Материал: Основы металлургического производства

Полуспокойная сталь - частично раскисляется в печи и ковше, а частично - в изложнице углеродом металла. Слиток полуспокойной стали имеет в нижней части структуру спокойной стали, а в верхней - кипящей. В нем нет концентрированной усадочной раковины, за счет этого выход годного металла увеличивается до 90…95%. Ликвация меньше, чем в слитке кипящей стали, свойства близки к свойствам спокойной стали.

Дефекты стального слитка - усадочные раковины в слитках спокойной стали, осевая рыхлость, газовые пузыри, плены на поверхности, неметаллические и шлаковые включения, ликвация, трещины (горячие и холодные). Ликвация - химическая неоднородность слитка по составу. Возникает вследствие уменьшения растворимости примесей железа при переходе из жидкого состояния в твердое. Различают ликвацию в пределах одного кристалла (дендритная), нескольких кристаллов (междендритная), различных частей слитка (зональная - повышение содержания примесей в различных частях слитка, например, в осевой и в области усадочной раковины). Наибольшей склонностью к ликвации обладают сера, фосфор и углерод (ликвация серы может достигать 500%). Дендритная ликвация приводит к анизотропии механических свойств стали. Зональная ликвация ухудшает качество слитка и может привести к отбраковке металла.

Меры борьбы с ликвацией:

Увеличение скорости затвердевания слитка

Изменение структуры стали

Уменьшение примесей в металле

3.8 Способы улучшения качества стального слитка

Обработка металла синтетическим шлаком - для предупреждения окисления легированной стали и улучшения её механических характеристик за счет интенсивного перемешивания стали со шлаком при заполнении ковша. С этой целью предварительно в ковш заливается синтетический шлак, выплавляемый в электропечах (55% СаО, 40% Al2O3, небольшое количество SiO2, MgO и минимум FeO).

В результате перемешивания металлургические реакции между металлом и шлаком протекают в сотни раз быстрее, чем в печи. При этом из стали удаляется сера, кислород и неметаллические включения.

Разливка стали в инертной атмосфере предотвращает окисление стали. Процесс заключается в заливке металла в герметизированную, промытую аргоном изложницу. Это способствует снижению кислорода в стали.

Вакуумная дегазация стали осуществляется в ковше или изложнице, проводится для уменьшения содержания растворенных в металле газов и неметаллических включений. Сущность процесса - снижение растворимости газов (H2, N2, O2) при понижении давления над зеркалом металла. Производится выдержкой ковша или изложницы со сталью в вакуумной камере. Продолжительность вакуумирования 12…15 мин. Содержание газов снижается в 3…5 раз, содержание неметаллических включений - в 1,5…2 раза.

Электрошлаковый переплав, при котором расходуемый электрод из переплавляемой стали плавится в слое шлака. Мелкие капли металла проходят через шлак и активно взаимодействуют с ним. В результате происходит удаление неметаллических включений и газов (концентрация серы уменьшается в 2…3 раза, кислорода - в 1,5…2 раза).

Плавка в электронно-лучевых печах основана на использовании свободных электронов, получивших ускорение в электрическом поле высокого напряжения. Плавка происходит в вакуумных камерах, плавление и затвердевание металла в водоохлаждаемых кристаллизаторах. Таким способом выплавляются чистые тугоплавкие металлы (молибден, цирконий, и др.), жаропрочные сплавы и специальные стали.

Вакуумно-дуговой переплав осуществляется в вакуумных дуговых печах с расходуемым электродом.

Плавка в плазменно-дуговых печах применяется для получения высококачественных сталей и сплавов Источник теплоты в этих печах - низкотемпературная плазма (30 000 0С). В печах создаётся нейтральная среда (аргон, гелий).

магний мартеновский сталь маркировка

4. Производство цветных металлов

Цветные металлы имеют решающее значение для развития современного машиностроения и приборостроения.

Цветные металлы разделяют на четыре группы:

Тяжелые металлы (Cu, Ni, Zn, Pb).

Легкие металлы (Al, Mg, Be, Li).

Благородные металлы (Au, Ag, Pl).

Редкие металлы, которые подразделяют на тугоплавкие Mo, W, V, Ti, Nb, и редкоземельные Ce, Y, La.

Наиболее широко в машиностроении применяют Cu, Al, Mg, Ti, Zn, Ni, Pb и Sn, которые используют в чистом виде и составе многих сплавов.

4.1 Металлургия меди

Медь - металл красного цвета, имеет кубическую гранецентрированную кристаллическую решетку (2-ой тип решетки), плотность 8,93 г/см ³, ТПЛ =1083 0C.

Медь обладает высокой пластичностью электро- и теплопроводностью устойчива в химических средах. Механические свойства меди относительно низки. Так в литом состоянии медь имеет Gв=150...200МПа, d=15…20%.

В природе медь встречается в виде минералов и химических соединений с кислородом (CuCO3,·Cu(OH)2, Cu2O) и серой (Cu2S, CuS, CuFeS2). Наиболее распространены месторождения руд в виде сернистых соединений (80% мировых запасов). В земной коре содержится всего около 0,01% меди. В настоящее время медные руды добывают шахтным способом.

Из всей выпускаемой меди примерно 50% используется в электротехнической промышленности, около 40% в сплавах (бронзы и латуни), 10% в химии и других отраслях.

Для производства меди применяют руды, содержащие 1…6% Cu, а также отходы меди и ее сплавов. Медные руды считают богатыми, если они содержат более 2% Cu.

Существует два способа производства меди.

Пирометаллургический

Гидрометаллургический

Основной способ пирометаллургический. Он состоит из следующих основных стадий.

Обогащение медных руд. Производится в большинстве случаев методом флотации. Сущность его заключается в следующем. К измельченной руде (размер поперечника зерна 0,5…0,05мм) добавляют минеральные масла (реагенты), которые покрывают рудные минералы маслянистой пленкой и делают их не смачиваемыми водой. Это способствует отделению руды от пустой породы. Получают медный концентрат, содержащий 15…20% Cu.

Получение огарка (обжиг концентрата). Обжигу подвергают высушенный медный концентрат. Он производится с целью частичного удаления серы, а также мышьяка, сурьмы и других примесей, сопутствующих медным рудам. Обжиг производят в печах, действие которых основано на принципе "кипящего" слоя. В процессе нагрева концентрата до 800ºC в присутствии кислорода воздуха сульфиды окисляются, и содержание серы в концентрате снижается почти вдвое против исходного (увеличивается содержание сернистой меди):

+O2 → Fe2O3+SO2↑; Cu2S+O2 → Cu2O+SO2↑; Cu2O+FeS →Cu2S+FeO

Полученный продукт (огарок - Cu2S, FeS, FeO) поступает в печи для получения из него сплава, богатого содержанием меди (штейна). Отходящие из печи газы, богатые серой, используют для производства серной кислоты. Обжигают концентраты с содержанием меди до 25%. При более высоком содержании меди концентрат плавят без обжига.

Получение медного штейна. Для получения медного штейна применяют отражательные печи. В результате нагрева огарка до 1200…1300 0C в окислительной атмосфере (печь футерована динасовым кирпичом) происходит его плавление. При этом протекают реакции образования закиси меди (Cu2O) и реагирования ее с сернистым железом с образованием сульфида меди. В результате происходит расслоение расплава: внизу собираются более тяжелые соединения, представляющие собой сульфиды Fe и Cu - первичный медный штейн (FeS+Cu2S - до 50% Cu; 20…40% Fe; 20…25% S; до 8% O2 и примеси Au, Ag, Pb, Zn, Ni и другие); вверху - шлак, состоящий из окислов (Fe2O3, Fe3O4, FeO, SiO2, Al2O3).

Конвертирование медного штейна (получение черновой меди). Расплавленный штейн заливают в горизонтальный конвертер (емкостью до 100 т) и продувают сжатым воздухом через ряд фурм, выполненных в магнезитовой футеровке по всей длине конвертера. При этом происходит окисление сульфидов Fe и Cu и перевод окислов в шлак.

Процесс продувки делится на две стадии:

+O2→FeO+SO2

Cu2S+O2 →Cu2O+SO2

Cu2O+FeS→Cu2S+FeO

В этот период в конвертер загружается кварцевый песок, который ошлаковывает закись железа:

2+FeO→FeO·SiO2

В конце первой стадии продувки в металле не остается FeS, и получается так называемый белый штейн(Cu2S).

Во второй стадии протекают следующие процессы:

Cu2S+O2→Cu2O+SO2O+Cu2S→Cu+SO2

В результате получается черновая медь, содержащая до 3% примесей, в том числе и благородные металлы (97,5…99,5% Cu; 0,3…0,5%S; 0,3…0,5%Ni; примеси Au, Ag, As, Bi, Te и другие). В производство такая медь не годится. Она хрупка, имеет низкую электро- и теплопроводность. Поэтому требует дальнейшей обработки.

Огневое рафинирование меди. Производят с целью удаления возможно большего количества примесей. Огневое рафинирование производится в отражательных печах. При этом производится расплавление черновой меди и продувка ванны металла воздухом через трубки. Происходит окисление меди: Cu+O2→Cu2O. При этом такие примеси, как Fe, Al, Si, Zn, Pb, окисляются полностью и либо переходят в шлак, либо улетучиваются Me+Cu2O→MeO+Cu; Ni, Sb, As при их высоком содержании удаляются лишь частично, Au и Ag полностью остаются в металле. К концу рафинирования содержание Cu2O достигает 8%. Для восстановления меди в ванну вводят березовые шесты и перемешивают расплав ("дразнение" меди).

При этом:

O+C→Cu+CO↑; Cu2O+CO→Cu+CO2↑; Cu2O+H2→Cu+H2O↑.

Полученную медь чистотой 99,0…99,5% разливают в чушки или слитки в виде анодных плит толщиной 30…45 мм для последующего электролитического рафинирования.

Электролитическое рафинирование меди. Производят для получения чистой от примесей меди (99,95% Cu). Электролиз производят в ваннах, покрытых изнутри винипластом или свинцом. Аноды изготавливают из меди огневого рафинирования, катоды - из тонких листов чистой меди. Электролитом служит водный раствор CuSO4 (10…16%) и H2SO4 (10…16%). При пропускании постоянного тока анод растворяется, медь переходит в раствор, а на катодах разряжаются ионы меди, осаждаясь слоем чистой меди: Cu²++2ē→Cu0. Примеси (Bi, Te, As, Sb, Se, Au, Ag) осаждаются на дно ванны в виде шлама, который удаляется и перерабатывается для извлечения драгоценных металлов. Катоды выгружаются через пять-двенадцать дней, когда их масса достигает 60…90 кг. Их тщательно промывают и переплавляют в электропечах. Медь получается высокой чистоты следующих марок МО (99,95% Cu), М1 (99,9% Cu), М2 (99,7% Cu), М3 (99,5%Cu), М4 (99,0%Cu).

.2 Производство алюминия

Алюминий - легкий пластичный металл, его плотность ρ=2,7г/см³, (т/м³), температура плавления - 658 ºC, имеет гранецентрированную кубическую решетку (так же, как и медь); в земной коре содержится до 7…7,5% Al в виде глин-каолинов и бокситов. Алюминий обладает большим сродством к кислороду, образуя прочную окисную пленку (Al2O3), предохраняющую металл от дальнейшего окисления. Высокая электропроводность алюминия (вторая после меди) обеспечивает ему широкое применение в электротехнической промышленности. Сплавы на основе алюминия широко применяются в авиастроении и автомобилестроении. Они легки, достаточно прочны и пластичны.

1 Добыча алюминиевых руд. Для производства алюминия используют горные породы с высоким содержанием глинозема - Al2O3. Основой алюминиевой промышленности является боксит. Бокситы содержат 48…60% Al2O3; до 20% SiO2; 10…30% гидратной влаги; до 25% Fe2O3.

Обогащение руды осуществляется методами, аналогичными применяемым при обогащении железных руд.

3 Получение глинозема. Наиболее распространен щелочной метод извлечения глинозема из руд. Он состоит в следующем.

Размолотый боксит смешивается в определенной пропорции с содой (Na3СO3) и мелом (CaCO3) и подвергается обжигу во вращающихся барабанных печах при 1000…1100 0C. При этом:

O3+Na2CO3 → Al2O3·Na2O+CO2↑;O3+Na2CO3 → Fe2O3·Na2O+CO2↑;+CaCO3 → CaO·SiO2+CO2↑;

Полученную обоженную массу подвергают выщелачиванию горячей водой (60…95°C). В результате алюминат натрия (Al2O3·Na2O) переходит в раствор, а соединения Fe2O3·Na2O и CaO·SiO2 выпадают в осадок. Водный раствор продувается струей углекислого газа, при этом:

2O3·Na2O+CO2+H2O→Al (OH)3↓+Na2CO3.

Полученный осадок гидроокиси алюминия отфильтровывается, промывается водой и прокаливается при 1300 0C; Al(OH)3 → Al2O3 + H2O. В результате получается порошок чистого глинозема Al2O3.

Электролиз глинозема (получение алюминия). Алюминий получают в процессе электролиза раствора глинозема в расплавленном криолите (Na3AlF6), имеющем низкую температуру плавления. Криолит понижает температуру плавления раствора до 1000 0C (в то время как температура плавления чистого глинозема составляет 2050 0C). Электролиз глинозема производят в специальных ваннах, футерованных огнеупорными углеродистыми блоками. Катодом при электролизе служит слой расплавленного алюминия. Ток к катоду подводится с помощью стальных стержней, вмонтированных в дно ванны.

Над ванной подвешены угольные аноды. Ток на анод подается через стальные стержни. Электролит состоит из криолита и 8…10% глинозема. Расплавленный электролит заливают в ванну при температуре около 1000 0C. Процесс электролиза происходит следующим образом. Под действием электрического тока глинозем диссоциирует с образованием катионов алюминия Al3+ и анионов кислорода O2-.

Положительно заряженные ионы Al³+ переносятся к катоду, где происходит их разряд и выделение металлического алюминия. Анионы O²- разряжаются на аноде, окисляя углерод анода до CO и CO2.

Жидкий металлический алюминий, собирающийся под слоем электролита, откачивается через 2…4 суток по трубе в вакуум-ковш. Для нормальной работы ванны на дне ее оставляют немного алюминия. Производительность ванны до 500кг Al в сутки на получение 1т Al расходуется 16 тысяч кВт/час электрической энергии и до 0,6т материала анода.

Получаемый алюминий содержит примеси железа, кремния, меди, глинозема. Поэтому его подвергают рафинированию. Одним из способов рафинирования является продувка алюминия хлором. Парообразный хлористый алюминий AlCl3 адсорбируется на поверхности примесей, и они всплывают в шлак. Хлор также способствует удалению растворенных газов (O2, CO, CO2, H2).

Используют также продувку азотом и метод вымораживания (расплав медленно остуживают). В результате этих методов чистота алюминия может достигать 99,5…99,85%. Если к алюминию предъявляются более высокие требования по чистоте его подвергают электролитическому рафинированию (аналогично электролитическому рафинированию меди). Различают алюминий высокой чистоты (99,999…99,95% Al) и технической чистоты (99,85…99,0% Al). Маркируется буквой "А", далее следует число, характеризующее степень чистоты алюминия: A999 (99,999% Al); A95 (99,95% Al).

Так как для получения чистого алюминия расходуется много электроэнергии, то большое значение имеет получение готовых алюминиевых сплавов, минуя фазу получения алюминия. Например: сплав Al с Si (10…14% Si) - силумин - получают следующим образом. В дуговую печь загружают очищенный от железа боксит, затем добавляют древесный уголь или кокс при этом:

Al2O3+C→Al+CO2+C→Si+CO2.

Сплав получают добавлением чистого алюминия. При этом расход энергии меньше.

.3 Металлургия магния

Магний - легкий металл плотностью 1,74 г/см³, температура плавления 651 ºC, решетка гексагональная. Окисляется на воздухе, образуя окисную пленку, предохраняющую его от дальнейшего окисления. Обладает также большим сродством к хлору. Сплавы на основе магния легки, прочны, применяются в машиностроении и приборостроении. Основным сырьем для получения магния является карналлит (MgCl2·KCl·6H2O), магнезит (MgCO3), доломит (MgCO3·CaCO3), бишофит (MgCl2·6H2O). Последний насыщает морскую воду (1000 т морской воды содержит 1т магния). Металлический магний получают двумя способами: электролитическим и термическим. Наиболее распространен первый способ. При этом, как и для алюминия, электролизу подвергают расплав солей (основная составляющая MgCl2).

Подготовка руд состоит в следующем.

Магнезит и доломит подвергают механическому обогащению и обжигу при 850…950 0C:

→MgO+CO2; MgCO3·CaCO3 →MgO·CaO+CO2 .

Затем обоженную окись магния подвергают хлорированию в присутствии восстановителя - углерода

+Cl2+C → MgCl2+CO

Карналлит подвергают очистке от примесей, для чего измельченный карналлит обрабатывают горячей водой. При этом MgCl2 и KCl переходят в раствор, охлаждая который, получают кристаллы искусственного карналлита. Затем его обезвоживают и плавят в электропечах.

Электролитический способ получения Mg (электролиз MgCl2) состоит из следующих операций: загрузка электролита в ванны, извлечение магния, удаление отработанного электролита и шлама.

Для электролиза MgCl2 применяют плотно закрывающиеся ванны, так как при этом выделяется хлор. Ванна, футерованная шамотом, представляет собой ячейку, включающую угольный анод и два катода в виде стальных пластин. В герметизированной ячейке анодное пространство отделено от катодного шамотной перегородкой для сбора и отвода выделяющегося хлора. Таких ячеек в электролизере для получения Mg несколько. Электролитом служит расплав солей MgCl2, CaCl2, NaCl, KCl с добавкой NaF и CaF2. Электролиз ведут при 72010 0C. Расход электроэнергии на получение 1т Mg составляет 15…17 тысяч кВт/ч.