Реферат: Производство металлов и их сплавов

Условно процесс, протекающий в доменной печи, можно разделить на следующие этапы: горение углерода топлива разложение компонентов шихты; восстановление окислов; науглероживание железа; шлакообразование.

Горение углерода топлива происходит главным образом возле фурм, где основная масса кокса, нагреваясь, встречается с нагретым до 900—1200°С кислородом воздуха, поступающим через фурмы.

Образовавшаяся при этом углекислота вместе с азотом воздуха поднимается вверх и, встречаясь с раскаленным коксом, взаимодействует с ним по реакции

СО2 + СТВ=2СО

Разложение компонентов.шихты протекает различно — в зависимости от ее состава. При работе на буром железняке важнейшими процессами здесь являются разрушение гидратов окиси железа и окиси алюминия, разложение известняка по реакции

СаСО3=СаО+СО2

Восстановление окислов может происходить окисью углерода, углеродом и водородом. Главной целью доменного процесса является восстановление железа из его окислов. Согласно теории академика Б а и к о в а восстановление окислов железа идет ступенчато по следующей схеме

Fе2О3 -Fе3О4 -FеО –Fе

Главную роль в восстановлении окислов играет окись углерода

ЗРе2О3 + СО = 2Ре3О4тв + СО2 + (З^

Эта реакция практически необратима, протекает легко при очень низкой концентрации СО в газовой фазе. Для развития этой реакции вправо необходимы температура не ниже 570° С и значительный избыток СО в газах

Fе3О4 + СО = ЗFеО + СО2 – Q

Затем происходит образование твердой железной губки

FеОтв + СО = Fетв + С02 + Q3.

Одним из главных показателей работы доменных печей, используемых для сравнения результатов деятельности различных заводов, является коэффициент использования полезного объема доменной печи (КИПО):

K = V/Q.

Он равен отношению полезного объема V (м3) к суточному выпуску чугуна Q (т). Так как производительность печи Q стоит в формуле в знаменателе, то чем меньше коэффициент использования полезного объема доменной печи, тем лучше она работает. Средний КИПО в СССР в начале 70-х годов был около 0,6, в то время как в 1940 г. он равнялся 1,19, а в 1913 г. — 2,3.

Наилучший КИПО, равный 0,39—0,42, был достигнут в последние годы на Череповецком металлургическом заводе.

Для производства чугуна кроме доменных печей применяют различное вспомогательное оборудование. Наибольшее значение среди них имеют воздухонагреватели. Для успешной работы современной доменной печи объемом 2700 м3 в нее требуется вдувать с помощью мощных воздуходувок около 8 млн. м3 воздуха и 500000м3 кислорода в сутки.

ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ

Конверторные способы получения стали

Конвертором принято называть большую стальную реторту, футерованную огнеупором. Вместимость современных конверторов достигает 250—400 т. Конвертор имеет стальную цилиндрическую часть, отъемное, легко заменяемое днище и конусообразную горловину. Цилиндрическая часть конвертора крепится в литом стальном кольце, имеющем две цапфы, которыми оно опирается на подшипники двух стоек. Поэтому конвертор может поворачиваться вокруг оси цапф, что необходимо для его обслуживания (заливки исходного чугуна, взятия проб, выливки готовой стали и т.д.). Одна из цапф — полая, она соединяется одним воздухопроводом с турбовоздуходувкой, а другим — с воздушной коробкой днища конвертора. Воздушная коробка днища конвертора соединяется с отверстиями фурм, проходящими через все днище.

Конверторы для бессемеровского процесса футеруется динасом, а для томасовского процесса доломитом.

Недостатком бессемеровского процесса является ограниченная гамма чугунов, которые могут перерабатываться этим способом, так как при бессемеровском способе не удается удалить из металла такие примеси, как серу и фосфор, в том случае, если они содержатся в чугуне. Кроме того, получаемая в конверторе сталь хрупка из-за насыщения ее азотом, содержащимся в воздухе.

Мартеновские способы производства стали

Мартеновский способ является основным способом, дающим около 70% высококачественной стали, выплавляемой в мире.

Мартеновский способ получил широкое применение благодаря возможности использования различного сырья и разнообразного топлива. В настоящее время мартеновский процесс различают в зависимости от используемого сырья: скрап-процесс, если его шихта состоит из стального лома (60—70%) и твердого чушкового чугуна (30—40%). Эта разновидность процесса применяется на заводах, не имеющих доменного производства (Московский завод «Серп и молот» и др.). Широко применяется и скрап-рудный процесс, характерный тем, что его шихта состоит на 20—50% из скрапа и на 50—80% из жидкого чугуна, который после выпуска из доменных печей хранится в больших бочкообразных футерованных внутри огнеупорным кирпичом хранилищах, называемых миксерами. Этот процесс называется скрап-рудным потому, что для ускорения окисления примесей чугуна в печь загружают, кроме того, гемати-товую железную руду в количестве 15—30% от массы металлической части шихты.

Скрап-рудный процесс в кислой и основной мартеновских печах проходит различно (меняется состав флюсов и некоторых других шихтовых материалов, по-разному идет окисление примесей). Поэтому различают кислый и основной мартеновские процессы.

Сыпучие шихтовые материалы (руда, известняк, скрап) загружают обычно первыми, и отдельные их слои хорошо прогревают. На подину принято сначала загружать железную руду, а потом известняк и сверху стальной лом. Все эти материалы подвозят к печам составом платформ в так называемых мульдах (металлические коробки с приспособлением для захвата их хоботом завалочной машины).

Шлак основных мартеновских печей, получаемый при завершении процесса, обычно содержит 10—15% FеО, 9—15% МnО, 18—25% 51О2, 40—47% СаО, ~ 1% P2О5, а также МgО, А12О3 и другие окислы.

Шлаки, скачиваемые в первый период плавки, содержат 1,5—3% Р2О5; в три раза больше, чем в шлаке завершающегося периода, FеО; в четыре раза меньше СаО.

Скрап-процесс в основной печи отличается от скрап-рудного процесса, особенно в период завалки и расплавления шихты; заключительная часть процесса отличается меньше.

Совсем иначе протекает кислый мартеновский процесс. В связи с тем, что футеровка кислых мартеновских печей выполнена из динаса, наварка пода и откосов проводится кварцевым песком, т. е. кислым материалом. Шлак в этой печи кислый и не содержит свободной извести. Следовательно, удаления серы л фосфора в этой печи не происходит. Поэтому шихтовые материалы н топливо должны содержать эти примеси в минимальном количестве.

Общая продолжительность плавки стали 220—260 т в печах обычно составляет 7—10 ч при расходе условного топлива 130-150кг на 1 т стали. Таким образом, основными недостатками мартеновского процесса следует считать большую продолжительность процесса и значительный расход топлива. Именно поэтому направление рационализаторских предложений производственных коллективов и исследований ученых — металлургов направлены на устранение этих недостатков и повышение качества получаемого металла. Важнейшим фактором, совершенствующим и ускоряющим мартеновский процесс, является применение кислорода. В мартеновском процессе наметились два реальных и экономически целесообразных пути применения кислорода. Первый путь — это обогащение воздушного дутья кислородом до 25—35%. В результате интенсификации горения и повышения окислительной способности печи сокращается общая продолжительность плавки, снижается расход топлива, увеличивается производительность. Так, например, при обогащении дутья печи в 100т кислородом до 29—30% расход кислорода составляет 55—70 м3 на 1 т стали, производительность печи увеличивается в 2,5 раза при сокращении продолжительности плавки с 9 ч до 3 ч 30 мин; расход топлива при этом снижается с 150 кг/т стали до 92 кг/т. Такое обогащение дутья кислородом и форсирование плавки, возможно, при наличии свода печи, сделанного из высокотермостойких огнеупоров.

Второй путь — это применение кислорода для интенсификации окисления примесей путем кратковременного введения в печь кислорода. Наиболее перспективным в этом направлении является введение кислорода водоохлаждаемыми фурмами через свод печи '(до аналогии с кислородно-конверторным производством). Введение кислорода таким образом резко сокращает продолжительность окисления примесей в ванне печи, но сильно увеличивает (в 5—8 раз) содержание пыли в печных газах, за счет разбрызгивания шлака и испарения металла.

Получение стали в электрических печах

Получение стали в электрических печах из года в год увеличивается, так как в них можно получить более высокую температуру и восстановительную или нейтральную атмосферу, что очень важно при выплавке высоколегированных сталей.

Для производства стали наиболее часто применяют дуговые трехфазные электрические печи с вертикальными графитовыми или угольными электродами и непроводящим подом. Ток, нагревающий ванну в этих печах, проходит по цепи электрод—дуга—шлак—металл—шлак—дуга—электрод. Вместимость таких печей достигает 270т.

Печь состоит из металлического кожуха цилиндрической формы и сферического или плоского дна. Внутри печь футерована огнеупорными материалами. Подобно мартеновским, дуговые печи могут быть кислыми и основными. В основных печах подина выкладывается из магнезитового кирпича, сверху которого делается набивной слой из магнезита _или доломита (150—200 мм). Соответственно в кислых печах применяют динасовый кирпич и набивку из кварцита на жидком стекле.

Загрузку печей производят через окно (с помощью мульд и завалочной машины) или через свод (с помощью загрузочной бадьи или сетки). В этом случае свод с электродами делают съемным и в период загрузки его поднимают, а печь отводят в сторону и мостовым краном сразу или в два приема загружают полную садку печи. После этого сводом вновь быстро накрывают печь.

Получение стали в дуговых электрических печах имеет неоспоримые преимущества: высокое качество получаемой стали, возможность выплавлять любые марки стали, включая высоколегированные, тугоплавкие и жаропрочные; минимальный угар железа по сравнению с другими сталеплавильными агрегатами, минимальное окисление дорогостоящих легирующих присадок благодаря нейтральной атмосфере печи, удобство регулирования температурного режима.

Недостатком является: потребность в большом количестве электроэнергии и высокая стоимость передела. Поэтому дуговые электрические печи применяют главным образом для получения высоколегировынных сортов стали.

Медь и ее свойства

Медь — древнейший металл. Он стал использоваться человеком еще очень давно: в природе встречались самородки меди, из которых можно было путем удара каменными орудиями изготовить украшения или простейшее оружие. В настоящее время самородная медь встречается редко и основная масса металла добывается из руд, содержащих всего 1—2% меди.

Мировое производство меди в 70-х годах в капиталистических странах превышало 5 млн. т в год.

Температура плавления меди 1083° С, кипения — 2369°С. Предел прочности чистой меди не очень высок и составляет 220 МПа (22 кгс/мм2). Ее кристаллическая решетка— кубическая гранецентрированная, параметры решетки а = 0,361 Нм (3,61 А). Плотность равна 8,93 г/см3, а твердость меди в два раза меньше, чем у железа ΗВ= 35.

Медные руды и пути их переработки

Медь извлекают из руд различными способами и в различных аппаратах. Для получения меди можно использовать пирометаллургические способы (плавка на штейн, восстановительная плавка), но некоторые руды успешно перерабатывают и гидрометаллургическими способами, например ·, выщелачиванием серной кислотой или нашатырным спиртом.

Рассмотрим один из способов извлечения меди, получивший наибольшее распространение — плавку на штейн. Разновидности этого метода применяются во многих странах, а в нашей стране этим способом получается почти вся первичная медь. Общая принципиальная схема этого метода представлена на рисинке. Реализация этой схемы на различных переделах, особенно в ее верхней части, до получения медного штейна, может проводиться в различных печах и в различных технологических вариантах. В рассматриваемой схеме первый передел медной руды — это обогащение. Однако бывают случаи, когда руды, богатые серой (свыше 35 %S), плавят и без обогащения для извлечения из них не только меди, но и серы (например, медно-сериая плавка). Однако основная масса добываемой из недр земли сульфидной медной руды подвергается флотационному обогащению.

Обогащение руд флотацией

Флотацию редко применяют к железным рудам; обычно ее применяют при обогащении бедных руд цветных металлов и обязательно при обогащении комплексных руд, содержащих несколько цветных металлов, а также сульфидных или смешанных медных руд, содержащих около одного процента меди, непосредственно плавить которые очень дорого.

Сущность флотации состоит в избирательном прилипании некоторых минеральных частиц, взвешенных в водной среде, к поверхности пузырьков воздуха, с помощью которых эти минеральные частицы поднимаются на поверхность. Через пульпу (смесь жидкости и мелких твердых частиц) пропускают пузырьки воздуха. Вследствие различной смачиваемости частицы одних минералов, плохо смачиваемые водой (или другой жидкостью, в которой протекает обогащение), прикрепляются к пузырькам воздуха и, поднимаясь с ними на поверхность, образуют минерализированную пену и тем самым отделяются от других, хорошо смачиваемых минералов, остающихся в пульпе.

Для успешного осуществления этого метода обогащения необходимо:

а) тонко измельчить руду до размеров частиц, меньших 0,1 мм, что дает возможность получить кусочки руды, состоящие из одного минерала, а не из сростков нескольких, и облегчает мелким пузырькам воздуха поднимать тяжелые минералы;

б) получить в пульпе много мелких пузырьков воздуха и создать условия для образования на поверхности пульпы устойчивой пены.

Различают следующие флотационные реагенты:

вспениватели, делающие пузырьки пены устойчивыми, не лопающимися, препятствующие их коолисценсии (сосновое масло и другие вещества, получаемые при перегонке древесины и каменного угля);

коллекторы (собиратели), уменьшающие смачиваемость определенной группы минералов водой и облегчающие их сцепление с пузырьками воздуха.

При флотации часто применяют также депрессоры (подавит), предотвращающие действие коллектора на некоторые минералы. Подавителями служат неорганические электролиты, например цианистый натрий NaCN, известь СаО, которую применяют при флотации медно-цинково-пиритных руд, так как на халькопирит CuFeS2 известь не действует, но подавляет флотируемость цинковой обманки ZnS и пирита FeS2. При так называемой селективной флотации, когда из руды необходимо выделить концентраты нескольких металлов, применяются и многие другие химические вещества. Общий расход флотационных реагентов невелик, он составляет 50—300 г на 1 т руды.

Для механизации отдельных трудоемких подготовительных и вспомогательных этапов флотационного обогащения используют различные машины, облегчающие эти операции, например для измельчения руды (дробилки и мельницы), для разделения ее на мелкие и крупные фракции (грохоты и классификаторы), аппараты для разделения пульпы на жидкость и твердые частицы (сгустители и фильтры), собственно флотационные машины и многие другие. Кратко рассмотрим лишь один из типов машин:в машины через боковую трубу непрерывно подается пульпа, состоящая из воды, мелких частиц руды и уже внесенных в пульпу необходимых флотационных реагентов. Сверху по трубе засасывается воздух, вгоняемый в машину быстро вращающимся импеллером (300— 600 об/мин). Циркулирующая в машине пульпа в смеси с пузырьками воздуха в верхней правой части машины собирает пену, которую непрерывно удаляют из машины медленно поворачивающимся пеносмесителем. Оставшаяся пульпа сливается через порог в боковой стенке машины (на схеме в задней стенке) и попадает в ее соседнюю секцию, так как флотационная машина состоит из 4—20 камер (секций).

Полученный после флотационного обогащения медный порошкообразный концентрат, содержащий 11—35% меди, 15—35% серы, 15—37% железа, а также немного кремнезема, окиси алюминия, окиси кальция, небольшие примеси цинка, никеля и некоторых других соединений, направляют на дальнейшую переработку.

Получение медных штейнов

Важнейшей операцией переработки медной руды является плавка на штейн. Штейном называют сплав сульфидов, образующийся при плавке медной руды, главным образом меди и железа (обычно 80—90%), остальное составляют сульфиды цинка, свинца, никеля, а также окислы железа, кремния, алюминия и кальция, концентрирующиеся главным образом в шлаке, но частично растворяющиеся и в штейне. Жидкие штейны хорошо растворяют в себе золото и серебро, и, если эти ценные металлы есть в руде, они почти полностью концентрируются в штейне.

Целью плавки на штейн является отделение сернистых соединений меди и железа от содержащихся в руде примесей, присутствующих в ней в виде окисленных соединений. Получаемый штейн не должен содержать слишком мало меди, так как это делает .непроизводительными последующие переделы, но и очень богатые медью штейны получать нельзя, так как при этом значительное количество меди теряется в шлаках.

В зависимости от химического состава руды и ее физического состояния штейн получают либо в шахтных печах, если сырьем служит кусковая медная руда, содержащая много серы, либо в отражательных или дугосых электрических печах, если исходным продуктом являются порошкообразные флотационные концентраты.·

Отражательная печь строят длиной 35—40, шириной 7—10 и высотой 3,5—4,5 м. Стены и свод делают из динасового или магнезитового кирпича. Огнеупор выбирают в зависимости от преобладания в шихте основных или кислотных окислов, так как соответствие состава шихты и огнеупорных материалов удлиняет срок их службы. Под печи делают в несколько слоев, а лещадь покрывают кварцевым песком, который перед пуском печи оплавляют, превращая в плотную массу.

Отражательные печи отапливают мазутом, угольной пылью или газом, вдувая топливо форсунками (4—10 шт.) через окна, имеющиеся в торце печи. Максимальная температура в головной части печи 1550° С и, постепенно снижаясь, к хвостовой части обычно бывает 1250—1300° С. Шихту в эти печи загружают через отверстия в своде, расположенные вдоль печи у боковых стенок. При загрузке шихта ложится откосами вдоль стен, предохраняя кладку от прямого воздействия шлаков и газов. По мере нагревания шихты начинаются реакции частичного восстановления высших окислов железа и меди, окисления серы и шлакообразования.

Плавка медных концентратов в электрических печах из-за дефицита электроэнергии и возможности использования в этой операции низкосортных сернистых топлив пока не нашла широкого применения. Но для плавки кусковой медной руды еще широко применяют шахтные ватержакетные печи (рис. 143). Нередки случаи, когда даже богатые серой концентраты предварительно агломерируют, чтобы подвергнуть их плавке в шахтных печах. Печь эта имеет в плане прямоугольное сечение шириной около 1м и несколько метров в длину.

Основные рабочие стенки печи выполняют из полых стальных коробок, охлаждаемых изнутри водой, называемых кессонами, так как известные технические огнеупоры оказываются в этих условиях недостаточно стойкими. Во время плавки на холодные стенки настывает оплавленная шихта, предохраняющая кессон от разрушения. Шихту загружают с площадки, расположенной на уровне верхнего края кессона, подача воздуха для горения проводится через фурмы, расположенные вдоль продольных стенок в нижней части кессонов.

Выпуск штейна и шлака из печи производится совместно и непрерывно через спускной желоб, имеющий гидравлический затвор. Жидкая вязкая смесь стекает в большой овальный отстойник, называемый передним горном, футерованный хромомагнезитовым кирпичом. В нем происходит медленное расслоение штейна и шлака. Избыточный шлак сливается по желобу в противоположном конце переднего горна, а штейн по мере необходимости выпускают через летки, расположенные у лещади горна. Над печью делают футерованный огнеупорными материалами так называемый шатер для сбора и отвода отходящих газов и направления их на пылеулавливание и газоочистку.

Переработка медного штейна

Наиболее распространены теперь цилиндрические бочкообразные конверторы, один из вариантов которых изображен на рис. 144, <2, б. Наружный диаметр конвертора обычно 2,3—4 м, длина 4,3—10 м. Наиболее крупные конверторы выдают за один цикл процесса до 100 т меди. Воздух в конвертор подается через ряд фурм, расположенных по образующей цилиндра. Цилиндр опирается двумя прочными бандажами на четыре пары роликов (рис. 144, б). Поворот конвертора на роликах на необходимый угол для заливки штейна в горловину и выливки продуктов плавки проводится зубчатой передачей и зубчатым ободом, закрепленнымина стальном кожухе. Внутри конвертор футеруется магнезитовым и хромомагнезитовым кирпичом.

Переработка штейна в конверторе протекает в два периода. В конвертор загружают кусковой кварц, заливают расплавленный штейн и продувают его воздухом,).

Образующийся шлак периодически сливают и в конвертор добавляют свежие порции медного штейна и кускового кварца. Температура заливаемого штейна обычно около 1200°С, но за время продувки, за счет большего выделения тепла при окислении сульфидов температура повышается до 1350°С. Продолжительность первого периода зависит от количества меди в штейне и составляет 6—20 ч.

Введение в воздушное дутье добавки кислорода повышает температуру в конверторе и позволяет загружать в него холодный концентрат, заменив им некоторую часть расплавленного штейна.

Первый период заканчивается, когда в продуваемом штейне окислено сернистое железо. После этого тщательно удаляют шлак и продолжают продувку без добавки штейна и кварца. Второй период начинается, когда в конверторе остается только Cu2S, называемый белым штейном, а на некоторых заводах «белым маттом».

Второй период заканчивается, когда в конверторе весь белый штейн превращается в медь, на что обычно уходит 2—3 ч. В конверторе и во втором периоде образуется небольшое количество богатого медью шлака, который остается в нем после выливки черновой меди и перерабатывается в следующем цикле. Конверторные шлаки первого периода направляют для переработки в отражательные печи.

Черновую медь по окончании процесса наклоном конвертора выливают в ковш и разливают в изложницы. Полученную в конверторе медь называют черновой, т. е. еще не готовой медью, так как в ней содержится 1,0—2,0% железа, цинка, никеля, мышьяка, сурьмы, кислорода, серы и других примесей и растворены благородные металлы, ранее находившиеся в штейне.

Рафинирование меди

Черновая медь всегда подвергается рафинированию для удаления из нее примесей, ухудшающих ее свойства, а также извлечения из нее таких ценных металлов, как золото, серебро и др. В практике рафинирование проводят последовательно, двумя принципиально различными методами: пилометаллургическим и электролитическим.

Огневое пирометаллургическое рафинирование меди проводят в отражательных печах, эскиз которой .представлен на рис. 145.

Весь цикл огневого рафинирования состоит из следующих операций: загрузки и расплавления, окисления примесей, удаления растворенных газов, раскисления меди и разливки; он занимает обычно 12—16 ч..

Удаление растворенных газов из меди принято называть «дразнением на плотность». В металл ванны погружают .сырые деревянные жерди, древесина которых выделяет газообразные углеводороды, бурно перемешивающие медь и удаляющие наметал л а сернистый и другие газы. После удаления газов, для получения пластичной меди начинают раскисления или, как принято говорить на заводах, «дразнением на. ковкость».

Электролитическое рафинирование меди проводят в ваннах, наполненных раствором сернокислой меди, подкисленным серной кислотой.

Для получения бескислородной меди (марка МОб) и марок меди с пониженным содержанием кислорода (М1р, М2р и др.) переплавку катодов ведут в канальных индукционных электропечах со стальным сердечником, а разливку — непрерывно в защитной среде. Для меди марок с буквой ρ применяют раскисление фосфористой медью.

Медные сплавы

В технической меди могут присутствовать примеси Bi, Sb, As, Pb, Sn, Fe, Ni, S, О, сопутствующие при получении ее из руд и при рафинировании или попавшие в нее при переработке отходов. Суммарно допустимое количество этих примесей приведено в табл. 17. Более 50% чистой меди потребляет электротехническая промышленность и энергетика в качестве проводников электрического тока. Поэтому большое количество меди подвергается прокатке и волочению.

Страницы: 1, 2, 3