4,6.3. Технолопя виробництва вуглецевого ь ферохрому

I Хром як легуючий елемент входить до складу багатьох сталей I спла- |)1 Промисловость випускае феро_Хром 1з розним вестом вуглецю - ИЛ N до 0,02%. Що нижче вмост вуглецю в сплав!, то больше електроенерпГ Ц Млтероалов витрачаеться на його виробництво о шПДа вартость спла­ву, Пуглецевий ферохром виплавляють двох марок, %:

Сг с р

ФХ800 > 65 < 8,0 < 0,03 ФХбзО >65 < 6,5 < 0,03

Сировинш матероали. Для виплавки ферохрому застосовують хромо- щу руду монералами яко! е хромшпоооелоди, що мостять до 62 % Сг,(), 1иод1 1-еО М§0, А1₂0₃, 5о0₂. До хромових руд ставлять досить жорстк! шшоги: а) вмост оксиду (II) хрому _Не менте нож 40 б) сгавводношен- Нч Сг₂0₃/Ре0 не нижче нож 2,5 (таке сшвводношення забезпечуе отри- мппня сплаву !з вмостом 65 % Сг); _в) _для отриманнЯ найчастоше вико- риповуваного вуглецевого ферохрому марки ФХ650 Сз1 зниженим вмо- пом вуглецю) частина хромовоГ р_Уди мае бути у шматках, яо<а важко н1дновлюеться 1 мютить мшшальну кшькость легкоплавко! пусто! породи

Як В1ДН0ВНИК застосовують водсортований коксик розмором 10-25 мм' що мостить не больше нож 0, 5 % 8 о не больше нож 0,04% Р

До складу хромово! руди входять оксиди феруму, з якими у сплав иадходить потробна колькость залоза.

ф13ико-Х1М1ЧН1 умови процесу плавки. Водновлення оксидов хро­му водбуваеться за такими реакцоями:

1/ЗСг₂0₃ + С = 2/ЗСг + С0, АЯ = -270100 Дж;

АО⁰ = 261884 -174,47; (4.29)

1/ЗСг₂О₃+9/7С = 2/21Сг₇С_{3 +} С0, АН = -250200 Д_ж;

АО⁰ = 245304 -176,8Т. (4.30)

78 3709 78,66

78,03

100 2650 60,0 30,0 76,0

4157 79,0

71,2

Поровняння величин змши вольно! енерго! доводит», ЩО термодинамоч- ио легше здойснюеться водновлення з утворенням кар^АУ хрому. Воднов- лене залозо розчиняе карбод хрому ₃ утворенням складного карбоду

(Сг, Ре)₇С₃, внаслщок чого р1вновага змщуеться у бш вщновлпши оксиду хрому (III).

Вщновлення руди иередуе плавлению. Воно починаеться за темпер,! тури близько 1150 °С, продовжуеться 31 зростаючою швидюстю у гарямI ших зонах печ1 та заюнчуеться в горш, де хром вщновлюеться з оксиду хрому (III) шлаку.

Шд час вщновлення вуглецем вм1ст його у сплав1 може перевищума ти 8 %. Для отримання ферохрому марки ФХ650, що мштить менше шж 6,5 % С, потребно забезпечити часткове зневуглецювання сплаву

1/ЗСг₇С₃ + 1/ЗСг₂0₃ = ЗСг + СО, АН = -350000 Дж. (4.31)

Для проведения ще! реакцп пщбирають руду з тугоплавкою пустою породою, щоб створити над рщким сплавом «рудний шар», багатий па оксиди хрому. Осюльки рудний шар дуже грузький, то вш не виходип. 13 иеч1 шд час випускання сплаву.

Вщновлення зал\за з оксиду феруму (II) вщбуваеться з великою повнотою (до 95 — 97 %) та з одночасним вщновленням оксиду хрому (III). За наявност1 зал1за температура плавлення сплаву знижуеться, завдяки чому полегшуеться процес плавки.

У процес1 роботи на кислих шлаках вщновлюеться значна юльккп. силщш (до 8 %). Рудний шар забезпечуе окиснення силщда до 2 — 3 "<>. Фосфор 1 арка вноситься у сплав переважно з коксиком, тому вм1сг цих елемент1в у коксику обмежують вщповщно до 0,04 1 0,05 % .

Температура в горш печ1 залежить вщ складу шлаку. Якщо в ньому М1ститься 40 % 810₂, то температура плавлення шлаку становить близь ко 1600 °С. Якщо склад пустоГ породи не забезпечуе в шлаку вмкту 40 % 310₂, то до складу шихти додають потр1бну юльюсть кварциту.

Технолопя плавки. Плавку ведуть безиерервно за напруги 140 160 В. Глибина занурення електрод1в у шихту мае бути 800— 1000 мм. Шихта у зм1шаному сташ надходить у шч 13 П1чних бункер1в по рукавах та рухливих лотках 1 розпод1ляеться р1вном1рно по колошнику, не утво- рюючи конус1В 61 л я електродгв. Шихту добавляють у М1ру и осадапня на колошнику, а загалын витрати и впродовж 1 год пор1внюють з витра- ченою електроенерпею.

За нормально! роботи печ1 по вс1й поверхн1 колошника р1вном1рно видщяеться жовте полум'я. Порушеиня ходу печ1 найчаст1ше зумовлю еться недолитом або иадлишком флюсу (кварциту), або вщновника. Кожне в1дхилення зумовлюеться характерними причинами (глибокою або високою посадкою електрод1в, зниженням або и1двищенням вм1сту сил1Ц1Ю чи вуглецю у металО, за ознаками можна швидко вщновити нормальний Х1Д иеч1.

Кратнють шлаку дор1внюе ириблизно 1,0. Сплав 1 шлак випуска- ють трич1 за змшу в К1вш, у якому сплав оещае вниз, а шлак перели- ваеться у шлакову чашу. Сплав розливають у плоек! виливнищ. Щоб

ЦЛ'шити розливання сплаву, товщина вилившв не мае перевищувати мм.

Тсх1ико-економ1Чн1 показники. Нижче наведеш витрати матер1ал1в внергн иа виробництво 1 т вуглецевого ферохрому (60 % Сг): хромо- " руда 1850 кг, коксик — 450 кг, кварцит — 50 кг, електроенерпя — 9300 .4600 кВт • год, вилучення хрому — 92 %.

У соСнвартосп вуглецевого ферохрому близько 45 % припадае на Частку електроенергп та приблизно 30 % на частку руди, вщновника 1 Кварциту.

4.5.4. Технолога виробництва феромангану 1 ферохрому з низьким вмятом вуглецю

Для розкиснення 1 виробництва сталей потргбш не лише вуглецев1 фероманган ) ферохром, а й сплави )з нижчим вм1Стом вуглецю. Розрдз- Ниюгь середньо- та низьковуглецев1 фероманган 1 ферохром, що вщпо- Ыдио мштять 1—4 1 0,2 — 0,5 % С, а також безвуглецевий ферохром (0,02-0,1 % С) 1 металевий манган (0,1-0,2 % С).

Для виробництва сплавдв феромангану 1 ферохрому застосовують р|;ип способи. Суть деяких 13 них зводиться до такого.

Як вщновник використовують силщш. Наприклад, для виплавки низьковуглецевого феромангану заздалепдь виплавляють силжоманган 1з манганових руд з додаванням кварциту 1 зал1зноУ руди. Вщновником с нуглець коксу, але внасл1док здатносп сил'щпо зменшувати розчинн1сть нуглецю, сил1команган виходить з низьким вм1С,том вуглецю (1—2,5 % С) I його застосовують для виробництва середньо- та низьковуглецевого феромангану. Отже, фероманган 31 зниженим вм1стом вуглецю отримують шдновленням мангановоГ руди або концентрату сил1щем сшикомангану за иаявиост1 вапна.

1ншим прикладом може бути отримання маловуглецевого 1 безвугле- цевого ферохрому, коли заздалепдь отримують силпсохром, а пот1м хромову руду в1дновлюють СИЛ1ЩеМ сил1кохрому:

2/ЗСг₂0₃ + 51 = 4/ЗСг + 510₂; (4.32)

2РеО + 51 = 2Ре + 5Ю₂. (4.33)

1сиуе спос1б зневуглецювання рщких 1 твердих феросплав!в киснем пов1тря або р1зними окисниками (оксидом шкелю, рудою та 1н.), а та­кож застосувания вакууму. Наприклад, у вакуумних печах за темпера­тури до 1100 °С здшенюють зневуглецювання твердого ферохрому 13 застосуванням таких окисниюв, як 5Ю₂ та ш. Шд час продувки кис­нем рщкого вуглецевого ферохрому вдаеться знизити вм1ст вуглецю до 1 %, а шеля зниження тиску — до 0,2 %.

321

Зм1шування хромово-вапняного розплаву з рщким або твердим сюп- кохромом. Останшм часом розроблено одностадшний спос1б такого про-

11 Основи мет. вир-ва.

цесу. У р1зних печах виплавляють: а) вапняно-рудний розплав, що мктить, %: Сг₂О_э - 28 -32, СаО - 40 -45, Л1₂О_э - 6-8, М§0 8—10, ЗЮ₂ — 2,5 — 3, Ре₂0₃ — до 10; б) силжохром, що м1стить, %: 5] - 50, Сг - 30, С - 0,02-0,03.

Рудно-вапняний розплав зливають у ювш, футерований магнезито вою деглою, куди по'пм 13 певною швидюстю зливають СИЛШОХрОМ. Стввщношення м1ж тлькостями розплаву 1 силшохрому вибирають таке, щоб вщновити силвдем силжохрому весь хром та зал1эо 13 рудно вапняного розплаву. Цим способом отримують ферохром, що м1стить В1Д 0,01 до 0,05 % С.

Проведения тристадшного процесу отримання металевого мангану, за якого виплавляють окремо переробний шлак з високим вмютом манга­ну та низьким вм1стом зализа й фосфору, а також переробний силжоман- ган 13 пщвищеним ВМ1СТОМ СИЛЩ1Ю, НИЗЬКИМ ВМ1СТОМ вуглецю, фосфору й зал1за. Щ продукта поим застосовують для виплавки металевого мангану. Отже, процес зводиться до вщновлення мангану 31 шлаку силпцем переробного силжомангану.

Застосування електрол1зу водних розчитв, за якого манган осаджу- еться на катод1 у вигляд1 тонкого шару. Операгия, що передуе електро- Л1зу, е досить складним 1 витратним процесом подготовки розчину 13 бщних манганових руд: в1дновне випалювання руди, кислотне вилуго- вування, очищения розчину вщ дом1шок.

4.5.5. Виробництво феротитану

Феротитан отримують, застосовуючи алюмшотерм1чний процес, за якого вид1ляеться теплота. За певних умов ще'1 теплоти бувае досить для утворення рщких металу й шлаку, тому користуються позатчним вар1антом алюмшотерм1чного процесу.

Стандартний феротитан мктить, %: "П — 23 — 30, С — < 0,2, А1 — 6 — 8, Си — < 4, §1 —4 — 6. Мщь, алюмшш та сшнцш е небажаними, але неминучими дом1шками.

Найбшьшу к1льк!сть феротитану використовують для зв'язування вуглецю в карбщ титану шд час виробництва кислототривкоГ нержавда- чоГ сталь У процеа виплавляння стал1 деяких конструкцшних марок 0,1—0,2 % титану вводять у сталь для кшцевого розкиснення та подр1б- нення лито!" структури.

Сировинш матер1али. Шихту складають 13 1льметтового концент­рату, зал1зно1 руди, алюмшю та вапна. 1льмештовий концентрат, що М1стить 40— 42 % ТЮ₂ 1 50 — 55 % (Ре0 + Ре₂0₃), видаляють з тита- номагнетитовоУ руди способом магштно'1 сепарацп. Для видалення арки 13 концентрату проводять окисне вщпалювання.

Як вщновник використовують порошок алюмш1ю 13 зернами, менши- ми шж 2 мм. Найчастше застосовують вторинний алюмшш, який дешев- ший та М1стить дом1шки кольорових метал1в, що переважно переходять

Рис. 4.7. Пристрш для алюмшо- ТСрм1Чиого виробництва феротитану:

I бункер для шихти; 2 — шнек; I плавильня камера; 4 — в1зок; 5 — 1|1лдон; 6 — магнезитова засипка; 7 — цилшдр; 8 — розшмна шахта; 9 — Патрубок для вщкачування газ1в

у сплав. Виливки вторинного ИЛЮМ1ШЮ рознлавляють, роз- иилюють стисненим азотом або иодяною парою, а отриманий порошок ПрОСПОЮТЬ Кр13Ь сито 1з ком1рками розм!ром 2 мм. У виробницт феротитану за- е.тосовують низькофосфори- сту, иилувату зал1зну руду з

НИСОКИМ ВМ1СТОМ ОКСИД1В фе-

руму \ малим вмютом кремне­зему. Вапно зазвичай вико­ристовують ев1Жов1дпалене, що мктить не менше шж 90 % С'а О. Шсля помелу його про­ст вають Кр13Ь СИТО 13 коморка- ми розмором 3 мм.

Плавильний агрегат (рис. 4.7) — це обладнана вентиля- цшною установкою плавильна камера, де розм1щено в1зок з шддоном, на якому встановлена чавунна розшмна шахта. На дно шахти засипа- ють 1 втрамбовують шар магнезитового порошку. Всередину шахти вставляють сталевий цилшдр заввишки близько 0,5 м. Зазор м!ж ци­линдром 1 чавунною шахтою засцпають магнезйтовим порошком. Шихту 1з бункера подають шнеком 1 чер_ез напрямний лоток зсииають у шахту.

Ф13ИКО-Х1М1ЧШ умови процесу. Основними е Х1М1ЧИ1 реакцп вщнов­лення титану й зал1за 13 Тх оксцд!_В'

36. 

    ТЮ₂ + 4/ЗА1 = Т1 + 2/ЗА1₂0₃, АН = 197400 Дж;

    2РеО + 4/ЗА1 = 2Ре + 4/ЗА1₂0₃, АН =575400 Дж; Ре₂0₃ + 2А1 = 2Ре + А1₂о_3| АН = 567000 Дж.

    Оксиди феруму й особливо Ре₂0₃ е менш мщними, шж ТЮ₂,1 тому при взаемодп Тх з алюмш1ем на одиницю маси шихти видщяеться знач­но бшыие теплоти (питома теплота реакцп) а саме, 4108 кДж/'кг для Ре₂0₃ 1 3289 кДж/кг для РеО пор1вняно 1з 1701 кДж/кг для ТЮ₂.

    Розрахунки доводять, що питома теплота реакцш вщновлення окси- д1в шьмештового концентрату н_е забезпечуе температури 1900- 1950 "С,

    потр1бноГ для розплавлення металу й шлаку, як1 утворюються, осаджси ня корольков металу 1 покриття теплових втрат. Уведення до складу ШИХТИ близько 8 % 3ал13н01 руди 1 ШД1Гр1ВаННЯ ВС1Х шихтових матер 1,-| Л1В до 200 °С забезпечуе вщцлення потр1бноГ к1лькост1 теплоти.

Якщо шихта добре подргбнена й ретельно перемхшана, то поверхкя контактування реагуючих речовин досить велика, тому процес вщбу ваеться швидко 1 теплов1 втрати бувають вщносно невеликими.

Технолопя плавки. На дно шахти з бункера насипають близько 500 кг шихти 1 запалюють п запального сумпишю, що складаеться .< магшево! стружки й сел1три. Сумш помпцають у лунку в центр! засипи ного шару шихти \ запалюють п електричною юкрою. Вщ теплоти запал I. но! сум1Ш1, що згоряе, починаеться екзотерм1чний процес вщновлення спочатку частинп шихти, яка знаходиться поруч з лункою, а вщ нсУ запалюеться шихта по всш шахп. 3 бункера в шахту р1вном1рно за допомогою лотка або шнека надходить шша частина шихти. Проплав ляння наважки, яка мютить 4 т концентрату, тривае 12 — 15 хв.

Якщо плавка проведена гарячё, то шлак, що утворився, виходить досить рщкорухливим, корольки вщновленого сплаву можуть пройти кр1зь шар шлаку 1 з1братися у блок на дш шахти.

Шлак позап1ЧН01 плавки феротитану, що мютить близько 70% А1₂Оз, тугоплавкий. Шсля завершения плавки на поверхню шлаку подаюгь терм1тну сум!ш 13 зал^зно! руди, алюм1Н1евого порошку, фер0СИЛ1Ц1Ю 1 вапна, яка осаджуе корольки. Шд д1ею додатковоУ теплоти, що вид1ля еться у процес1 взаемодй' оксщцв руди 1 вщновннк1в, шлак розрщжуеться; корольки, що знаходяться в шлаку феротитану, мають додаткову змогу осхсти на дно та приеднатися до блоку металу.

Шсля кристал1зац11 блок шлаку зшмають, а блок металу охолоджу ють у бащ з проточною водою, подр1бнюють на шматки масою до 10 к: та упаковують у зал1зю бачки.

Техшко-економ^чш показники. На 1 т феротитану, що мостить 20 % Т1, витрачаеться 1070 кг концентрату, 100 зал1зно1 руди, 470 алюм1п1е вого порошку, 100 вапна та 20 кг 75 %-го феросилпцю. Вилучення титану становить 72 — 75 %.

4.5.6. Виробництво ферованадш

Ферованадш переважно застосовують пщ час виплавки хромована д1евих конструкц1йних 1 швидкор1зальних сталей, а також жаромщни.х сплав1в. В1н змщнюе конструктцйну сталь нав1ть за наявност] невели ких його к1лькостей — 0,04 — 0,08 %. Основш вимоги до х1М1чного складу ферованад1ю, %:

МЕТАЛУРГШ СТАЛ1 1