное разливочное устройство; 3 - кристаллизатор; 4 - затвердевающий слиток; 5 - тянущие валки; 6 - форсунки; 7 - зона резки; 8 - газовый резак

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

Сталь разливают в изложницы сверху (рис. 5, а), снизу (сифоном) (рис. 5, б) и на машинах непрерывного литья (рис. 6).

Для разливки углеродистых сталей в изложницы сталь разливают сверху, как показано на рис. 5, а, 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.

Метод сифонной разливки используют для легированных и высококачественных сталей. При сифонной разливке, приведенной на рис. 5, б, большую массу металла одновременно разливают в несколько изложниц (4-60). Изложницы устанавливаются 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, наполняет изложницу 5. Поверхность слитка получается чистой.

Разливка стали на машинах непрерывного литья заготовок (МНЛЗ) состоит в том, что жидкий металл из ковша через промежуточное разливочное устройство подается в кристаллизатор, из нижней части которого вытягивается затвердевающий слиток (рис. 6). Скорость вытягивания слитков с сечением 150 Ч 150 мм и 300 Ч 2000 мм равна примерно 15 мм/с. На выходе из кристаллизатора слиток охлаждается водой, а затем подается в зону резки, где его разрезают газовым резаком на заготовки заданной длины.

Вследствие направленного затвердевания и непрерывного питания при усадке, слитки имеют плотное строение и мелкозернистую структуру, в них отсутствуют усадочные раковины. Выход годных заготовок, полученных на МНЛЗ, может достигать 96-98 % массы разливаемой стали. На этих машинах получают заготовки квадратного, прямоугольного или круглого сечения, которые после резки на мерные длины используют в прокатном производстве.

Прокатку широко применяют на металлургических предприятиях для изготовления машиностроительных профилей.

Для производства сортовых профилей прокаткой используют заготовки квадратного сечения размером 120-450 мм, полученные на МНЛЗ. Затем на сортовых прокатных станах заготовки проходят через несколько пар вращающихся ручьевых валков, в результате чего получают профили. Чем больше разность в размерах поперечных сечений исходной заготовки и конечного изделия и чем сложнее профиль последнего, тем больше число последовательно расположенных пар валков прокатного стана требуется для его получения.

Широкое распространение в мировой практике получило производство горячекатаных листов на широкополосных прокатных станах из слябов толщиной 200-250 мм, полученных на МНЛЗ. Традиционный производственный комплекс состоит из сталеплавильного цеха с отделением непрерывного литья и широкополосного стана горячей прокатки и прокатки бесшовных труб, профилей простой и периодической формы, заготовок шаров, роликов подшипников качения и зубчатых колес.

Улучшить качество металла можно уменьшением в нем 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. В результате улучшаются прочность и пластичность стали.

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

Схема электрошлакового переплава представлена на рис. 7. 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 путем расплавления электрода и под воздействием кристаллизатора постепенно формируется в слиток 6, покрытый шлаковой коркой 5. 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 т.

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.

Рис. 7. Схема электрошлакового переплава

Рис. 8. Схема вакуумно дугового переплава

Схема вакуумно дугового переплава представлена на рис. 8. 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. Масса слитков достигает 50 т.

Вакуумно дуговой переплав применяют при изготовлении деталей турбин, двигателей, авиационных конструкций.

Получение железа в виде губки непосредственно из руды, минуя доменную печь, называют прямым восстановлением железа. Этот процесс протекает без применения кокса, что позволяет получать чистый металл, поскольку фосфор и особенно серу кокс вносит в больших количествах.

Агрегатами для реализации этого процесса служат шахтные печи, а в качестве восстановителя чаще всего применяют конвертированный природный газ, состоящий в основном из водорода и оксида углерода (35 %), который подают в печь при температуре 1000 °С.

Расширение использования бедных руд и стремление к более глубокому их обогащению привели к получению тонкоизмельченных железорудных концентратов, для которых появилась необходимость найти новые способы окускования. В связи с этим в подготовку фазы были включены процессы окатывания или окомкования, которые состоят из двух стадий:

1) получение сырых (мокрых) окатышей;

2) упрочнение окатышей (подсушка при 300-600 °С и обжиг при 1200 - 1350 °С).

Для лучшего окомкования и обеспечения необходимой прочности к железорудному концентрату добавляют связующее вещество, обычно бентонит (мелкодисперсная глина) и воду. После этого в грануляторе получают шарики диаметром 10-20 мм. Основная цель обжига окатышей сводится к упрочнению их до такой степени, чтобы они выдерживали транспортировку без значительных разрушений.

чугун кислородный конвертер печь

Рис. 9. Схема процесса получения губчатого железа в шахтной печи: 1 - воздуходувка; 2 - теплообменник; 3 - смеситель газов; 4 - конверсионная установка; 5 - компрессор; 6 - скруббер для колошникового газа; 7 - шахтная печь; 8 - скруббер; 9 - вибрационный грохот; 10 - брикетный пресс

Процесс восстановления железа (производство металлизированных окатышей) в шахтных печах осуществляют в противопотоке: железорудные материалы загружают сверху, а восстановительные газы подают снизу (рис. 9).

Удельная производительность шахтных печей в 2-4 раза выше, чем доменных. Металлизированные окатыши содержат примерно 95 % Fe и до 2 % С. Расход природного газа составляет около 400 м3 на 1 т губчатого железа.

Далее выплавка стали производится в дуговых электропечах. В качестве основных шихтовых материалов используются металлизированные окатыши, стальной лом и различные ферросплавы. После расплавления шихтовых материалов выплавляемую сталь при необходимости науглероживают и доводят до нужного химического состава. Затем проводят диффузионное раскисление и сталь выпускают из печи. Сталь в ковше либо подвергают вакуумированию, либо продувают аргоном с рафинирующим порошком. Длительность плавки составляет 2,5-3 ч. Этим способом выплавляют высококачественные высоколегированные стали.

Алюминий получают из сырья, содержащего значительное количество глинозема, - бокситов, каолинов, нефелинов и алунитов. Бокситы содержат 50-60 % А12О3 и являются главным видом сырья для получения алюминия. Технология получения алюминия включает: извлечение из сырья глинозема А12О3; получение алюминия электролизом глинозема; рафинирование алюминия.

Глинозем А12О3 - окисел высокой стойкости; температура плавления 2050 С. В зависимости от количества и характера примесей, входящих в состав сырья, для извлечения глинозема применяются различные способы, среди которых наиболее распространен щелочной. По этому способу бокситовую муку, смешанную с содой, спекают при 800-1000 °С для получения растворимого в воде алюмината натрия Al2O3 Na2O. Его выщелачивают водой и продувают углекислотой для получения осадка гидроокиси алюминия. После промывки и сушки осадок прокаливают, отделяют воду и получают глинозем.

Так как глинозем вследствие его тугоплавкости трудно расплавлять, его смешивают с криолитом Na3AlF6, который плавится при температуре 1000 °С. Растворы глинозема в криолите эвтектического состава (около 15 % А12О3) плавятся при 940 °С. Электролиз растворов, содержащих 8-10 % глинозема, производится в специальных ваннах - электролизерах. Упрощенная схема электролизера приведена на рис. 10.

3

Рис. 10. Схема алюминиевого электролизера

Анод из нефтяного или смоляного кокса и каменноугольного пека 2 снаружи имеет кожух из тонких листов алюминия, который по мере необходимости наращивается сверху коробками и заполняется анодной массой. По мере опускания анода механизмом 3 анодная масса постепенно спекается и становится твердой. Подвод тока к аноду осуществляется сверху от анодной линии через стальные штыри, забиваемые в анод. Штыри перемещаются также с помощью механизма На дне ванны укладывают углеродистые блоки 1, к которым подается ток от катодной шины. Боковые стенки электролизера также облицовываются углеродистыми блоками. Электролизер заключен в кожух. Выделяющийся фтористый водород улавливается. Ванна в период работы заполнена расплавленным криолитом, в который периодически подают глинозем. Электролизеры питаются током 50000-155000 А, напряжением 4-4,5 В. Ток используется не только для обеспечения процессов электролиза глинозема, но и для получения тепла, необходимого для поддержания высокой температуры электролита (950-1000 С). Получаемый в жидком виде на катоде (дне ванны) алюминий один раз в течение трех четырех суток откачивается с помощью вакуумного ковша, соединенного с вакуумным насосом.

Полученный в электролизере алюминий подвергается рафинированию продувкой в ковшах хлором. Получение алюминия высокой чистоты чаще всего достигается электролитическим рафинированием. Анодом служит подлежащий очистке алюминий, катодом - пластины чистого алюминия. В качестве электролита используются расплавленные хлористые и фтористые соли при 750 С. Выпускаемые марки алюминия высокой чистоты содержат 0,005-0,05 % примесей, алюминий особой чистоты - до 0,001 % примесей.

Медь в природе находится в виде сернистых соединений (CuS, Cu2S), оксидов (CuO, Cu2O), гидрокарбонатов (Cu(OH)2), углекислых соединений CuCO3 в составе сульфидных руд и самородной металлической меди.

В промышленности 90 % первичной меди получают пирометаллургическим способом, 10 % - гидрометаллургическим.

Гидрометаллургический способ - получение меди путем ее выщелачивания слабым раствором серной кислоты и последующего выделения металлической меди из раствора.

Пирометаллургический способ получения меди состоит из обогащения, обжига, плавки на штейн, продувки в конвертере, рафинирования.

Обогащение медных руд позволяет получать медный концентрат, содержащий 10-35 % меди.

Медные руды и концентраты, содержащие большое количество серы, подвергаются окислительному обжигу. В процессе нагрева концентрата или руды до 700-800 C в присутствии кислорода воздуха сульфиды окисляются и содержание серы снижается почти вдвое против исходного. Обжигают только бедные (с содержанием меди 8-25 %) концентраты, а богатые (25-35 % меди) плавят без обжига.

После обжига руда и медный концентрат подвергаются плавке на штейн, представляющий собой сплав, содержащий сульфиды меди и железа (FeS, Cu2S). Штейн содержит 20-50 % меди, 20-40 % железа, 22-25 % серы, около 8 % кислорода и примеси никеля, цинка, свинца, золота, серебра. Чаще всего плавка производится в пламенных отражательных печах. Температура в зоне плавки - 1450 ?C.

Полученный медный штейн, с целью окисления сульфидов и железа, подвергают продувке сжатым воздухом в горизонтальных конвертерах с боковым дутьем. Образующиеся окислы переводят в шлак, а серу - в SO2. Тепло в конвертере выделяется за счет протекания химических реакций без подачи топлива. Температура в конвертере составляет 1200-1300 ?C. Таким образом в конвертере получают черновую медь, содержащую 98,4-99,4 % меди, 0,01-0,04 % железа, 0,02-0,1 % серы и небольшое количество никеля, олова, сурьмы, серебра, золота.

Черновую медь рафинируют для удаления вредных примесей, проводят огневое, а затем электролитическое рафинирование.

Сущность огневого рафинирования черновой меди заключается в окислении примесей, имеющих большее сродство к кислороду, чем медь, удалении их с газами и переводе в шлак. После огневого рафинирования получают медь чистотой 99-99,5 %. Ее разливают в изложницы и получают слитки для дальнейшей выплавки сплавов (бронзы и латуни) или для электролитического рафинирования.

Электролитическое рафинирование проводят для получения чистой от примесей меди (99,95 % Cu). Электролиз проводят в ваннах, где анод изготавливают из меди огневого рафинирования, а катод - из тонких листов чистой меди. Электролитом служит водный раствор CuSO4 (10-16 %) и H2SO4 (10-16 %). При пропускании постоянного тока анод растворяется, медь переходит в раствор, а на катодах разряжаются ионы меди, осаждаясь на них слоем чистой меди. Примеси осаждаются на дно ванны в виде шлака, который идет на переработку с целью извлечения благородных металлов. Катоды выгружают через 5-12 дней, когда их масса достигнет 60-90 кг, затем переплавляют в электропечах.

Медь по чистоте подразделяется на марки, содержащие от 99 до 99,95 % Cu.

Сырьем для получения магния служат следующие материалы: карналлит MgCl2 · КС1 · 6Н2О (содержит 12-30 % хлористого магния), магнезит MgCO3 (свыше 45 % MgO), доломит CaCO3 · MgCO3 (14-22 % MgO), бишофит MgCl2 · 6H2O (свыше 46 % MgCl2). Магний получают двумя способами: электролизом хлоридов и термическим восстановлением из руд.

При получении магния электролитическим способом из такого сырья, как магнезит, сначала получают хлорид магния. Для этого магнезит подвергают обжигу при температуре 850-900 ?С с целью удаления СО2 и получения MgO. Затем хлорированием в присутствии углерода получают хлорид магния MgCl2, который подвергают электролизу.

Рис. 11. Схема ванны для электролиза хлоридов магния

На рис. 11 приведена принципиальная схема одной секции ванны для электролиза хлоридов магния. Ванна прямоугольной формы имеет огнеупорную футеровку. Анодом служит графитовая пластина 1, катодами - стальные пластины 2. Между анодом и катодом имеется перегородка 3 из шамотного кирпича. В каждой ванне собирают несколько секций, состоящих из анодных блоков и двух катодных пластин. Сила тока в ваннах достигает 30 000-50 000 А при напряжении 7 В. Электролитом при электролизе хлористого магния служит сплав солей: 8-16 % MgCl2, 25-35 % СаС12, 25-35 % NaCl и 18-25 % КС1.

При электролизе MgCl2 разлагается: хлор выделяется на аноде, магний - на катоде. В результате из 4,5 т MgCl2 получают 1 т магния и 2,9 т хлора. Так как магний легче электролита, то он всплывает и с поверхности электролита извлекается вакуумными ковшами.

Для получения магния применяют и более простые термические методы, состоящие в восстановлении магния из его соединений кремнием, углеродом и другими элементами. Эти способы позволяют использовать дешевые виды сырья и топлива.

Промышленное значение имеют титаносодержащие минералы: ильменит FeO-TiO2 (содержит до 61 % TiO2), рутил TiO2 (около 10 % окислов железа, остальное TiO2).

Особенности производства титана обусловлены его высокой химической активностью и большим сродством к кислороду, азоту, водороду и другим элементам.

Титановые руды подвергают обогащению, в результате которого полу чают концентраты, содержащие до 60 % TiO2. Способом переработки железотитановых концентратов является плавка в электрических печах. Восстановительной плавкой получают чугун, легированный титаном (0,6-2,0 % Ti), и шлаки, содержащие около 80 % TiO2 и 1,5-3,0 % FeO, используемые в качестве сырья для получения титана.

Производство металлического титана из титановых концентратов или шлаков сводится к получению:

· тетрахлорида титана TiCl4, представляющего собой жидкость, кипящую при 136 С;

· титановой губки (восстановлением тетрахлорида титана);

· слитков компактного титана из титановой губки.

Получение тетрахлорида титана из рутила TiO2 производится восстановлением углеродом и хлорированием при 800 °С по реакции

TiO2 + 2С12 + 2С = TiCl4 + 2CO

Получение титановой губки производится восстановлением тетрахлорида титана магнием по реакции

TiCl4 + 2Mg = Ti + 2MgCl2

Процесс ведется в стальных реакторах при температуре 950-1000 ?С в атмосфере аргона или других инертных газов.

Получение компактного пластичного титана из губки чаще всего осуществляется плавкой в электрических дуговых или высокочастотных печах в вакууме или в среде инертных газов. После плавки получают титан, содержащий около 0,2 % примесей, отличающийся высокой пластичностью, хорошо поддающийся прокатке, ковке и штамповке.

Чистый титан может быть получен из технического титана методом зонной плавки.

Размещено на Allbest.ru

...