Производство цинка и его сплавов. Способы обработки металлов давлением

Поскольку легирующий металл находится в руде или концентрате в виде оксида, то процесс получения ферросплавов сводится к восстановлению данного элемента и его растворению в расплавленном железе. Последнее обстоятельство существенно повышает эффективность процесса - восстановление идёт более быстро и более полно.

В настоящее время основными способами получения ферросплавов являются электротермический и металлотермический.

При электротермическом процессе плавку ведут в мощных дуговых рудовосстановительных печах, работающих обычно в непрерывном режиме: отдозированные шихтовые материалы загружаются в печь по мере их проплавления; сплав и шлак выпускаются периодически через 2-4 ч в ковши. Нагрев и плавление шихты в ферросплавной печи происходит под действием тепла электрических дуг, возникающих между угольными электродами и металлической ванной. Дуги в таких печах горят под слоем шихты, поэтому их называют закрытыми. Как правило, восстановителем в электротермическом процессе является углерод.

Отечественная металлургия производит широкую гамму различных ферросплавов: феррованадий, ферровольфрам, ферромолибден, феррониобий, ферросиликомарганец, ферросиликохром, силикокальций и др.

Ниже приведены некоторые технологические данные, характеризующие производство наиболее распространенных ферросплавов ферросилиция (FeSi), ферромарганца (FeMn), феррохрома (FeCr) - табл. 5.7.

Все эти ферросплавы получают в электрических дуговых печах (с углеродистой футеровкой), работающих в непрерывном режиме. Кремний, марганец, хром относятся к трудновосстановимым металлам, поэтому процесс ведут при высоких температурах. Так, при производстве FeSi температура в пространстве печи около 1700°С. В этих условиях степень восстановления составляет: SiО2 - 98%; FeO - 99%; Al2О3 - 10-55%; Р2О5 - 100%. Восстановленные кремний и железо переходят в сплав практически полностью, а алюминий, кальций, фосфор - наполовину (другая половина испаряется).

В FeMn и FeCr довольно активно растворяется углерод шихты, содержание которого в этих сплавах достигает 7-8%. Такие сплавы называются углеродистыми.

При необходимости получения безуглеродистых ферросплавов используют металлотермический способ восстановления.

В этом случае в качестве восстановителей обычно используют кремний, алюминий или их смеси. При производстве ферросплавов этим способом процесс ведут обычно в плавильных горнах, где необходимое для процесса тепло выделяется в ходе экзотермических реакций окисления кремния или алюминия.

Очень важным для достижения хороших результатов металлотермического процесса является создание в зоне реакции температур, достаточных для плавления продуктов реакции: восстановленного металла (сплава) и оксидной (шлаковой) фазы. Взаимодействие в расплавах обеспечивает не только высокую полноту протекания восстановительных процессов, но и последующее хорошее разделение металла и шлака. Ориентировочные расчеты показывают, что необходимое для этого количество тепла составляет 2400-2500 Дж/г материала. Если количество выделяющегося тепла (в результате экзотермической реакции восстановления) значительно превышает указанную величину, процесс носит неуправляемый взрывоопасный характер. В этом случае в шихту вводят теплопоглощающие компоненты (шлак, флюсы и др.). Если же выделяющегося в ходе основной реакции восстановления тепла не хватает, то процесс ведут в электродуговых печах, а при внепечном способе металлотермического восстановления в шихту вводят термитные смеси (аммиачную селитру NH4NО3 с железом или алюминием).

Представление о технологических показателях металлотермического получения феррованадия дают следующие цифры. Для производства 1 т 40- 50%-ного феррованадия расходуют технического пентоксида ванадия (V2О5) - 990 кг, ферросилиция ФС75 - 415 кг, алюминия - 100 кг (ферросилиций и алюминий используют в качестве восстановителей), извести - 1500 кг, железной обрези - 200 кг; удельный расход электроэнергии - 2 МВтч. В разделе 5.4.4 приведено описание установки и технологического процесса получения ферротитана внепечным алюмотермическим способом.

 

6.1.5     IV стадия - методы повышения качества стали

 

Стали, получаемые по описанным выше давно и широко применяемым технологиям - «классическим» (мартеновскому, конвертерному, в открытых дуговых печах), часто не удовлетворяют по качеству требованиям конструкторов, разрабатывающих установки для новых отраслей промышленности: ядерной, космической, современного высокоскоростного транспорта и др. Поэтому стали, предназначенные для изготовления ответственных изделий, подвергаются дополнительной обработке, направленной на дальнейшую очистку металла от нежелательных (вредных) элементов, растворенных газов, неметаллических включений. Для подтверждения высокой эффективности так называемых «внепечных» способов обработки стали можно привести следующие данные. Долговечность подшипников, изготовленных из обработанной внепечными способами стали, увеличилась в 10 раз; в 7 раз выросла ударная прочность стали после внепечной десульфурации (с 0,025 до 0,002% S).

 Идея внепечной обработки (внепечного  рафинирования) жидкой стали заключается  в том, чтобы с помощью специальных  агрегатов или специальных устройств  осуществить необходимое рафинирование  от вредных примесей и доводку  металла не в печи, а в сталеразливочном  ковше, причем намного быстрее, чем  в печи. Основные способы внепечного  рафинирования стали (вакуумирование, обработка шлаком, инертным газом) в промышленных условиях начали применяться с конца 1950-х годов, несколько позднее внедрена в производство внепечная обработка порошкообразными материалами (продувка порошками). Первоначально внепечная обработка широко не использовалась в производстве стали, да и эффект от ее применения был не очень велик. Основные причины этого заключались в следующем:

1) в процессе внепечной обработки  быстро понижалась температура  жидкого металла в ковше, поэтому  приходилось перегревать металл  в печи (на 50 - 70°С), что было совершенно  невыгодно;

2) сильно нагретый металл приходилось интенсивно перемешивать в ковше, очень часто вместе со шлаком, в таких условиях традиционная шамотная футеровка сталеразливочных ковшей быстро разрушалась;

3) отдельные операции внепечного рафинирования (например, обработка шлаком, вакуумирование, продувка порошками) осуществлялись в разных местах разливочного пролета, что требовало частых и многочисленных перемещений сталеразливочного ковша с жидким металлом, увеличивало загруженность кранов и существенно затрудняло и осложняло организацию работ в разливочном пролете;

4) классическая технология электроплавки и ее видоизменения плохо сочетались с идеей и практикой внепечного рафинирования металла.

Потребовались определенное время и усилия металлургов и конструкторов, чтобы органично вписать внепечную обработку жидкого металла в технологическую схему работы современного электросталеплавилыюго цеха. Для этого пришлось отказаться от классической технологии плавки; изменить планировку цеха и использовать выпуск плавки в ковш, установленный на сталевозной тележке; создать специальные агрегаты комплексной внепечной обработки стали с обязательным подогревом металла (ковш-печь); заменить шамотную футеровку сталеразливочных ковшей на более стойкую, с повышенной огнеупорностью (высокоглиноземистый кирпич, смолодоломитовый кирпич, магнезитхромитовый кирпич и т.д.). Благодаря этому уже с 1970-х годов внепечная обработка жидкой стали все шире применяется в электросталеплавильных цехах со сверхмощными дуговыми печами. В настоящее время трудно представить эффективно работающий высокопроизводительный электросталеплавильный цех без агрегатов внепечной обработки стали, ставших неотъемлемым элементом современной технологии производства электростали. (См. раздел 5.1 с. 100 - 108). Современные установки внепечной обработки стали типа ковш-печь в сочетании с установками внепечного вакуумирования позволили не только значительно сократить длительность плавки в дуговой печи, повысить качество металла, организовать эффективную разливку стали на МНЛЗ, но и освоить производство легированных сталей в сверхмощных печах при относительно низком и стабильном расходе легирующих материалов.

В практике применяют следующие виды внепечной обработки.

 

Обработка стали синтетическими шлаками.

В сталеразливочный ковш перед выпуском стали из конвертера или печи заливают предварительно подготовленный расплавленный шлак в количестве 5-8% от массы стали. Затем в ковш с высоты 3-4 м выпускают сталь небольшой струей. В результате интенсивного перемешивания и эмульгирования резко возрастает поверхность контакта стали со шлаком, что обуславливает высокие скорости процессов десульфурации и раскисления металла. Наилучшими физико-химическими свойствами обладают шлаки состава: СаО = 50 - 55%; А12О3 = 40 - 45%, при минимальном содержании FeO (<1%) и SiО2 (<5%).

 

Обработка металла вакуумом.

Во время обработки вакуумом происходит выделение из жидкой стали СО, СО2, N2 и особенно активно Н2, оксидных неметаллических включений. Из различных способов вакуумной обработки стали (рис. 5.23) наиболее эффективны вариант а и особенно б. Струя металла, падающая из ковша в ковш или в изложницу, в вакууме (100-400 Па) распадается на отдельные капли. Благодаря увеличению удельной поверхности металла значительно ускоряется процесс дегазации. В варианте б исключено насыщение стали газами в период ее разливки в слитки. Варианты в и г применяют для обработки больших масс металла.

Продувка стали инертными газами.

 При этом способе происходит  интенсивное перемешивание стали, благодаря чему ускоряются процессы  удаления газов и неметаллических  включений (в результате укрупнения  мелких капель оксидов при  столкновениях). Расход газа (обычно  аргона) составляет 0,5- 2,5 м3/т стали.

 

Продувка стали газо-порошковыми струями.

 Для удаления фосфора вдувают воздухом в сталь измельченные известь, железную руду и полевой шпат. Для удаления серы вдувают аргоном порошкообразную смесь извести с полевым шпатом. С целью науглероживания вдувают инертным газом порошки графита, кокса, древесного угля. За короткое время обработки удается достичь хороших результатов.

 

Электрошлаковый переплав металла.

При прохождении электрического тока через слой жидкого шлака, обладающего значительным электрическим сопротивлением, в нем выделяется тепло, которого хватает для расплавления конца переплавляемого электрода, погруженного в шлак. Капли металла, проходя через шлак, очищаются от серы и оксидных неметаллических включений и, накапливаясь в медном водоохлаждаемом кристаллизаторе, образуют слиток. Быстрое застывание предотвращает образование в слитке дефектов, связанных с ликвацией вредных элементов. Расходуемый электрод готовят из слитка обычной стали путем ковки, прокатки или полунепрерывной разливки.

В процессе электрошлакового переплава содержание в стали Сu; Мn; Ni; Cr; V; W, Мо не изменяется; Si; Ti; AI частично выгорают. Степень десульфурации достигает 80%; содержание серы в стали составляет 0,005-0,006%. Расход электроэнергии 1400 кВт/т стали.

Этим способом обрабатывают шарикоподшипниковые, жаропрочные стали, конструкционные стали авиационного назначения и др.

 

6.2  Производство алюминия

 

6.2.1     Рудная база

 

Алюминий - самый распространенный металл в земной коре, его содержание составляет 8,8%. Однако основная масса А1 рассеяна среди большого количества разнообразных минералов (около 250). Из-за малой концентрации алюминия большинство этих минералов непригодно для рентабельной переработки. Промышленное значение имеют лишь корунд - А12О3, бемит - АlOОН, нефелин (Na,K)2O•Аl2O3•2SiO2, гибсит - А1(ОН)3, каолинит - AI2O3•2SiO2•2H2O.

Основным рудным сырьем для производства алюминия являются бокситы. В качестве примера на рис. 5.24 приведена технологическая схема производства алюминия из бокситов (указаны операции, которые входят в каждую стадию технологической схемы).

 

Рис. 5.24. Технологическая схема получения алюминия

из высококремиземистых бокситов

 

По сравнению с месторождением железных руд месторождений бокситов, пригодных для промышленной разработки, меньше и размеры их меньше. В России алюминий получают также из нефелинов. В таблице 5.8 приведены составы некоторых типов бокситов и нефелина, %.

Таблица 5.8

Руда	А12О3	SiO2	Fe2O3	Na2O+K2O	CaO
Боксит богатый	60,0	1,6	11,0	-	4,0
Боксит бедный	44,5	13,0	16,7	-	4,0
Нефелин	27,3	40,3	5,2	11,9	7,6

 

В связи с тем что оксид алюминия является трудно восстановимым, порядок извлечения алюминия из руд принят обратным по сравнению с порядком при металлургии железа - вначале А12О3 отделяют от пустой породы, затем глинозем восстанавливают электролизом.

Бокситы плохо обогащаются, поэтому часто процесс их переработки начинается сразу со II стадии - химического обогащения.

 

6.2.2  II стадия - получение А12О3

 

Важнейшей характеристикой качества бокситов является отношение Al2О3/SiО2, которое называют кремневым модулем; для богатых руд он равен 10-15, для бедных 3-4. Практикой установлено, что различные по качеству бокситы целесообразно перерабатывать разными методами.

Из богатых бокситов глинозем извлекают по способу Байера - схема переработки приведена на рис. 5.25.

Идея способа заключается в том, что гидроксиды алюминия при воздействии на них концентрированной NaOH образуют растворимый алюминат натрия:

А12О3•nН20 + 2NaOH = 2NaAIО2 + (n + 1 )Н2О,

в то время как Fe2О3 и значительная часть SiО2 пустой породы остаются в твердом остатке (шламе).

Рис. 5.25. Технологическая схема получения А12О3 по способу Байера