Архитектура Аудит Военная наука Иностранные языки Медицина Металлургия Метрология
Образование Политология Производство Психология Стандартизация Технологии


Общая характеристика процессов горения в металлургии.



Лекция 1.

Значение металлов и сплавов для промышленного комплекса страны. Классификация черных и цветных металлов и сплавов. Перспективы металлургии в связи с развитием новой техники и инновационных технологий. Общая характеристика процессов горения.

План лекции:

1. Металлургия в наше время

2. Классификация металлов и сплавов.

3. Общая характеристика процессов горения в металлургии.

Не утеряла своего важного значения металлургия и в наше время. Практически все современные отрасли науки и техники в той или иной мере связаны с металлургией. Без развития металлургии немыслимо развитие энергетики, реактивной техники, самолетостроения, ядерной технологии, химической промышленности, машиностроения, строительства и многих других отраслей. Успехи таких современных областей техники, как радиоэлектроника, вычислительная и лазерная техника всецело зависят от достижений прецизионной металлургии, получение особо чистых металлов и соединений со строго заданными свойствами. За последние 60-100 лет во много раз увеличилось производство цветных металлов, особенно, алюминия, однако доля черных металлов в мировом производстве продолжает оставаться преобладающей и почти неизменной -около 95% от общего производства металлов. Можно смело утверждать что металлы в ХХI в. останутся основными конструкционными материалами, так как по своим свойствам, экономичности производства и потребления не имеют себе равных в большинстве сфер применения. Объемы производства металлов составляют от млрд. т до килограммов. Так в 2009-2011гг. мировое производство стали составило 1, 2-1, 4млр.т, А1-36-42млн.т, Сu-18-19.млн.т, Zn-11-13 млн.т, Pb-8-10 млн. т, Ti, Mg, Ni, Со, Mo, W- тысячи тонн, Au, Rt, Se, Те, Hg, Cd, Bi-тонны, I2, Os, Ra-килограммы.

Рисунок 1. Рост населени Земли и производства металлов (металофонда)

Аналитические службы отмечают, что темпы роста металлопроизводства на Земле постоянно ускоряются. Достаточно отметить, что за последние 6000 лет человечество произвело ≈ 23 млр.т металлов, из них ≈ 18 млр.т, за последние 50 лет (рисунок 1). Прирост производства (металлофонда) металлов за последние 50 лет (1950-2000гг) увеличился в 3, 6 раза. В то же время за последние 50 лет население Земли увеличивалось практически линейно от 5 млр. человек в 1950г до 6, 1 млр. человек в 2000 г.

Из 118 элементов Периодической системы Менделеева (118 элемент был открыт в Дубне (Российская Федерация), и ему еще пока не дали название) 96 являются металлами. По сложившейся традиции все металлы принято разделять на два класса: черные и цветные. К черным относятся: железо (и его сплавы), а также марганец, ванадий и хром, которые используются в качестве легирующих добавок. Все остальные металлы относятся к группе цветных (рисунок 2).

Цветные металлы делят на следующие подгруппы:

1. Тяжелые цветные металлы. Основные - медь, свинец, никель, цинк, олово являются важнейшими по своему значению и по объему производства. К тяжелым цветным металлам относят также некоторые элементы, добыча которых заметно ниже основных. Это прежде всего кобальт, кадмий, мышьяк, сурьма, висмут, ртуть. Эти металлы нередко являются спутниками основных тяжелых металлов и их производят попутно в общем металлургическом цикле.

2. Легкие цветные металлы. Основные - алюминий, магний получают также в больших количествах и их значение в производственной сфере очень велико. К группе легких металлов относят обычно также щелочное (Li, Na, К, Al, Cs, Fr), щелочноземельные металлы (Са, Ва, Sr, Be), кремний и галлий.

3. Благородные металлы: золото, серебро, платина и платиноиды (осмий, иридий, родий, рутений, палладий).

4. Редкие металлы. Редкие металлы объединяют значительную группу элементов. Производство их относительно невелико, однако значение их в связи с развитием техники возрастает с каждым годом. Редкие металлы принято делить на следующие подгруппы:

• Тугоплавкие — вольфрам, молибден, титан, тантал, ниобий, цирконий;

• Редкоземельные - лантан, иттрий и лантаноиды;

• Радиоактивные - радий, уран, полоний, торий, актиний и актиноиды, трансурановые элементы;

Рассеянные - (галлий, индий, талий, германий, рений, теллур);

5. Благородные металлы: золото, серебро, платина и платиноиды (осмий, иридий, родий, рутений, палладий).

6. Редкие металлы. Редкие металлы объединяют значительную группу элементов. Производство их относительно невелико, однако значение их в связи с развитием техники возрастает с каждым годом. Редкие металлы принято делить на следующие подгруппы:

• Тугоплавкие — вольфрам, молибден, титан, тантал, ниобий, цирконий;

• Редкоземельные - лантан, иттрий и лантаноиды;

• Радиоактивные - радий, уран, полоний, торий, актиний и актиноиды, трансурановые элементы;

Рассеянные - (галлий, индий, талий, германий, рений, теллур);

В основу настоящей классификации положены, с одной стороны, общность физико-химических свойств, с другой - распространенность в природе и исторически сложившаяся общность методов их производства.

 

Лекция 5. Общая характеристика процессов доменной плавки. Движение шихты и газов в доменной печи, рациональное их распределение. Развитие косвенного и прямого восстановления в доменной печи. Образование чугуна и шлака. Процессы в горне доменной печи. Методы интенсификации доменного процесса. ГОСТы на чугун.

План лекции:

1. Возникновение и развитие доменного производства.

2. Доменная печь

3. Шихта доменной плавки

4. Чугуны, выплавляемые в доменных печах

5. Особенности движения шихты в доменной печи

Возникновение и развитие доменного производства.

По свойствам (в за­висимости от содержания углерода) черные металлы делят на три группы: железо (техническое) —до 0, 15 % С, сталь 0, 15—1, 7 % С, чугун 1, 7—7 % С.

Железо в природе не встречается в чистом виде. В земной коре оно обычно находится в виде различных химических соединений, чаще всего с кислородом, в виде оксидов, смешанных с пустой породой, не содержащей железа. Извлече­ние железа из руд, т. е. получение его в металлической фор­ме требует решения двух задач: 1) восстановления железа из его оксидов; 2) отделения восстановленного железа ог пустой породы. В древности производство железа осущест­вляли в так называемых сыродутных горнах, которые вы­рывали в земле, а позднее выкладывали из камня. В такой горн загружали руду в виде небольших кусков в смеси с древесным углем. Через отверстие у основания горна по­ступал воздух. При горении угля в нижней части печи раз­вивалась довольно высокая температура ≥ 1000°С, а обра­зующийся оксид углерода участвовал в восстановительных процессах. Размягченные восстановленные зерна железа слипались, образуя ком (крицу). По окончании горения крицу извлекали из горна и проковывали молотами. При этом из крицы, находящейся в тестообразном состоянии, выдавливались остатки пустой породы и после охлаждения отслаивались, а зерна сваривались в единое целое. Получав­шийся таким образом металл служил для изготовления не­обходимых предметов и оружия.

Со временем этот примитивный способ получения метал­ла (сыродутный процесс) совершенствовался с соответству­ющим улучшением качества железа и увеличением его произ­водства. Совершенствование происходило по двум основный направлениям: 1) увеличение высоты печей, способствующее улучшению использования тепла отходящих газов н повышению температуры в печи; 2) применение специаль­ных устройств для вдувания воздуха в печь. В результате значительного увеличения количества поступающего в печь воздуха повысилась температура в горне. Так сыродутые горны превратились в домницы — шахтные печи высотой 2—4 м. Как и в сыродутных горнах, металл получали в виде крицы, но вследствие более высокой температуры в домницах часто обнаруживали металл в жидком виде: вместо железа получали чугун, имеющий значительно более низкую температуру плавления.. Вначале чугун считали нежелательным продуктом и выбрасывали, затем начали использовать его в смеси с рудой. Оказалось, что при этом получать металл стало выгоднее, чем только из руды. Так одноступенчатый процесс получения железа непосредственно из руды был заменен двухступенчатым способом: 1) получение чугуна из руды; 2) передел чугуна в железо. Домница работала попеременно, то выплавляя чугун, то производя крицу. Позднее для передела чугуна в крицу стали приме нять специально приспособлен ные для этого печи, а конструкция домницы изменялась с целью лучшего приспособления ее для выплавки чугуна, Домница превратилась в доменную печь. На рисунке 44, а приведен профиль одной из первых доменных печей.

Возникновение собственно доменного производства относят к середине XIV в. В последующие два—три столетия доменное производство развивалось медленно, в основном в результате увеличения высоты доменных печей и мощности воздуходувных устройств. В качестве топлива использовали древесный уголь. Производительность таких доменных печей составляла ~2 т/сут.

Быстрое истребление лесов, затруднявшее снабжение древесным углем металлургических заводов Западной Европы, и в первую очередь Англии, вызвало необходимость замены древесного угля другими
видами топлива. В 1735 г. в Англии был выплавлен в доменной печи чугун на коксе (продукте переработки каменного угля). Однако только через столетие, в середине XIX в. большинство доменных печей Западной Европы было переведено на кокс. С 1828 г. в доменных печах начали применять нагретое дутье, что вызвало незначительное снижение расхода кокса и увеличение производительности.

 

А — одной из первых (полезный объем 28 м3, суточная производи­тельность 1, 5 т чугуна); Б — со­временной (полезный объем 5037 м3. суточная производитель­ность ~ 12000 т чугуна)

Рисунок 1. Профили доменной печи.

 

В послевоенные годы основными направлениями технического развития доменного производства было совершен­ствование конструкций загрузочных устройств, воздухона­гревателей, подготовки шихтовых материалов к металлур­гическому переделу, использование в плавке природного газа и кислорода, а также увеличение размеров доменных печей. Самые крупные доменные печи имеют объем > 5000 м3 и производят чугуна > 12000 т/сут

В России первые доменные печи появились около 1630 г. в районе г. Тулы. Однако по-настоящему черная металлур­гия России начала развиваться на Урале, где были сосредо­точены большие запасы высококачественных железных руд и находились огромные массивы леса (для производства древесного угля). Начало выплавки чугуна на построенных по распоряжению Петра I Невьянском и Каменском заводах относится к 1701 и 1702 гг. К середине XVIII в. на Урале работали уже десятки доменных печей, намного превышаю­щих западноевропейские как по размерам, так и по произ­водительности.

 

Доменная печь

Основным агрегатом для извлечения железа из железных руд является доменная пень (рисунок 45). По принципу работы она относится к типу шахтных печей, т. е. таких, рабочее пространство которых вытянуто в направлении вертикальной оси. Практикой установлена оптимальная конфигурация внутреннего пространства печи — ее профиля. Горизонтальное сечение доменной печи представляет собой окружность, в вертикальном сечении печь состоит из пяти зон. Верхнюю ее часть, через которую производят загрузку шихтовых ма­териалов, называют колошником. Основной частью печи по объему является шахта, представляющая собой усеченный конус. Самая широкая часть, распар, через заплечики (в форме обратного усеченного конуса) переходит в горн. Со­временные доменные печи имеют большие размеры. Так, диаметры колошника, распара, горна составляют соответст­венно: 7—8, 12—16 и 10—14 м. Общая высота внутреннего пространства доменной печи составляет 254-300 м, а с уче­том того, что она несколько приподнята на фундаменте и что над колошником установлено загрузочное устройство и газоотводы, верхняя точка ее находится над поверхностью земли на уровне 60—70 м. В верхней части горна имеется большое число расположенных равномерно по окружности фурменных отверстий, через которые в печь подают воздух. В нижней части горна имеется несколько (2—4) отверстий, предназначенных для выпуска чугуна и шлака — чугунных и шлаковых леток. Внутренняя часть печи выложена огне­упорным кирпичом, сохранность которого в течение несколь­ких лет эксплуатации обеспечивается системой охлаждения.

 

1—доменная печь; 2 — воздухонагреватели; 3 — пылеуловитель; 4 — бункер­ная эстакада

 
 

Рисунок 45. Общий вид доменной печи:

 

Шихта доменной плавки

Для обеспечения нормального хода металлургических про­цессов и получения чугуна заданного сорта доменную печь загружают шихтой, состоящей из трех основных частей, взя­тых в заранее рассчитанном строго определенном соотноше­нии.

1.Железорудный материал (агломерат или окатыши) — продукты предварительной обработки железной руды, за­ключающейся в обогащении и окусковании. Железорудные материалы кроме основного компонента — рудного минера­ла (Fе20з и Fе304) включают некоторое количество других веществ, не содержащих железа. Эту часть руды называют пустой породой. В состав пустой породы входят оксиды: SiO2; А1203; СаО; Мg0 и др.

2.Кoкс — главный источник тепловой энергии, он выпол­няет также роль реагента-восстановителя. Основными ком­понентами кокса являются углерод (85 %) и зола (9—12 %).

3.Флюс — материал, необходимый для снижения тем­пературы плавления пустой породы рудного материала и золы кокса. Чаще всего в качестве флюса используют из­вестняк, содержащий 96—98 % СаС03. В этом случае СаО флюса улучшает также переход серы из металла в шлак, т. е. понижает концентрацию серы в чугуне, улучшая каче­ство металла.

 

Обработка металлов вакуумом

Обработка металла вакуумом влияет, как известно, на про­текание тех реакций и процессов, в которых принимает участие газовая фаза.

Газовая фаза образуется, в частности, при протекании реакции окисления углерода (образование СО), при протека­нии процессов выделения растворенных в металле водорода и азота, а также процессов испарения примесей цветных ме­таллов.

В стали практически всегда содержится определенное ко­личество углерода. Равновесие реакции [С] + [О] = СОгаз,

при обработке вакуумом сдвигается впра­во, кислород реагирует с углеродом, образуя окись углеро­да. В тех случаях, когда кислород в металле находится в составе оксидных неметаллических включений, снижение дав­ления над расплавом приводит в результате взаимодействия с углеродом к частичному или полному разрушению этих включений:

(МеО) + [С] = Ме+ СОгаз; К= ;

Более слабые включения, такие например, как МnО или Сr2О3, восстанавливаются почти нацело; для восстановления более прочных включений, таких, например, как А12О3 или ТiO2, требуется очень глубокий вакуум. Снижение концент­рации кислорода в металле (" окисленности" металла) при обработке вакуумом за счет реакции окислениия углерода получило название " углеродное раскисление".

Обработка металла вакуумом влияет и на содержание в стали водорода и азота. Выше было сказано, что содержание водорода в металле определяется при прочих равных усло­виях давлением водорода в газовой фазе. При снижении давления над расплавом равновесие реакции 2[Н]=Н2газ сдвигается вправо. Водород в жидкой стали отличается большой подвижностью, коэффициент диффузии его достаточно велик (DH = 1, 2-5-1, 5 * 10-3 см/с), и в резуль­тате вакуумирования значительная часть содержащегося в металле водорода быстро удаляется из металла. Равновесие реакции 2[N] =Naз при снижении давле­ния также сдвигается вправо, однако азот в металле менее подвижен, коэффициент диффузии его в жидком железе на по­рядок меньше, чем водорода [D= (1-4) * 10-4 см/с], в результате интенсивность очищения расплава от азота под вакуумом значительно ниже, чем от водорода. Требуются бо­лее глубокий вакуум и продолжительная выдержка, чтобы достигнуть заметного очищения металла от азота. Процесс очищения металла от водорода и азота под ва­куумом ускоряется одновременно протекающим процессом вы­деления пузырьков оксида углерода. Эти пузырьки интенсивно перемешивают металл и сами являются маленькими " вакуумными камерами", так как в пузырьке, состоящем только из СО, парциальные давления водорода и азота равны нулю.

Кроме того, в тех случаях, когда металл содержит в по­вышенных концентрациях примеси цветных металлов (свинца, сурьмы, олова, цинка и др.), заметная часть их при обра­ботке вакуумом испаряется. Необходимо иметь в виду, что при обработке вакуумом испаряется также и железо и полезные примеси (очень ин­тенсивно, например, испаряется марганец). Однако эти по­тери становятся ощутимыми лишь при очень глубоком вакууме и очень длительной выдержке.

Схема обработки жидкой стали вакуумом была предложена Г.Бессемером. Практическое использование метода внепечного рафинирования для повышения качества металла относится к началу 50-х годов.

В настоящее время в промышленно развитых странах ус­пешно работают сотни установок внепечного вакуумирования различной конструкции. Схемы наиболее распространенных конструкций представлены на рисунке 113. Самым простым спо­собом является способ вакуумирования в ковше (рис. 113).

 

 

Рисунок 113. Различные способы внепечного вакуумирования

В настоящее время наиболее распространены следую­щие способы обработки металла вакуумом в ковше:

1. Ковш с металлом помещают в вакуумную камеру, орга­низуют перемешивание металла инертным газом, раскислители вводят в ковш из бункера, также находящегося в вакуумной камере. Этот метод часто называют ковшевым вакууми-рованием (рис. 114).

2. Металл вакуумируют при переливе из ковша в ковш или из ковша в изложницу, т.е. обработке вакуумом подвергает­ся струя металла (метод называют струйным вакуумированием или вакуумированием струи).

 

1 — вакуум-крышка; 2 — теп­лозащитный экран; 3 — ста-леразливочный ковш; 4 — вакуум-камера

Рисунок 114. Установка вакуу­мирования стали в ковше:

 

3. Металл под воздействием ферростатического давления засасывается примерно на 1, 48 м (рис. 115) в вакуумнуюкамеру, которую через определенные промежутки времени поднимают, но так, чтобы конец патрубка все время оста­вался опущенным в металл в ковше. Металл из камеры слива­ется по патрубку в ковш, затем камеру опускают и под дей­ствием разрежения в нее засасывается очередная порция металла (метод называют порционным вакуумированием). В некоторых случаях поднимают и опускают не вакуумную каме­ру, а ковш с металлом, а камера остается неподвижной.

4.

 
 

Этот способ часто называют также способом DH — по пер­вым буквам предприятия Dortmund-Horder, Германия, где он был осуществлен впервые (рис. 115). Два патрубка вакуумной камеры погружают в металл;

Рисунок 115. Схема процесса порционного вакуумирования (DH-процесс)

Рисунок 116. Схема процесса циркуляционного вакуумирования (RH -процесс)

при вакуумировании порция металла засасывается в вакуум­ную камеру (рис. 116). В один из патрубков начинают по­давать инертный газ, в результате чего металл в этом патрубке. направляется вверх, в вакуум-камеру, а по дру­гому — стекает вниз, в ковш. Происходит циркуляция метал­ла через вакуум-камеру. Способ этот называют циркуляци­онным вакуумированием (или RH-процессом — по первым бук- вам предприятия Ruhrstahl-Heraeus, Германия, где процесс был осуществлен впервые).

Заслуживает особого упоми­нания метод непрерывного (по­точного) вакуумирования при разливке, разработанный в Ли­пецком политехническом инсти­туте под руководством проф. Г.А.Соколова и внедренный на НЛМК. В основу метода положен принцип вакуумной дегазации струи и слоя металла в проточной камере, расположенной между сталеразливочным и промежуточным ковшами (рис.117).

1— сталеразливочный ковш; 2 — вакуумная камера; 3 — промежуточный ковш; 4 — кристаллизатор

 

Рисунок 117. Схема установки поточного вакуумирования

 

Рисунок 118. Метод пульсационного перемешивания металла в ковше (RH -процесс)

Рафинированная сталь поступает в промежуточный ковш по металлопроводу, погруженному под уровень металла. Досто­инствами метода является одновременное решение проблем: 1) вакуумирования в потоке; 2) защиты струи от вторичного взаимодействия с атмосферой; 3) повышение эффективности вакуумирования в результате движения струи через вакууми-рованное пространство, при котором происходит ее раскры­тие и раздробление на капли, а также увеличение поверхно­сти контакта металл—газовая фаза (вакуум). Методы вакуум­ной обработки стали непрерывно совершенствуются, предла­гаются новые решения, позволяющие получать металл высоко­го качества с использованием более простых методов. При­мером может служить разработанный на одном из японских заводов метод, названный методом РМ (PulsationMixing — пульсирующее перемешивание), схема которого показана на рисунке 118. На установке такого типа обрабатывают 100-т плавки конвертерного металла. Сущность метода заключается в переменном включении и выключении подачи аргона и ваку­умного насоса, вследствие чего металл в цилиндре (и в ковше) интенсивно пульсирует, что обеспечивает высокую степень его рафинирования. Достоинство установки — воз­можность высокоэффективной работы без глубокого вакуума.

 

Аргоно-кислородная продувка

Влияние продувки металла инертным газом на уменьшение парциального давления монооксида углерода, образующегося при окислении углерода, использовано при разработке тако­го процесса, как аргонокислородное обезуглероживание или аргонокислородное рафинирование (АКР).

При продувке металла кислородом равновесие реакции [С] + 1/202(г) = СОг определяется парциальным давлением кислорода и образующегося монооксида углерода. Продувая металл смесью кислорода с аргоном, мы добиваемся " разбав­ления" пузырей СО аргоном и соответствующего сдвига впра­во равновесия реакции. Окислительный потенциал газовой фазы при этом достаточен для проведения реакций окисления примесей ванны.

Для осуществления процесса аргонокислородного рафини­рования создан агрегат, обычно именуемый AOD-конвертер (рис.125). Конструкция фурм для подачи смеси аргона и ки­слорода позволяет в широких пределах регулировать соотно­шение О2: Аг; при этом соответственно меняется окислитель­ный потенциал вдуваемой газовой смеси, вплоть до продувки одним аргоном (обычно в заключительной стадии плавки). Если при этом продувку вести под высокоосновным шлаком, обеспечивается также эффективная десульфурация расплава.

Процесс известен также как AOD-процесс (Argon—Oxygen—Decarburisation).

а-конвертер, б-фурма

Рисунок 125. Конструкция конвертера для продувки (АКР-процесс; AOD-процесс):

 

По сравнению с известным способом получения таких ста­лей из скрапа по схеме дуговая электропечь — конвертер аргонокислородной продувки затраты энергии в новом про­цессе ниже, содержание неметаллических включений и азота меньше, поскольку используют первородную шихту и не про­исходит образование атомарного азота в зоне продувки.

 

Производство ферросилиция

Ферросилиций применяют для раскисления и легирования ста­ли и в качестве восстановителя при производстве некоторых ферросплавов. В электрических печах выплавляют ферро­силиций различных марок с содержанием кремния от 19—23 % (сплав ФС20) до 92—95% (сплав ФС92). При содержании кремния в сплаве в пределах 50—60 % и при загрязнении его фосфором и алюминием сплав рассыпается в порошок с выде­лением ядовитых летучих соединений. Поэтому сплав такого состава заводы не выпускают. Помимо кремния ферросилиций содержит железо и ряд примесей. В сплавах, содержащих 41—47 % кремния и более, имеется до 0, 1—0, 2 % С, до 0, 2— 0, 6% Mn, до 0, 05% Р, до 0, 02% S и до 1, 5-2, 5% А1. В малокремнистых сплавах(19— 27 % Si) содержание углерода достигает 0, 6—1, 0 %. Следует отметить, что ферросилиций содержит мало углерода, несмотря на применение углеро­дистого восстановителя и угольной футеровки печи. Объяс­няется это тем, что в присутствии кремния растворимость углерода в сплаве уменьшается. Чем больше в сплаве крем­ния, тем меньше сплав содержит углерода. Наиболее распространены сплавы ФС45 и ФС75, содержащие кремния соответственно около 45 и 75 %.

Плотность ферросилиция зависит от содержания в нем Si:

Марка ферросилиция ФС20 ФС25 ФС45 ФС65 ФС75 ФС90
Содержание Si, % 19-23 23-29 41-47 63-68 74-80 ≥ 90
Плотность, г/см3 6, 7 5, 2-6, 5 4, 9-5, 4 3, 1-3, 5 2, 8-3, 1 2, 4-2, 5

Шихтовые материалы

Рудной составляющей шихты являются кварциты, содержа­щие не менее 95 % SiО2, не более 0, 02 % Р2О5, и возможно меньше шлакообразующих примесей (глинозема). Кварцит дро­бят до кусков размером 25—80 мм и отмывают от глины.

Для получения заданного содержания кремния в сплаве в шихту вводят рассчитанное количество железа в виде из­мельченной стружки углеродистой стали; железо, кроме того, облегчает восстановление кремния.

В качестве восстановителя при выплавке ферросилиция применяют металлургический коксик кусками размером 10—25 мм (отсев доменного кокса). Иногда для замены части кокса применяют более дешевые материалы: полукокс— про­дукт коксования углей при 700 °С и материалы, содержащие карборунд SiC (отходы электродного и абразивного произ­водств).

Выплавка ферросилиция

Ферросилиций выплавляют в круглых печах различной кон­струкции — вращающихся и стационарных, открытых и закры­тых мощностью 16, 5—115 МВ*А при рабочем напряжении 130— 250 в. Рабочий слой футеровки выполняют из углеродистых блоков. Печь имеет две летки, одну рабочую и другую ре­зервную.

Шихту составляют исходя из того, что Si02 кварцита восстанавливается на 98 % и все железо стружки переходит в сплав. Шихтовые материалы смешивают в примерно следую­щей пропорции:

Марка сплава ФС25 ФС45 ФС75

Количество материала, кг

Кварцита 150 30 300

коксика 70-75 135-140 140-145

железной стружки 200-220 180-190 30/35

Плавку ведут непрерывным процессом. На колошник печи сверху непрерывно загружают шихту, а сплав периодически выпускают черезлетку. Глубина погружения электродов в шихту должна быть большой (от 800 мм на малых печах до 2700 мм на больших). Расстояние от концов электродов до подины должно составлять 300—600 мм. При загрузке переме­шанных шихтовых материалов в печь стремятся создать и поддерживать вокруг электродов шихту в виде возвышающихся конусов, которые затрудняют выход газов здесь и уменьшают вследствие этого потери тепла и кремния.

 

1 — шамот, 2 — жидкий сплав, 3 — гарнисаж, 4 — область медленного схода шихты, 5 — электрод, 6 — область быстрого схода ших­ты, 7 - " тигель", 8-угольная футеровка

Рисунок 138. Разрез печи для выплавки ферросилиции

 

Процесс плавки происходит главным образом у электро­дов, под которыми горят электрические дуги. Здесь в зоне дуг в шихте образуется (рис. 138) полость (" тигель" ) с очень высокой температурой. Стенки тигля непрерывно оплавляются, кремнезем восстанавливается, кремний раство­ряется в жидком железе, жидкий сплав опускается на поди­ну, а новые порции шихты— в зону реакций.

Кремний вос­станавливается твердым углеродом по реакции

SiО2 + 2С = Si + 2СО (166)

идущей с большой затратой тепла 635096 Дж, на 1с-ст Si. Теоретическая температу­ра ее начала равна 1854 °С. В присутствии железа восста­новление кремния облегчается и идет при более низких температурах, поскольку железо, растворяя кремний, выводит его из зоны реакции, что сдвигает равновесие этой реакции вправо, в сторону восстановления кремния. Чем больше же­леза в шихте, тем при более низкой температуре происходит восстановление кремния и образование ферросилиция.

Температура начала восстановления кремния при формировании ферросилиция различных марок имеет следующие значения:

 

Марки ферросилиция ФС20 ФС45 ФС75 ФС90
Т нач.вост.Si, 0C

 

Железо облегчает ход процесса также тем, что разрушает карбид кремния SiC. Последний образуется при избытке вос­становителя (SiО2 + 2С = SiC + 2СО) и, являясь тугоплав­ким (Тпл> 2700 °С), накапливается внизу печи, загромож­дает ее, снижая производительность.

В зоне высоких температур идет частичное восстановле­ние алюминия и кальция из содержащихся в кварците и золе кокса А12О3и СаО, поэтому ферросилиций содержит до 2, 5 % А1 и до 1, 5 % Са. В восстановительных условиях плавки более 60 % фосфора из шихтовых материалов переходит в сплав. Сера целиком улетучивается.

Из невосстановившихся оксидов шихты формируется шлак, его количество равно 2—6 % от массы сплава. Типичный сос­тав шлака, %: 25-40 SiО2, 20-40 А12О3, 10-25 СаО, 2-10 SiC, 3—8 ВаО, менее 2 MgO и FeO. Шлаки имеют высокую температуру плавления (1500—1700 °С) и вязкость. Шлак выхо­дит из печи через летку вместе со сплавом. При повышенной вязкости часть шлака остается в печи, что может вести к зарастанию ванны.

Образующийся в высокотемпературных зонах восстановле­ния газ СО поднимается вверх, нагревая шихту, причем он стремится двигаться вверх над зонами восстановления у электродов. Чтобы повысить степень использования тепла газов, шихту загружают у электродов, создавая здесь более высокий слой располагающихся конусом материалов. Высокий слой шихты у электродов препятствует подъему здесь газов и они выделяются дальше от электродов, нагревая большее количество шихты. При вращении ванны неподвижные электро­ды разрыхляют шихту, поднимающиеся газы более равномерно распределяются по сечению ванны. Плохо прогретые у стен печи материалы спекаются в плотный монолит (гарнисаж). Нормальный ход печи характеризуется медленным опуска­нием электродов по мере их сгорания и равномерным оседа­нием шихты вокруг этих электродов.

Формируемый ферросплав имеет следующую температуру плавления:

 

Марки ферросилиция ФС20 ФС45 ФС65 ФС75
Т пл. C0 1190-1250 1190-1320 1210-1300 1210-1315

 

Сплав выпускают 12—20 раз в сутки. Вскрытие летки производят прожиганием электрической дугой или кислоро­дом, пробиванием железным прутом или при помощи бура. По окончании выпуска летку закрывают конической пробкой из смеси электродной массы и песка или огнеупорной глины и коксика. Сплав при Т=1650-1750 0С выпускают в ковш, футерованный шамотным кирпичом или графитовой плиткой, и затем разливают в плоские из­ложницы или в чушки на разливочной машине конвейерного типа.

Расход материалов и электроэнергии при выплавке ферро­силиция некоторых марок:

Марка сплава................................. ФС25 ФС45 ФС75
Расход материалов, кг/т:      
кварцит
железная стружка
коксик
Расход электроэнергии,      
кВт *ч/т 4500-4700 8300-8900

Металлургия меди

Медь очень хорошо проводит электричество и тепло. Удель­ное сопротивление меди равно 0, 018 Ом *мм2/м, а тепло­проводность при 20 °С составляет 385 Вт/(м - К). По электропроводности медь лишь немного уступает серебру. Ее электропроводность в 1, 7 раза выше, чем у алюминия, и примерно в 6 раз выше, чем у платины и железа. Медь обла­дает ценными механическими свойствами — ковкостью и тягу­честью.

В присутствии воздуха, влаги и сернистого газа медь постепенно покрывается плотной зеленовато-серой пленкой основной серно-кислой соли, предохраняющей металл от дальнейшего окисления. Поэтому медь и ее сплавы находят широкое применение при строительстве линий электропередач и устройстве различного вида связи, в электромашинострое­нии и приборостроении, в холодильной технике (производст­во теплообменников охлаждающих устройств) и химическом машиностроении (изготовление вакуум-аппаратов, змееви­ков). Около 50 % всей меди расходует электропромышлен­ность. На основе меди создано большое число сплавов с такими металлами, как Zn, Sn, Al, Be, Ni, Mn, Pb, Ti, Ag, Au и др., и реже с неметаллами Р, S, О и др. Область при­менения этих сплавов очень обширна. Многие из них обла­дают высокими антифрикционными свойствами. Сплавы приме­няют в литом и кованом состоянии, а также в виде изделий из порошка.

Например, широко применяют сплавы типа оловянных (4— 33 % Sn), свинцовых (~ 30 % Рb), алюминиевых (5—11 % А1), кремниевых (4—5 % Si) и сурьмяных бронз. Бронзы применяют для изготовления подшипников, теплообменников и других изделий в виде листа, прутков и труб в химической, бумаж­ной и пищевой промышленности.

Сплавы меди с хромом и порошковый сплав с вольфрамом идут на изготовление электродов и электроконтактов.

В химической промышленности и машиностроении также ши­роко применяют латунь — сплав меди с цинком (до 50 % Zn), обычно с добавками небольших количестве других элементов (Al, Si, Ni, Мп). Сплавы меди с фосфором (6—8 %) исполь­зуют в качестве припоев.

Свойства, применение, сырье

Для получения меди применяют медные руды, а также отходы меди и ее сплавов. В рудах содержится 1—6 % меди. Горную породу, содержащую меньше 0, 5 % Си, не перерабатывают, так как при современном уровне техники извлечение из нее меди нерентабельно.

В рудах медь обычно находится в виде сернистых соеди­нений (медный колчедан или халькопирит CuFeS2, халькозин Cu2S, ковелин CuS), оксидов (куприт Cu2О, тенорит СиО) или гидрокарбонатов [малахит СuСО3 * Сu(ОН)2, азурит 2СuСО3 * Сu(ОН)2].

Пустая порода руд состоит из пирита FeS2, кварца SiO2, карбонатов магния и кальция (MgCO3 и СаСО3), а также из различных силикатов, содержащих А12Оэ, СаО, MgO и оксиды железа наряду с SiO2.

Руды разделяют на сульфидные, оксидные и смешанные. Сульфидные руды обычно бывают первичного происхождения, а окисленные руды образовались в результате окисления мине­ралов сульфидных руд. В сульфидных рудах медь находится в виде сернистых соединений, в этих рудах всегда много пи­рита FeS2. Окисленные руды состоят главным образом из ок­сидов.

Сульфидные руды содержат обычно 1—6 % Си, 8—40 % Fe, 9-46% S, 1-6% Zn, 5-55% SiО2, 2-12% А12О3, 0, 3-4% СаО, 0, 3—1, 5 % MgO, а в окислительных рудах обычно нахо­дится около 2% Си, около 1%Fe, 0, 1-0, 2% S, 60-68% SiO2, 10-16% А12О3, 0, 3-0, 7% СаО и 0, 3-0, 7% MgO. В не­больших количествах встречаются так называемые самородные руды, в которых медь находится в свободном виде.

Нередко руды являются комплексными, т.е. они содержат заметные количества других металлов: цинка, свинца, нике­ля, золота, серебра, селена, таллия и др.


Поделиться:



Популярное:

Последнее изменение этой страницы: 2017-03-08; Просмотров: 1437; Нарушение авторского права страницы


lektsia.com 2007 - 2024 год. Все материалы представленные на сайте исключительно с целью ознакомления читателями и не преследуют коммерческих целей или нарушение авторских прав! (0.095 с.)
Главная | Случайная страница | Обратная связь