Выплавка стали в индукционных печах

Выплавку стали в индукционных печах применяют в черной метал-лургии значительно реже, чем в дуговых, и используют обычно печи без железного сердечника, состоящие из индуктора в виде катушки (из медной трубки, охлаждаемой водой), которая служит первичной обмоткой, окружающей огнеупорный тигель, куда загружают плавя-щийся металл, рис..

Рисунок.. Схема индукционной печи для выплавки стали:

1- тигельиз огнеупорных ма-териалов; 2 - водоохлаждаемый индуктор; 3 - желоб для выпуска плавки; 4- сталеразливочный ковш; 5- металл; 6 - вихревые токи

При пропускании тока через индуктор в металле, находящемся в тигле, индуктируются мощные вихре-вые токи, что обеспечивает нагрев и плавление металла. Шихтовые материалы загружают сверху. Для выпуска плавки печи наклоняют в сторону сливного желоба. Так как в индукционных печах теплота возникает в металле, шлак в них нагревается только через металл. Вместимость современных индукционных печей дости-гает в отдельных случаях 15 т.

Плавку проводят методом переплава, используя от-ходы соответствующих легированных сталей или чис-тый по сере и фосфору углеродистый скрап и ферро-сплавы. В конце периода плавления на металл загру-жают флюс, необходимый для образования шлакового покрова. В кислых печах в качестве флюса используют бой стекла и другие материалы, богатые SiO₂. В основ-ных печах применяют известь и плавиковый шпат. Шлаковый покров защищает металл от окисления и насыщения газами атмосферы, уменьшает потери теп-ла.

Крупные печи могут работать на переменном токе с промышлен-ной частотой 50 периодов; для более мелких необходимы генераторы, работающие на частоте 500--2500 периодов в секунду. Выплавка стали из чугуна в индукционных печах распространения не получила, так как окисление и рафинирование с помощью шлака в них почти не-возможно. Эти печи с успехом используют для переплавки чистых легированных сталей, так как высокая температура, возможность работы в вакууме и отсутствие науглероживания металла электродами дают возможность получить в них стали с малым содержанием угле-рода и различные сложные сплавы, к которым предъявляются повы-шенные требования.

Получение стали в дуговых электрических печах имеет неоспори-мые преимущества, важнейшие из которых -- очень высокое качество получаемой стали, возможность выплавлять любые марки стали, вклю-чая высоколегированные, тугоплавкие и жаропрочные. Электрические печи обеспечивают минимальный угар железа по сравнению с дру-гими сталеплавильными агрегатами и, что особенно важно, минималь-ное окисление дорогостоящих легирующих присадок благодаря ней-тральной атмосфере в печи. Следует отметить удобство регулирования температурного режима и легкость обслуживания этих печей.

Недостатком выплавки стали в дуговых электрических печах яв-ляется потребность в большом количестве электроэнергии и высокая стоимость передела, так как на 1 т стали при твердой завалке расхо-дуют 600--950 кВт-ч электроэнергии. Поэтому дуговые электриче-ские печи пока применяют главным образом для получения высоколе-гированных и других дорогих сортов стали, предназначенных для ответственных изделий.

5) Способы разливки стали

Способы разливки стали - в настоящее время разливку стали ведут преимущественно в изложницы или на установках непрерывной разливки (МНЛЗ). Способ разливки стали в изложницы делят на: разливку стали сверху или сифонную разливку стали. При разливке сверху металл поступает в изложницу 1 непосредственно из сталеразливочного ковша 2 (рисунок 1, а) или через промежуточное устройство 3. В случае сифонной разливки (рис. 2) жидкая сталь из сталеразливочного ковша 1 попадает в центровую 2 и затем по сифонной проводке 3 снизу поступает в изложницы 4, установленные на поддоне 5. Исторически сложилось так, что разливка сверху явилась первым способом отливки стальных слитков. В дальнейшем с повышением требований к качеству поверхности слитков, улучшением технологии изготовления огнеупорных изделий и увеличением емкости сталеплавильных агрегатов сифонный способ разливки стали получил широкое распространение на заводах, где не были установлены мощные обжимные станы и поэтому отливали мелкие слитки. Как показали результаты неоднократно проведенных сравнительных исследований, качественные показатели металла (механические свойства, макроструктура, содержание неметаллических включений и т. д.), а также величина брака из-за дефектов металла в прокатных цехах и на машиностроительных заводах практически не зависят от способа разливки.

 

В то же время сифонная разливка стали имеет следующие преимущества перед разливкой сверху. Преимущества сифонной разливки стали: * Возможность одновременной (на одном поддоне) отливки четырех — шести слитков массой 3—7 т и до шестидесяти более мелких слитков, что позволяет плавки большой массы разливать с меньшей общей продолжительностью. * Удобство наблюдения за поверхностью поднимающегося в изложнице уровня металла и возможность регулирования скорости разливки стали в относительно большом интервале в зависимости от температуры и состава металла. * Лучшая поверхность слитков и уменьшение в 2,5—4 раза затрат труда на зачистку слитков и прокатанных заготовок. Недостатки сифонной разливки стали: * Уменьшение из-за потерь с литниками выхода годного металла 4 на 0,9—1,3% в зависимости от массы слитка. * Увеличенный расход огнеупорных изделий на центровые и сифонные проводки, обслуживание и содержание дополнительного оборудования и повышенные затраты труда на подготовку поддонов.сборку центровых. Хотя поверхность слитков при сифонном способе разливки стали заметно чище и поэтому требует значительно меньшего времени на зачистку металла, все же при применении этого способа разливки суммарные часовые затраты труда на 1 тонну стали, расходуемые на потготовку изложниц и зачистку металла, оказываются в 1,5—5 раза выше, чем при разливке сверху. В целом, оценивая различные способы разливки стали следует признать, что разливка стали сверху в условиях современных сталеплавильных цехов большой производительности, где стали разливают в крупные слитки, имеет несомненные преимущества, и этот способ чаще всего предусматривается в проектах вновь строящихся заводов. На заводах качественной металлургии и заводах, где металл разливают в слитки мелкого и среднего развеса, следует признать целесообразным сохранение сифонного способа. Что касается разливки высоколегированных сталей и сплавов, требующих обязательной обдирки слитков перед последующим переделом, то ее осуществляют сверху, поскольку это позволяет устранить потери металла в виде литников.

 

6) Пирометаллургический способ производства меди

Известны еще два способа извлечения меди из руд и концентратов: гидрометаллургический и пирометаллургический.

Первый из них не нашел широкого применения. Его используют при переработке бедных окисленных и самородных руд. Этот способ в отличии от пирометаллургического не позволяет извлечь попутно с медью драгоценные металлы.

Второй способ пригоден для переработки всех руд и особенно эффективен в том случае, когда руды подвергаются обогащению.

Основу этого процесса составляет плавка, при которой расплавленная масса разделяется на два жидких слоя: штейн-сплав сульфидов и шлак-сплав окислов. В плавку поступают либо медная руда, либо обожженные концентраты медных руд. Обжиг концентратов осуществляется с целью снижения содержания серы до оптимальных значений.

Жидкий штейн продувают в конвертерах воздухом для окисления сернистого железа, перевода железа в шлак и выделения черновой меди.

Черновую медь далее подвергают рафинированию - очистке от примесей.

Большинство медных руд обогащают способом флотации. В результате получают медный концентрат, содержащий 8-35% Cu, 40-50% S, 30-35% Fe и пустую породу, главным образом составляющими которой являются SiO₂, Al₂O₃ и CaO.

Концентраты обычно обжигают в окислительной среде с тем, чтобы удалить около 50% серы и получить обожженный концентрат с содержанием серы, необходимым для получения при плавке достаточно богатого штейна.

Обжиг обеспечивает хорошее смешение всех компонентов шихты и нагрев ее до 550-600 ⁰С и, в конечном итоге, снижение расхода топлива в отражательной печи (Рисунок 5) в два раза. Однако при переплавке обожженной шихты несколько возрастают потери меди в шлаке и унос пыли. Поэтому обычно богатые медные концентраты (25-35% Cu) плавят без обжига, а бедные (8-25% Cu) подвергают обжигу.

Температура обжига концентратов применяют многоподовые печи с механическим перегреванием.

7) ПРОИЗВОДСТВО АЛЮМИНИЯ. Одна весьма сомнительная ле­генда рассказывает, что од­нажды к римскомуимператору Тиберию (42 г. до н. э. — 37 г. н. э.) пришел человек сметалли­ческой, небьющейся чашей. Ма­териал чаши якобы был получен из глинозема(Al₂O₃) и, следова­тельно, должен был предста­влять собойалюминий. Опа­саясь, что такой металл из глины может обесценить золото исеребро, Тиберий на всякий случай приказал отрубить чело­веку голову.Разумеется, этому рассказу трудно поверить: само­родный алюминий в природе невстречается, а во времена Рим­ской империи не могло быть технических средств,которые позволили бы извлечь алюми­ний из его соединений.По распространенности в природе алюминий занимает первое место средиметаллов; его содержание в земной коре составляет 7,45%. Однако, несмотря наширокую распространенность в природе, алюминий до конца XIX века принадлежалк числу редких металлов. В чистом виде алюминий не встречается вследствиесвоей высокой химической активности. Он преимущественно встречается в видесоединений с кислородом и кремнием – алюмосиликатов.Рудами алюминия могут служить лишь породы, богатые глиноземом (Al₂O₃) и залегающие крупными массами на поверхности земли. К таким породамотносятся бокситы, нефелины — (Na, K)₂OּAl₂O₃ּ2SiO₂, алуниты — (Na, K)₂SO₄ּAl₂(SO₄)₃ּ4Al(OH)₃ и каолины (глины),полевой шпат (ортоклаз) — K₂OּAl₂O₃ּ6SiO₂.Основной рудой для получения алюминия являются бокситы. Алюминий в нихсодержится в виде гидроокисей Al(OH), AlOOH, корунда Al₂O₃ и каолинита Al₂O₃ּ2SiO₂ּ2H₂O. Химический состав бокситов сложен: 28-70% глинозема; 0,5-20% кремнезема;2-50% окиси железа; 0,1-10% окиси титана. В последнее время в качестве рудыстали применять нефелины и алуниты.Крупные месторождения бокситов находятся на Урале, в Тихвинском районеЛенинградской области, в Алтайском и Красноярском краях.Нефелин (KּNa₂OּAl₂O₃ּ2SiO₂) входит в состав апатитонефелиновых пород (на Кольском полуострове).Впервые в свободном виде алюминий был выделен в 1825 г. датским физикомЭрстедом путем воздействия амальгамы калия на хлорид алюминия. В 1827г.немецкий химик Велер усовершенствовал способ Эрстеда, заменив амальгаму калияметаллическим калием: AlCl₃ + 3K→3KCl + Al (Реакция протекает с выделением тепла). В 1854 г. Сент-Клер Девиль во Франции впер­вые применил способ Велера дляпромышленного производства алюминия, ис­пользовав вместо калия более дешевыйнатрий, а вместо гигроскопичного хло­рида алюминия — более стойкий двойнойхлорид алюминия и натрия. В 1865 г. русский физико-химик Н. Н. Бекетовпоказал возможность вытеснения алюми­ния магнием из расплавленного криолита.Эта реакция в 1888 г. была исполь­зована для производства алюминия на первомнемецком заводе в Гмелингене. Производство алюминия этими так называемыми«химическими» способами осу­ществлялось с 1854 г. по 1890 г. В течение 35 летс помощью этих способов, было получено в общей сложности около 20 т алюминия.В конце 80-х годов позапрошлого столетия химические способы вытеснилэлектролитический способ, который позволил резко снизить стоимость алюминия исоздал предпосылки к быстрому развитию алюминиевой промышленности.Основоположники современного электролитического способа производства алюминияЭру во Франции и Холл в США независимо друг от друга подали в 1886 г. почтианалогичные заявки на патентование способа получения алюминия электролизомглинозема, растворенного в расплавленном криолите. С мо­мента появленияпатентов Эру и Холла и начинается современная алюминие­вая промышленность,которая более чем за 115 лет своего существования вы­росла в одну изкрупнейших отраслей металлургии.Технологический процесс получения алюминия состоит из трех основных стадий:1). Получение глинозема (Al₂O₃) из алюминиевых руд;2). Получение алюминия из глинозема;3). Рафинирование алюминия. Получение глинозема из руд. Глинозем получают тремя способами: щелочным, кислотным и электролитическим.Наибольшее распространение имеет щелочной способ (метод К. И. Байера,разработанный в России в конце позапрошлого столетия и применяемый дляпереработки высокосортных бокситов с небольшим количеством (до 5-6%)кремнезема). С тех пор техническое выполнение его было существенно улучшено.Схема производства глинозема по способу Байера представлена на рис. 1.Сущность способа состоит в том, что алюминиевые растворы быстро разлагаются привведении в них гидроокиси алюминия, а оставшийся от разложения раствор послеего выпаривания в условиях интенсивного перемешивания при 169-170^оСможет вновь растворять глинозем, содержащийся в бокситах. Этот способ состоитиз следующих основных операций:1). Подготовки боксита, заключающийся в его дроблении и измельчении в мельницах;в мельницы подают боксит, едкую щелочь и небольшое количество извести, котороеулучшает выделение Al₂O₃; полученную пульпу подают навыщелачивание;2). Выщелачивания боксита (в последнее время применяемые до сих пор блокиавтоклав круглой формы частично заменены трубчатыми автоклавами, в которыхпри температурах 230-250°С (500-520 К) происходит выщелачивание),заключающегося в химическом его разложении от взаимодействия с воднымраствором щелочи; гидраты окиси алюминия при взаимодействии со щелочьюпереходят в раствор в виде алюмината натрия: AlOOH+NaOH→NaAlO₂+H₂O или Al(OH)₃+NaOH→NaAlO₂+2H₂O; содержащийся в боксите кремнезем взаимодействует со щелочью и переходит враствор в виде силиката натрия: SiO₂+2NaOH→Na₂SiO₃+H₂O; в растворе алюминат натрия и силикат натрия образуют нерастворимый натриевыйалюмосиликат; в нерастворимый остаток переходят окислы титана и железа,предающие остатку красный цвет; этот остаток называют красным шламом. Поокончании растворения полученный алюминат натрия разбавляют водным растворомщелочи при одновременном понижении температуры на 100°С;3). Отделения алюминатного раствора от красного шлама обычно осуществляемогопутем промывки в специальных сгустителях; в результате этого красный шламоседает, а алюминатный раствор сливают и затем фильтруют (осветляют). Вограниченных количествах шлам находит применение, например, как добавка кцементу. В зависимости от сорта бокситов на 1 т полученной окиси алюминияприходится 0,6-1,0 т красного шлама (сухого остатка);4). Разложения алюминатного раствора. Его фильтруют и перекачивают в большиеемкости с мешалками (декомпозеры). Из пересыщенного раствора при охлаждении на60°С (330 К) и постоянном перемешивании извлекается гидроокись алюминия Al(OH)₃. Так как этот процесс протекает медленно и неравномерно, а формированиеи рост кристаллов гидроокиси алюминия имеют большое значение при ее дальнейшейобработке, в декомпозеры добавляют большое количество твердой гидроокиси —затравки:Na₂OּAl₂O₃+4H₂O→Al(OH)₃+2NaOH;5). Выделения гидроокиси алюминия и ее классификации; это происходит вгидроциклонах и вакуум-фильтрах, где от алюминатного раствора выделяютосадок, содержащий 50-60% частиц Al(OH). Значительную часть гидроокисивозвращают в процесс декомпозиции как затра­вочный материал, которая иостается в обороте в неизменных количествах. Оста­ток после промывки водойидет на кальцинацию; фильтрат также возвращается в оборот (после концентрациив выпарных аппаратах — для выщелачивания новых бокситов);6). Обезвоживания гидроокиси алюминия (кальцинации); это завершающая операцияпроизводства глинозема; ее осуществляют в трубчатых вращающихся печах, а впоследнее время также в печах с турбулентным движением материала притемпературе 1150-1300^оС; сырая гидроокись алюминия, проходя черезвращающуюся печь, высушивается и обезвоживается; при нагреве происходятпоследовательно следующие структурные превращения:

Al(OH)3→AlOOH→ γ-Al2O3→ α-Al2O3
	200^оС–	950^оС–	1200^оС.

В окончательно прокаленном глиноземе содержится 30-50% α-Al₂O₃ (корунд), остальное γ-Al₂O₃.Этим способом извлекается 85-87% от всего получаемого глинозема. Полученнаяокись алюминия представляет собой прочное химическое соединение с температуройплавления 2050 ^оС. Получение алюминия из его окиси Электролиз окиси алюминия Электролитическоевосстановление окиси алюминия, растворенной в расплаве на основе криолита,осуществляется при 950-970°С в электролизере. Электролизер состоит изфутерованной углеродистыми блоками ванны, к подине которой подводитсяэлектрический ток. Выделившийся на подине, служащей катодом, жидкий алюминийтяжелее расплава соли электролита, поэтому собирается на угольном основании,откуда его периодически откачивают (рис. 2). Сверху в электролит погруженыугольные аноды, которые сгорают в атмосфере выделяющегося из окиси алюминиякислорода, выделяя окись угле­рода (CO) или двуокись углерода (CO₂).На практике находят применение два типа анодов:а) самообжигающиеся аноды Зедерберга, состоящие из брикетов, так называемых«хлебов» массы Зедерберга (малозольный уголь с 25-35% каменноугольного пека),набитых в алюминиевую оболочку; под действием высокой температуры аноднаямасса обжигается (спекается);б) обожженные, или «непрерывные», аноды из больших угольных блоков (например,1900×600×500 мм массой около 1,1 т).Сила тока на электролизерах состав­ляет 150 000 А. Они включаются в сетьпоследова­тельно, т. е. получается система (серия) — длинный рядэлектролизеров.Рабочее напряжение на ванне, состав­ляющее 4-5 В, значительно вышена­пряжения, при кото­ром проис­ходит раз­ло­жение окиси алю­миния, посколькув процессе рабо­ты неизбежны потери напряжения в различных частях системы.Баланс сырья и энергии при получении 1 т алюминия представлен на рис. 3. Электролиз хлорида алюминия (метод фирмы Алкоа) В реакционном сосуде окись алюминия превращается сначала в хлорид алюминия.Затем в плотно изолированной ванне происходит электролиз AlCl₃,растворенного в расплаве солей KCl, NaCl. Выделяющийся при этом хлоротсасывается и пода­ется для вторичного использования; алюминий осаждается накатоде.Преимуществами данного метода перед существующим электролизом жидкогокрио­литоглиноземного расплава (Al₂O₃, растворенная вкри­олите Na₃AlF₆) считают: экономию до 30% энергии;возможность применения окиси алюминия, которая не годится для традиционногоэлектролиза (например, Al₂O₃ с высоким содержаниемкремния); замену дорогостоящего криолита более дешевыми солями; исчезновениеопасности выделения фтора. Восстановление хлорида алюминия марганцем (Toth — метод) При восстановлении марганцем из хлорида алюминия освобождается алюминий.Посредством управляемой конденсации из потока хлорида марганца выделяютсясвязанные с хлором загрязнения. При освобождении хлора хлорид марганцаокисляется в окись марганца, которая затем восстанавливается до марганца,пригодного к вторичному применению. Сведения в имеющихся публикациях весьманеточны, так что в данном случае придется отказаться от оценки метода.