Материаловедение. Учебник для студентов высших учебных заведений Арзамасов В. Б., Волчков А. Н
 Скачать 4.56 Mb.
|
Под прямым восстановлением железа понимают способы получения губчатого железа, металлизованного сырья, литого железа или стали непосредственно из железнорудных материалов. Существующие способы прямого восстановления железа в зависимости от физического состояния получаемого продукта можно разделить на три группы. Получение губчатого железа и металлизованных окатышей, осуществляемое при относительно низких температурах (менее 1100 о С). При этом используются богатые, не содержащие вредных примесей руды или концентраты. Способы получили наибольшее распространение вследствие их высокой производительности. Получение крицы (слипшаяся масса губчатого железа), с одновременным с восстановлением оксидов железа, и расплавлением пустой породы с образованием шлака. При этом используются бедные руды и низкосортное твердое топливо. Способы не получили широкого распространения вследствие их низкой производительности. Получение жидкой стали, осуществляемое при температуре выше точки плавления железа. При этом используются богатые пылевидные руды и концентраты. Способы применяются в полупромышленных установках и в опытных производствах. В качестве восстановителей при получении губчатого железа используют газы и газовые смеси: СО; водород; смесь СО+Н 2 ; твердый углерод. При использовании твердого углерода необходимы более высокие температуры, так как скорость процесса восстановления лимитируется скоростью реакции СО 2 +С=2СО. 181 Низкие температуры процесса получения губчатого железа обуславливают невысокие скорости восстановления. Для интенсификации процесса восстановления используют различные принципы подвода тепла, тонкое измельчение шихтовых материалов и др. Наиболее распространенным способом получения губчатого железа и металлизованных окатышей является способ, разработанный фирмой «Мидрекс» (США). Способ используется на заводах США, Германии, Канады, России (Оскольский электрометаллургический комбинат). Основными элементами установки «Мидрекс» является шахтная печь и газовый реформер. В реформере проводится конверсия природного газа (С Н 4 ) углекислого газа (СО 2 ) по реакции: СН 4 +СО 2 =2СО+2Н 2 . Полученная восстановительная смесь содержит 65% Н 2 и 35% СО. Температура смеси газов 900 о С. Смесь газов подается в среднюю часть шахтной печи. Проходя через верхний слой окатышей, смесь восстанавливает содержащиеся в них оксиды железа: 3Fe 2 O 3 +H 2 =2Fe 3 O 4 +H 2 O; 3Fe 2 O 3 +CO=2Fe 3 O 4 + CO 2 → Fe 3 O 4 +H 2 =3FeO+H 2 O; Fe 3 O 4 +CO=3FeO+ CO 2 ; → FeO+H 2 =Fe+H 2 O; FeO+CO=Fe+ CO 2 . Восстановленные окатыши опускаются в нижнюю часть печи (зона охлаждения), выгружаются, и поступают в бункер с инертным газом. В бункере окатыши хранятся в инертной атмосфере перед плавкой в электропечи. Разработаны в Швеции способ «Плазморед» отличается от вышеописанного способом получения (конверсии) восстановительной смеси (СО + Н 2 ) в реформере и подачи ее в шахтную печь. В реформере установлены плазматроны, при помощи которых природный газ (С Н 4 ), углекислый газ (СО 2 ) и различные виды топлива (уголь, нефть) нагреваются до 4000…5000 о С. Далее происходит конверсия газов и топлива до смеси (СО + Н 2 ). Из реформера смесь газов поступает в доломитовый фильтр, где очищается от серы. Очищенная газовая смесь подается в нижнюю часть шахтной печи. Применение плазматронов позволило снизить расход 182 электроэнергии и использовать разнообразные (в том числе низкосортные) виды топлива. Губчатое железо можно получать с использованием не газового, а твердого восстановителя (способ «Хеганес»). Данный способ позволяет использовать сернистое топливо и тонкоизмельченные (пыль) руду и концентрат. В огнеупорные тигли чередующимися слоями загружают тонкоизмельченный богатый железом концентрат или окалину и смесь коксовой мелочи (коксик) с известняком или доломитом. Известняк добавляют в смесь для поглощения серы, содержащейся в коксике. Тигли (до 1360 шт.) устанавливают на вагонетках, которые помещают в туннельную печь. Тигли нагревают до 1100…1200 о С и выдерживают при этой температуре 100 час. Вагонетки, двигаясь в печи, последовательно проходят зоны нагрева, выдержки и охлаждения. При нагреве шихты происходит газификация углерода: С+О 2 = СО 2 →С+ СО 2 =2СО. При температуре 1000 о С и более газовая смесь содержит до 99% СО, что достаточно для полного восстановления оксидов железа. Губчатое железо содержит: 97…99% Fe; 0.1…0.2%C; 0.01%P; 0.01…0.016%S. Для уменьшения концентрации углерода губчатое железо подвергают отжигу в атмосфере водорода. 11.4. Производство стали Сущность процесса переработки чугуна в сталь сводится к снижению содержания углерода и примесей путем их избирательного окисления и перевода в шлак или газы в процессе плавки. Углерод, окисляясь, удаляется из металла в виде газа СО или СО 2 , другие же примеси в виде окислов переходят в шлак. Примеси отличаются по своим физико-химическим свойствам, поэтому для удаления каждой из них в плавильном агрегате создают определенные условия, используя основные законы физической химии. В соответствии с законом действующих масс скорость химических реакций пропорциональна концентрации реагирующих веществ. Поскольку в 183 наибольшем количестве в чугуне содержится железо, то оно и окисляется в первую очередь при взаимодействии чугуна с кислородом в сталеплавильной печи: 2Fe+O 2 = 2FeO+Q (11.1). Одновременно с железом окисляются кремний, марганец, фосфор, сера и др. примеси. Образующийся оксид железа при высоких температурах растворяется в железе и отдает свой кислород другим, более активным элементам, находящимся в чугуне, окисляя их: 2FeO+Si = SiO 2 +2Fe+Q 1 (11.2), 5FeO+2P =P 2 O 5 +2Fe +Q 2 (11.3), FeO+ Mn = MnO+Fe+Q 3 (11.4), FeO+C = CO+Fe (11.5). Для ускорения окисления примесей в печь добавляют железную руду, окалину, так как чем больше окислов железа содержится в жидком металле, тем активнее окисляются примеси. Скорость окисления примесей зависит не только от их концентрации, но и от температуры металла и подчиняется принципу Ле Шателье, в соответствии с которым химические реакции, выделяющие теплоту, протекают интенсивнее при более низких температурах, а реакции, поглощающие теплоту, протекают активнее при высоких температурах. Поэтому в начале плавки, когда температура металла невысока, интенсивнее идут процессы окисления железа, кремния, марганца, фосфора, протекающие с выделением тепла, а углерод интенсивно окисляется только при высокой температуре металла (в середине и конце плавки). В сталеплавильной печи в процессе плавления шихты образуются две несмешивающиеся среды: жидкий металл и шлак, которые разделяются из-за различных плотностей. Примеси и их соединения, находящиеся в сталеплавильной печи и растворимые как в жидком металле, так и в шлаке, в соответствии с законом распределения (закон Нернста) распределяются между металлом и шлаком в определенном соотношении, характерном для данной температуры. Изменяя состав шлака путем введения в печь флюсов, требуемого состава, можно удалять из металла в шлак нежелательные примеси. Процесс окисления стали прекращают, когда содержание углерода станет равным заданному. Так как наряду с примесями окислялось и железо, в конце процесса плавки необходимо удалить из жидкой стали оксиды железа, которые снижают 184 механические свойства готовой стали, придавая ей красноломкость, что делает сталь непригодной для прокатки, ковки, штамповки. Поэтому в конце плавки производят раскисление стали, вводя в расплав элементы, имеющие большее сродство к кислороду, чем железо (кремний и марганец, вводимые в виде ферросплавов, и металлический алюминий). Восстанавливая железо, эти элементы образуют твердые окислы, всплывающие в шлак: Si+2FeO = SiO 2 +2Fe (11.6), Mn+FeO = MnO+Fe (11.7), 2Al+FeO = Al 2 O 3 +3Fe (11.8). Таким образом, процесс переработки чугуна в сталь сводится к окислению углерода и других примесей и заканчивается раскислением стали. Это осуществляется в несколько этапов: Первый этап – расплавление шихты и нагрев ванны жидкого металла. В этот период происходит интенсивное окисление железа и окисление примесей кремния, марганца и фосфора. Для удаления фосфора – одной из вредных примесей в печи необходимо иметь невысокую температуру, значительное содержание окиси железа и основной шлак, содержащий СаО, поэтому плавку ведут в печи с основной футеровкой. Фосфорный ангидрит (реакция 11.3) в присутствии окиси железа и извести образует нерастворимое соединение 4СаОР 2 О 5 , переходящее в шлак. Фосфористый шлак с поверхности расплавленного металла убирают и наводят новый шлак со свежими добавками СаО. Второй этап – «кипение» стали начинается при повышении температуры металла (реакции 11.2, 11.3, 11.4 протекают с выделением тепла), когда интенсивно окисляется углерод. Выделяющиеся пузырьки СО интенсивно перемешивают жидкий металл, вызывая «кипение» ванны. В этот период уменьшается содержание углерода, выравнивается температура металла, частично удаляются неметаллические включения и газы, растворенные в жидком металле, что приводит к повышению качества стали. Это основной этап в процессе плавки стали. На этом этапе создаются условия для удаления серы, (высокая температура; невысокое содержание окиси железа и достаточное количество СаО). При высоких температурах сульфид железа, взаимодействует с СаО с образованием соединения СаS, которое не растворяется в стали, и переходит 185 в шлак: FeS+СаО = СаS+FeО (11.9). Третий этап – раскисление стали начинается после прекращения « кипения» стали. Он необходим для удаления растворенного в расплавленном металле кислорода. Сталь раскисляют двумя способами: осаждающим (реакции 11.6, 11.7, 11.8) и диффузионным с помощью шлака, рассматриваемым при плавке стали в электродуговой печи. В зависимости от степени раскисления выплавляют спокойную, кипящую и полуспокойную сталь. Спокойная сталь – сталь полностью раскислена в печи и ковше. Кипящая сталь раскислена в печи неполностью, ее раскисление продолжается в изложнице при затвердевании слитка. Полуспокойная сталь имеет промежуточную раскисленность между спокойной и кипящей сталью. Частично она раскисляется в печи и в ковше, а частично в изложнице. Первый промышленный способ получения жидкой стали, предложенный в 1855 году и названный по имени его изобретателя – Г. Бессемера, заключался в продувке жидкого чугуна воздухом в специальном устройстве – конвертере. Плавка стали в нем осуществлялась за счет тепла химических реакций. В бессемеровских конверторах перерабатывали чугуны с повышенным содержанием кремния. Для переработки чугуна с повышенным содержанием фосфора несколькими годами позже стали применять томасовские конвертеры, которые отличались от бессемеровских только футеровкой. Производительность конверторов была очень высокой, но при продувке воздухом металл насыщался азотом и водородом, вследствие чего сталь отличалась пониженными механическими свойствами (особенно пониженной пластичностью и вязкостью) и была мало пригодна для изготовления деталей, работающих в условиях динамических нагрузок. В 1863 г. появились первые мартеновские печи, в которых плавка стали осуществлялась в отражательных печах. Мартеновским способом можно было получать сталь высокого качества, кроме того, он решил проблему переработки стального лома. До середины прошлого столетия параллельно работали три способа производства стали: кислые и основные конвертеры и 186 мартеновские печи. В середине прошлого столетия были предложены кислородные конвертеры, в которых продувка стали осуществлялась техническим кислородом. Кислородный конвертер имел очень высокую производительность, а качество стали приближалось к качеству мартеновской стали. Это привело к тому, что кислородные конвертеры вытеснили из сталеплавильной отрасли и воздушные конвертеры и мартеновские печи. Производство мартеновской стали постепенно сокращается, строительства новых мартеновских печей не происходит, а существующие, после выработки ими ресурса, заменяются кислородными конвертерами. В настоящее время доля мартеновской стали в структуре производства стали составляет незначительный процент. Кислородный конвертер ( рис. 11.2) - это сосуд грушевидной формы из стального листа, футерованный внутри огнеупорным материалом. Конвертер устанавливается на цапфах, что позволяет поворачивать его вокруг горизонтальной оси при загрузке шихты и сливе стали. Рис. 11.2. Схема кислородного конвертера: 1 - конвертер, 2 - водоохлаждаемая фурма, 3 - цапфы. Исходными материалами для производства стали в кислородных конверторах являются жидкий чугун с содержанием углерода 3,5…4,5% и стальной лом (до 25% по весу от металлической части шихты), а также известь, необходимая для наведения основного шлака, и железная руда. Для увеличения жидкотекучести шлака в конвертер загружают плавиковый шпат и боксит. Для загрузки конвертер 1 наклоняют, загружают стальной лом и заливают жидкий чугун. Конвертер поворачивают в вертикальное 187 положение, вводят водоохлаждаемую фурму 2, через которую подают кислород под давлением 0,9…1,4 МПа. Расход кислорода – 2…5 м 3 на 1 т металла. Одновременно с началом подачи кислорода в конвертер загружают материалы, необходимые для наведения шлака. Окисление примесей в кислородном конвертере начинается с первой минуты, протекает очень быстро, сопровождается перемешиванием расплава и выделением большого количества тепла. Температура расплавленного металла в зоне действия кислорода достигает 2500 о С, что позволяет перерабатывать значительное количество металлолома. В зоне контакта кислородной струи с чугуном в первую очередь окисляется железо, так как его концентрация значительно выше, чем примесей. Образующийся оксид железа растворяется в шлаке и металле, обогащая металл кислородом. Это приводит к тому, что окисление кремния, марганца, углерода, фосфора происходит как непосредственно кислородом, поступающим в конвертер, так и закисью железа на границе металл – шлак. Наличие в конвертере шлака с большим содержанием СаО и FeО создает условия для удаления фосфора в начале продувки ванны кислородом, когда температура металла невысока. Удаление серы из металла в шлак происходит частично, так как высокое содержание в шлаке закиси железа затрудняет ее удаление. Во время продувки осуществляется автоматический контроль химического состава металла. Когда содержание углерода достигнет заданного для выплавляемой марки стали, продувку прекращают, и сталь сливают. При выпуске стали ее раскисляют ферромарганцем, ферросилицием и алюминием. Кислородный конвертер имеет высокую производительность (в 10…15 раз выше производительности мартеновской печи той же емкости), высокое качество стали (по содержанию азота - на уровне мартеновской), позволяет перерабатывать до 40% металлолома без дополнительной затраты топлива. В кислородном конвертере выплавляют углеродистые стали и низколегированные стали. Выплавка высоколегированных сталей в 188 кислородных конверторах имеет ряд трудностей, поэтому производство их осуществляют в электропечах. Производство стали в электрических печах имеет ряд преимуществ по сравнению с другими способами выплавки стали. В электропечах можно быстро нагревать, плавить и точно регулировать температуру металла, создавать окислительную, восстановительную, нейтральную атмосферу или вакуум. В этих печах можно выплавлять стали и сплавы любого состава, более полно раскислять металл. Поэтому электропечи используют для выплавки конструкционных, высоколегированных, инструментальных и специальных сталей ответственного назначения. Для плавки стали используются электроплавильные печи двух типов – дуговые и индукционные. Дуговая электропечь ( рис. 11.3) имеет стальной кожух 3, выложенный изнутри огнеупорным материалом. Печь работает на трехфазном переменном токе и имеет три цилиндрических электрода 2 из графитизированной массы, которые подключаются к силовой высоковольтной сети через понижающий трансформатор. Расход электроэнергии на тонну готовой стали зависит от характера загружаемой шихты и составляет от 300 до 1500 Квт/ч. 189 Рис. 11.3. Схема и внешний вид электродуговой печи: 1 – съемный свод, 2 - электроды, 3 - стальной кожух, 4 - рабочее окно, 5 - механизм наклона печи, 6 - сливной желоб. По характеру футеровки дуговые электропечи могут быть основными и кислыми. В промышленной практике наибольшее распространение получили печи с основной футеровкой, так как в них возможно практически полное удаление серы и фосфора. Печи с кислой футеровкой используются, главным образом, для производства стального фасонного литья из шихтовых материалов с низким содержанием серы и фосфора, так в кислых печах нет условий для их удаления. Процесс выплавки стали в основной электропечи протекает в следующей последовательности: Съемный свод 1 убирают и в печь загружают шихту: стальной лом (до 90 %), чушковой передельный чугун (до 10%), электродный бой или кокс для науглероживания металла, железную руду или окалину для окисления примесей и известь. Свод ставят на печь, опускают электроды и включают ток. Шихта под действием тепла, выделяемого электрической дугой, плавится. В этот период частично окисляются железо, кремний и фосфор. В конце расплавления образуется фосфористый шлак (преимущественно в виде фосфата железа), который скачивают во избежание обратного перехода фосфора в металл. Окисление примесей в жидком металле продолжается под новым шлаком, который наводят, загружая в печь известь и плавиковый шпат (СаF 2 ). Загрузка в печь небольшого количества железной руды приводит к окислению углерода, повышению температуры и интенсивному кипению стали, что способствует удалению растворенных в металле газов и неметаллических включений, а также выравниванию температуры и химического состава стали. Когда содержание углерода в стали станет равным заданному, окисление углерода прекращают, окислительный шлак удаляют из печи и начинают проводить заключительную стадию плавки. Это восстановительный период плавки, проведение которого возможно 190 только в электрических дуговых печах, так как только в этих печах создаются условия для наведения горячего высокоосновного шлака, позволяющего практически полностью удалить серу и раскислить сталь. Изменяя состав шлака путем введения на его поверхность необходимых компонентов, производят диффузионное раскисление металла. В этот период создаются необходимые условия, которых нет ни в какой другой сталеплавильной печи, для практически полного удаления серы, что объясняется высоким содержанием СаО в шлаке, низким содержанием FеО и высокой температурой металла. В этот же период в металл вводят и необходимые добавки легирующих элементов, после чего приступают к выпуску стали. Индукционная тигельная плавильная печь состоит из индуктора 1 ( рис. 11.4), внутри которого находится тигель 2 с металлической шихтой. Индуктор имеет вид соленоида и выполняется из профилированной медной трубки, по которой циркулирует холодная вода. При прохождении через индуктор переменного тока промышленной или повышенной частоты создается переменное электромагнитное поле, которое наводит в металле, находящемся в тигле, вихревые токи (токи Фуко), разогревающие и расплавляющие шихту. Рис. 11.4. Схема индукционной тигельной плавильной печи: 1 - индуктор, 2 - тигель. 191 По сравнению с дуговыми электропечами индукционные печи имеют ряд преимуществ: отсутствие электродов и электрической дуги дает возможность полной изоляции металла от атмосферы и в связи с этим возможность ведения плавки в специально создаваемой газовой атмосфере или в вакууме, возможность получения сталей с очень низким содержанием углерода и малым угаром элементов. Плавка характеризуется высоким электрическим к.п.д., точным регулированием температуры. Однако шлак индукционной печи по сравнению со шлаком дуговой печи имеет более низкую температуру, которая недостаточна для протекания металлургических процессов между шлаком и металлом, что не позволяет удалять из расплава вредные примеси. Эти преимущества и недостатки печей обуславливают возможности плавки в них. В индукционных печах выплавляют сталь и сплавы методом переплава шихты с минимальным содержанием серы и фосфора. Для разливки стали применяют ковши, имеющие отверстие в днище, закрываемое стопором. Расплавленный металл из такого ковша поступает в чугунные изложницы квадратного, круглого или прямоугольного сечения. Применяют следующие способы разливки стали: сверху, снизу (сифонная разливка) и непрерывную разливку. Рис. 11.5. Схема разливки стали сверху: 1 - изложница; 2 - ковш со стопорным устройством; 3 - струя металла. При разливке сверху ( рис. 11.5) каждая изложница 1 заполняется отдельно. При ударе струи жидкого металла 3 о дно изложницы происходит разбрызгивание металла, капли которого, окисляясь, 192 попадают на стенки изложницы, в последствии уже не свариваются со слитком и при прокатке образуют окисленные плены на поверхности изделия. Разливка сверху применяется при производстве слитков большого размера. При разливке снизу одновременно заполняется несколько изложниц ( рис. 11.6), для чего их полости при помощи отверстий в днище соединяются системой каналов, выложенных огнеупорным кирпичом. Вся система заполняется расплавленным металлом через центровой литник. При разливке снизу металл заполняет изложницу спокойно, на стенках изложницы не имеется брызг. Непрерывная разливка стали ( рис. 11.7) обеспечивает высокую производительность, экономию металла на литниках и прибылях,а также возможность прокатки получаемых слитков без использования обжимных станов. При непрерывной разливке сталь из промежуточной емкости 1 непрерывно подается в водоохлаждаемый кристаллизатор 2, в который перед началом разливки вводится затравка- кусок слитка, имеющий сечение, соответствующее сечению кристаллизатора. 193 Рис. 11.6. Схема сифонной разливки стали: 1 – изложница; 2 – прибыльная надставка; 3 – стояк; 4 – поддон; 5 – жидкая сталь; стрелками указано движение расплава. Затравка опускается вниз, вытягивая за собой затвердевающий слиток 3, сердцевина которого еще жидкая. На выходе из кристаллизатора слиток охлаждается водой из форсунок 4, установленных в зоне вторичного охлаждения. Тянущие 7 и обжимные 6 валки подают слиток в зону резки, где газовый резак 5 режет его на слитки заданной длины. Направленное затвердевание металла и непрерывное питание формирующегося слитка горячим металлом сверху обеспечивают плотную, мелкозернистую структуру слитка и отсутствие в нем усадочной раковины. Сечение слитка зависит от формы кристаллизатора и может быть квадратным, прямоугольным, круглым и т.д. Машины непрерывного литья могут иметь несколько кристаллизаторов, что позволяет одновременно получать несколько слитков. 194 Рис. 11.7. Схема непрерывной разливки стали: 1 - промежуточная емкость со стопорным устройством; 2 - кристаллизатор; 3 - слиток; 4 - форсунки; 5 - газовый резак; 6 – обжимные валки; 7 – тянущие валки; 8 – подвижной упор газового резака; P – давление. Залитая в изложницу сталь охлаждается неравномерно так как тепло отводится в направлении стенок изложницы и дна. В этих местах металл охлаждается быстро, поэтому кристаллизация начинается у стенок, а затем распространяется внутрь слитка. Сталь затвердевает в виде кристаллов древовидной формы – дендритов, размеры и форма которых зависят от условий кристаллизации. На строение стального слитка большое влияние оказывает степень раскисленности стали. При заполнении изложницы спокойной сталью около боковых стенок изложницы и дна с большой скоростью образуется тонкий слой мелких кристаллов 1 ( рис. 11.8), следом за которым перпендикулярно стенкам изложницы начинается рост столбчатых кристаллов 2 . По мере роста кристаллов направленный теплоотвод ослабевает и в центре слитка кристаллы растут в разных направлениях. 195 Появляется центральная зона крупных разноориентированных кристаллов 3. В нижней части слитка образуется зона осаждения 4 из мелких разноориентированных кристаллов. В верхней головной части слитка образуется усадочная раковина 5, а в средней части – усадочная осевая рыхлость 6. Для устранения усадочных дефектов слитки спокойной стали отливают с прибылью, сталь в которой длительное время остается жидкой и питает усадку, поэтому усадочная раковина образуется не в слитке, а в прибыли. Стальные слитки из спокойной стали неоднородны по химическому составу. Химическая неоднородность, или ликвация, возникает вследствие уменьшения растворимости примесей в железе при переходе из жидкого состояния в твердое. В слитках кипящей стали усадочные раковины не образуются, но при заливке стали раскисление продолжается в изложнице с выделением газа СО, который образуют в слитке большое количество мелких пузырьков. При прокатке слитка газовые пузыри завариваются. Полуспокойная сталь сохраняет преимущества спокойной и кипящей сталей и не имеет их недостатков. Рис. 11.8. Строение стального слитка спокойной стали: 1 – слой мелких кристаллов; 2 – зона столбчатых кристаллов; 3 – зона крупных разноориентированных кристаллов; 4 - зона осаждения из мелких разноориентированных кристаллов; 5 - усадочная раковина; 6 - усадочная осевая рыхлость. Современное машиностроение, особенно его специальные отрасли предъявляют к качеству стали все более высокие требования. Однако в стали всегда имеются неметаллические примеси и растворенные газы, которые невозможно полностью удалить в сталеплавильных печах. 196 Для повышения качества стали используют различные методы, основными из которых являются: вакуумирование расплава, обработка расплавленного металла синтетическими шлаками, электрошлаковый переплав и др. методы. Вакуумная дегазация стали - это способ внепечной обработки стали, осуществляемым в ковше или изложнице. Вакуумирование позволяет сократить содержание растворенных в металле газов и неметаллических включений при понижении давления над зеркалом металла. Наиболее совершенным методом вакуумной обработки стали является вакуум- плавка, осуществляемая в индукционных печах. Сущность процесса состоит в том, что в плавильном пространстве печи создается и поддерживается в течение плавки вакуум, в результате чего газы и неметаллические включения, содержащиеся в расплаве удаляются из металла. Сущность обработки металла синтетическим шлаком заключается в том, что в ковш перед заливкой в него стали заливают специально приготовленный шлак. Выпускаемый в ковш металл интенсивно перемешивается со шлаком, вследствие чего поверхность контакта металла и шлака резко возрастает, т.е. процессы рафинирования металла протекают значительно быстрее чем в сталеплавильной печи. Электрошлаковый переплав (ЭШП) применяют для выплавки высококачественных сталей для различных отраслей промышленности. Переплаву подвергают выплавленный в электродуговой печи и прокатанный на круглые прутки металл. Источником тепла при ЭШП является шлаковая ванна, нагреваемая за счет прохождения через нее электрического тока. Сущность рафинирования металла при ЭШП подробно рассматривается в разделе « Сварка». 11.5. Производство цветных металлов В машиностроительном производстве наиболее широкое применение находят медь, алюминий, магний, титан цинк, никель, свинец, олово. Эти металлы используются как в чистом виде, так и в виде сплавов. Руды цветных металлов обычно отличаются небольшим содержанием ценного 197 компонента и комплексным характером залегания. Это определяет сложность технологического процесса извлечения ценных компонентов и более высокую себестоимость их получения. Исходным материалом для производства меди служат руды, содержание меди в которых обычно составляет 1…6%. Медные руды встречаются в земной коре главным образом в виде комплексных соединений, содержащих, кроме меди, свинец, цинк, сурьму, мышьяк, золото и серебро. Известны также месторождения не только сравнительно чистых руд, но и самородной меди. В рудах медь находится большей частью в виде сернистых соединений СuS и Сu 2 S·СuFeS 2 , окисные соединения меди встречаются реже и еще реже медь встречается в виде карбонатов. Переработка медных руд может осуществляться пирометаллургическим или гидрометаллургическим способами. Пирометаллургическим способом (протекающим при высоких температурах) можно перерабатывать как сульфидные, так и окисленные руды. Гидрометаллургическим способом (перевод выделяемого металла в раствор) - только окисленные руды. Пирометаллургический способ позволяет извлекать из руды кроме меди и драгоценные металлы. Этим методом получают основную массу меди. Переработка медных руд является многоступенчатым процессом и складывается из следующих этапов: обогащение, обжиг, плавка на штейн, получение черновой меди, рафинирование меди. Более 85% производимой меди получают пирометаллургическим способом ( рис. 11.9, а). Перед плавкой медные руды обогащают флотацией, которая основана на различной смачиваемости частиц ценного компонента и пустой породы. Получаемый концентрат, содержащий до 30% меди, подвергают окислительному обжигу при температуре 750…800 о С для уменьшения содержания серы. Продукт обжига - огарок является смесью сульфидов и оксидов. Огарок плавят в отражательных или электрических печах с целью получения медного штейна – Сu 2 S и FeS, который содержит примерно 20…60% меди и около 20% серы. Расплавленный штейн заливают в 198 конвертеры и продувают воздухом для получения черновой меди, которая содержит до 1% примесей. Черновую медь рафинируют для удаления вредных примесей и газов. Рафинирование осуществляется в два этапа: огневое рафинирование для получения меди чистотой до 99,5%. Для получения более чистой меди (до 99,95%) применяют электролитическое рафинирование. Рис. 11.9. Схемы производства цветных металлов: а – меди; б – алюминия; в – магния; г – титана. По содержанию в земной коре алюминий занимает среди металлов первое место (около 7,5%). Алюминий очень активный металл, поэтому встречается в природе только в связанном виде (оксиды и гидроокиси). Основные алюминиевые руды: бокситы, нефелины, алуниты, каолины, из которых наибольшее значение имеют бокситы, содержащие 40-60% глинозема, 199 остальное - оксиды железа, кремния, кальция, титана и др. примесей. В нефелинах, алунитах и каолинах содержится 20…30% глинозема (Al 2 О 3 ). Процесс переработки алюминиевых руд складывается из двух самостоятельных этапов ( рис. 11.9, б): получение глинозема и получение алюминия электролизом глинозема. В зависимости от состава руды применяются различные способы получения глинозема: щелочной, спекания или комбинированный, которые предусматривают одну цель- отделение от руды посторонних примесей и получение растворимого в воде соединения алюминия- алюмината натрия. Наиболее распространенный в отечественной и мировой практике щелочной способ предусматривает обработку измельченного боксита концентрированной щелочью в автоклавах при температуре 150 о С и избыточном давлении, в результате которой образуется алюминат натрия Аl 2 О 3 ·Na 2 О. Алюминат натрия переходит в водный раствор, а окись железа, двуокись титана и др. примеси, нерастворимые в щелочах, выпадают в осадок (красный шлам). Раствор алюмината натрия, отделенный от красного шлама, подвергают декомпозиции (выкручиванию), при которой происходит самопроизвольное разложение алюминатного раствора с выделением гидроокиси алюминия - Аl(ОН) 3 , выпадающего в осадок. Обезвоживание гидроокиси алюминия (кальцинация) осуществляется при температуре 1200 о С и приводит к получению глинозема Al 2 О 3 . Алюминий получают путем электролиза глинозема. Для проведения электролиза, глинозем необходимо расплавить, но он имеет очень высокую температуру плавления – 2030 о С, поэтому глинозем растворяют в расплавленном криолите Na 3 AlF 6 , что позволяет снизить температуру электролиза до 950…1000 о С. Электролиз проводят в электролизных ваннах-электролизерах. В ванну из углеродистого материала заливают расплав алюминия (который служит катодом) и электролит, состоящий из криолита, глинозема, AlF 3 и NaF. Толщина слоя расплава – 250…300мм. Анодное устройство состоит из угольного анода, погруженного в электролит. Постоянный ток силой 70…75 кА и напряжением 4…5В подводится для электролиза и разогрева 200 электролита до температуры 1000 о С. Глинозем в электролите диссоциируют; на катоде разряжается ион алюминия и образуется алюминий, а на аноде – ион кислорода, в результате чего электроды постепенно сгорают и заменяются новыми. Алюминий собирается на дне ванны под слоем электролита, откуда его периодически извлекают. Полученный электролизом алюминий-сырец содержит металлические и неметаллические примеси, газы, поэтому его рафинируют продувкой хлором. Для получения особо чистого алюминия производят электролитическое рафинирование, которое позволяет удалить и металлические примеси. Магний – один из распространенных металлов в земной коре. Это очень активный металл, в свободном виде не встречается, является составляющей многих пород, в которых содержится в виде хлоридов или карбонатов, образуя магниевые руды: карналлит, магнезит, доломит, бишофит. Основным методом получения магния является электролитический способ переработка карналлита (MgCl 2 ·KCl·6H 2 O), однако выделить магний этим способом из водных растворов его солей невозможно, так как электрохимический отрицательный потенциал магния по абсолютной величине значительно больше отрицательного потенциала разряда ионов водорода на катоде. Исходя из этого, проводят электролиз не водных растворов, а расплавленных солей магния ( рис. 11.9, в). Электролитом является безводный хлористый магний, для снижения температуры плавления которого и повышения электропроводности в электролит добавляют NaCl, CaCl 2 и KCl. Хлористый магний получают хлорированием окиси магния или обезвоживанием карналлита. Электролитическое получение магния осуществляют в электролизере, в котором анодами служат графитовые пластины, а катодами - стальные пластины. Электролизер заполняют расплавленным электролитом и пропускают электрический ток. Удельная плотность магния меньше удельной плотности электролита, поэтому выделяющийся на катоде жидкий магний, не растворяясь в электролите, в виде капель всплывает на его поверхность, откуда его периодически сливают. Получаемый магний 201 содержит до 5 % примесей, поэтому его рафинируют переплавкой с флюсами или возгонкой. Титан довольно широко распространен в земной коре. В природе он встречается в составе более семидесяти минералов, из которых наибольшее промышленное значение получили ильменит-FeO* TiO 2 и рутил - TiO 2 Известно несколько способов получения титана из его руд, но во всех случаях, как и для большинства металлов, металлургической обработке всегда предшествует обогащение руды и получение концентрата. Основным методом переработки титановых руд является магнийтермический способ, сущность которого заключается в получении четыреххлористого титана и восстановлении из него металлического титана с помощью магния ( рис. 11.9, г). Ильменитовый концентрат плавят в смеси с древесным углем, антрацитом в рудно-термических печах, где оксиды железа и титана восстанавливаются. Образующееся железо науглероживается, и получается чугун, а низшие оксиды титана переходят в шлак. Чугун и шлак разливают отдельно в изложницы. Титановый шлак содержит 80…90% TiO 2 , 2…5% FeO и примеси SiO 2 , Al 2 O 3 , CaO и др. Чугун используют в металлургическом производстве. Титановый шлак подвергают хлорированию и получают четыреххлористый титан: TiO 2 +2C+2Cl 2 = TiCl 4 +2CO. Четыреххлористый титан находится в парообразном состоянии в смеси с хлоридами других элементов, поэтому производят отделение и очистку TiCl 4 от остальных хлоридов. Титан из четыреххлористого титана восстанавливают магнием при температуре 950…1000ºС в атмосфере аргона. Между жидким магнием и четыреххлористым титаном происходит реакция: 2Mg+TiCl 4 = Ti+2MgCl 2 . Твердые частицы титана спекаются в пористую массу-губку, а жидкий MgCl 2 выпускают через летку реактора. Титановая губка содержит 35…40% магния и хлористого магния. Для удаления из титановой губки этих примесей ее нагревают до температуры 900…950ºС в вакууме. Титановые губки для получения слитков плавят в вакуумных дуговых печах. Полученные слитки 202 могут иметь дефекты (раковины, поры). Поэтому их переплавляют, используя как расходуемые электроды. Чистота титана, после вторичного переплава, составляет 99,6…99,7%. Контрольные вопросы 1. Что является исходным материалом при производстве чугуна, стали, титана? 2. Как удаляется углерод при переработке чугуна в сталь? 3. Что такое «кипение стали»? 4. Зачем производят раскисление стали? 5. Какими способами можно повысить качество стали? 6. В чем сущность процесса прямого восстановления железа? 7. В чем разница между пирометаллургическим и гидрометаллургическим способам переработки руды? |