- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва
- •1900 1920 1940 1960 1980 2000 Роки Рис. 3.1. Св1Тове виробництво Стал!
- •3.2. Класиф1кац1я стал1
- •3.3. Основы реакцп I процеси сталеплавильного виробництва
- •3.3.1. Термодинамгка сталеплавильних процеав
- •3.3.2. Кшетика сталеплавильних процеспв
- •3.3.3. Шлаки, що використовують у сталеплавильних процесах
- •3.3.4. Головш реакцп
- •3.3.5. Гази, що м1стяться в стал1
- •3.3.6. Неметалев1 включения, що мютяться в стал!
- •3.3.7. Розкиснення 1 легування стал1
- •3.4. Шихт0в1 матер1али сталеплавильного виробництва
- •3.5. Конвертерне виробництво стал1
- •3.5.1. Конвертерт процеси з донною
- •3.5.2. Киснево-конвертерний процес
- •3.5.2.1. Конструкщя 1 футер1вка конвертеров
- •3.5.2.2. Киснева фурма
- •8РеОкр %
- •3.8.2.4. Шихтов1 матер1али
- •3.5.2.5. Технология плавки
- •3.5.2.6. Гщродинам1ка ванни
- •3.5.2.7. Тепловий режим
- •0,5 0,6 0,7 ТвпЛ б
- •3.5.2.9. Змша складу металу, шлаку й газу пщ час процесу
- •3.5.2.10. Розкиснення 1 виплавка легованих сталей
- •3.5.2.11. Втрати металу пщ час продувки
- •3.5.2.12. Вщведення й очищения конвертерних газ1в
- •3.6. Мартеншське виробництво стал1 3.6.1. Види сучасного мартешвського процесу
- •Ас к електроплавкою
- •3.7.9. Техшко-економ1чш показники процесу
- •3,8.1. Елементи конструкцп та електрична схема
- •3.8.2. Технология плавки
- •Тигелып шдукцшш печ1 промислово! 1 пщвищеноК частоти
- •Контроль й автоматизащя процесу та його техшко-економ1чш показники
- •3,8, Позап1чне раф1нування, розкиснення I лкгування
- •9,9,1. Сучасна технолопя отримання стал1
- •0,004 УпАг, м3/(хв-т)
- •3.9.1.2. Технолога ковшово! металургИ
- •1,8,1.3. Технолопя газокисневого рафшування ( в конпортер!
- •3.9.1.4. Конструкцш агрегатов для доведения стал!
- •1,9,2. Оброблення стал1 синтетичними шлаками
- •3.9.3. Вакуумна дегазац1я стал1, виплавлено1 звичайним способом
- •3.9.4. Розкиснення стал1
- •3,9.6. Агрегати для доведения стал1
- •3.11. Зливки I розливання стал1
- •3.11.1. Випуск стал1 у ювш
- •8,11,2. Способи розливання стал!
- •3.11.3. Кристал1защя 1 будова стальних зливив
- •3.11.3. Кристал1защя 1 будова стальних зливив
- •3.11.3.2. Будова зливюв споюйнсгё, киплячо! 1 нашвспокшно! сталей
- •3.11,6. Технолопя розливання
- •11.7, Дефекта сталевих зливив
- •11 ,Й, Нозперервне розливання стал1
- •11)17. Схема мблз вертикального типу
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •4,6.3. Технолопя виробництва вуглецевого ь ферохрому
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •I б.3.1. Властивост! мод, "й використання, сировина для виробництва
- •5.3.2. ГПрометалургшний споаб виробництва шд1
- •5.3.2.1. Пщготовка руди до плавки
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •1'Ис. 5.2. Схема плавлення у в1дбившй нолуменевШ печи
- •Твблиця 5.2. Техшко-економ1чш показники процес1в плавки мщних концент- щт1в на штейн
- •5.3.2.4. Рафшування мцц
- •8,4. Металург1я шкелю
- •5.4.2. Сировина для виробництва шкелю
- •5.4,3. Перероблення окиснених шкелевих руд
- •5.4.4. Перероблення сульфщних мщно-шкелевих руд
- •5.5. Металург1я алюмшю
- •5.5.1. Властивосп алюмшш 1 його використання
- •5.5.2. Сировина для виробництва алюмшш
- •Грма 4. Виробництво алюм'ппю електролггичним способом
- •5.5.4. Отримання алюмшш електрол1тичним способом
- •5.5.5. Рафшування алюмшш
- •5.6.1. Властивост1 магюю 1 його використання
- •5.6.2. Сировина для виробництва магнш та и пщготовка
- •5.6.3 Виробництво магнш
- •1С. 5.17. Шахтна шч для хлорування магшю:
- •5.7. Металурпя титану
- •5.7.1. Властивосп титану 1 його використання
- •5.7.2. Сировина для виробництва титану та п переробка
- •5.7.3. Металотершчне вщновлення титану
- •5.7.4, Рафшування титану
- •6.1. Електрошлакова технологи (ешт)
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •До вакуумно'1 —системи 1
- •6.3.4. Ф1зико-х1м1чт процеси пщ час плазмово-дугового переплавлення
- •Розплаву: лення зливк1в:
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •7.1. Законодавча база охорони навколишнього середовища
- •Вар1ант б — нова технолопя
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •5.3.2.3. Конвертування мщного штейну
5.6.3 Виробництво магнш
Останшм часом найбшыного поширення набув електрол1Тичний спо- с1б виробництва магнш. Вш складаеться 13 к:лькох основних стадш: добування чистого безводного хлориду магнш, електрол1зу розплавленого хлориду та рафшування отриманого магнш. Залежно вщ вих1Дно'1 сировини 1 способу добування хлориду МОЖЛИВ1 р13Ш технолопчш схе- ми виробництва електрол!Тичного магнш.
Схема
5. Добування магнш» електролггичним
способом
Слад зазначити, що магнш неможливо отримати способом електро./п зу водиих розчишв, оскшьки його електрох1М1чиий потенщал занадго негативний I тому на катод1 будуть вид1лятися йони Пдрогену.
Карналттова схема передбачае поступове зневоднення сировини:
М§С12 ■ КС1 • 6Н20 М§С12 ■ КС1 • 2Н20 -» М§С12 • КС1. (5.40)
Повшстю вилучити вологу можна лише за повального стушнчастого нагревания. Процес проводять у дв1 стада. Спочатку нагр1вання здшсню ють у трубчастих обертових печах завдовжки 35 — 40 м 1 д1аметром 3,0 —3,5 м за температури на завантажувальному юшц печ: менше шж 120 "С, а на розвантажувальному — не бшьше шж 500 — 560 °С. Така операщя дае змогу зменшити кшьюсть вологи на 85 — 90 %. Первинне зневоднення можна проводити також у печах 13 киплячим шаром, що сприяе значному скороченню каштальних та експлуатацшних витрат I проведению процесу в одну стадда. Зневоднення сировини весь час здшснюеться у твердому стан1, причому досить ефективно. Кр1м того, зростае вмкт М§С12 в готовому продукт! та зб1льшуеться стушнь ме- хашзацп й автоматизаца процесу.
Для остаточного зневоднення карналгг переплавляють в електричних печах опору за температури 750 — 800 °С, теля чого його вщстоюють у М1ксер1 для видалення М§0, або карналгг хлорують у розплавленому стаН1 за наявност! вуглецю. В хлоратор! одночасно вщбуваеться розплав- лення, зневоднення ! хлорування М§0 за реакщями
2Н20 + 2С12 + С = 4НС1 + С02; (5.41)
2М§0 + 2С12 + С = 2М§С12 + С02 (5.42)
з вщстоюванням розплаву В1д твердих часточок. Температуру в камер] шдтримують у межах 700 — 750 °С. Таке оброблення розплаву дае змогу знизити вмкт вологи з 3 — 5 % до 0,1—0,2 %, а М§0 з 2 — 3 % до 0,2 — 0,3 %. Попм розплав надходить у мжсер. В обох випадках гото- вий р1дкий карнал1т зливають з мшсера в ковш! та везуть у цех електролЬ зу. Зневоднений карнал1т м1стить , %: М§С12 — 47 — 52; КС1 — 40 — 46; МаС1 - 5-8.
Зневоднення бпноф1ту. Процес зневоднення бшгофггу проводять ступ!нчасто:
М§С12 • 6Н20 -» М§С12 • 4Н20 -> М§С12 • 2Н20 М§С12 ■ Н20 М§С12.
Зазвичай на практищ його проводять у дв1 стада — сушшня в трубчастих обертових печах та нагр1вання в атмосфер! НС1(С12, ИН4С1) для запобшання пдрол1зу хлориду магшю:
М§С12 + Н20 = М^О + 2НС1. (5.43)
1С. 5.17. Шахтна шч для хлорування магшю:
— льотка; 2 — вупльш електроди; 3 — люк Щря ремонту печг, 4 — завантажувальний пристрш; | — вщведення газу; 6 — шихта; 7 — футер1вка; § — брикети з вуплля; 9 — фурми для подавання «Лору
Перша стад1я потребуе особливо!" уваги щодо режиму нагр!вання, оскшь- КИ б1Шоф1Т плавиться вже за температури 106 °С. Швидке названия призводить не лише до утворення рщко! фази, а й до бурхливого спшювання матер1алу. Тому температуру бппоф!- ту в обертов!й печ! збшьшують посту- пово, збер!гаючи вихщну сировину в твердому стань Збщнення кристалоп- драпв хлориду магнш водою супро- воджуеться поступовим шдвищенням температури плавления б1шоф!ту.
Другу стадш можна проводит як у трубчастих, так 1 в шахтних елект- ричних печах. Кшцевий продукт отримують у р'щкому стат, теля в!дстою- вання вш мдетить до 1 —1,5 % води 1 його направляють на електрол1з.
Хлорування магнезиту (оксиду магшю). Процес хлорування магнезиту проводять газопод1бним хлором у шахтних електричних печах, фу- терованих шамотною цеглою (рис. 5.17). В нижнш частит печ1 знаходиться два ряди електроддв (по три в кожному), розмдщених гад кутом 120° один В1ДНОСНО одного. Весь проспр печ1 в1д поду до верхнього ряду електроддв заповнюють вупльними брикетами, яю вдддграють роль тдла опору. Це дае змогу забезпечити в печд потрдбну температуру. Хлор потрапляе крдзь фурми, розмддцеш мдж рядами електроддв. Шихту у виг- ляд! брикета, до складу яких входять подр1бнений природний магнезит (85,5 %), нафтококс (8 %) та кам'яновупльний пек (6,5 %) завантажують зверху через герметичний пристрш. У нижнш частинд шихтового шару (реакцшна зона) вддбуваеться хлорування оксиду магшю:
М§0 + С + С12 =М§С12 + СО. (5.44)
Рис. 5.18. Схема електрол1зера для добуваппи магшю:
1 — вогнетривка д1афрагма, що вшокремлкн анодний прост1р вщ катодного 13 системою жд смоктування хлору; 2 — сталев! катоди; 3 — гра ф!товий анод
У раз1 застосування печей з кипля чим шаром магнезит 1 нафтококс пода ють у реактор у подр1бненому сташ. Завдяки збшьшенню поверхш реагуван ня процес хлорування виявляеться ви сокопродуктивним, поршняно 13 шахтними електропечами значно зростас стушнь використання хлору та вщпадае потреба у брикетуванш шихти.
Хлорування мае низку переваг пор1вняно 13 зневодненням б1шоф1ту: дешевил вихщна сировина 1 сам спос1б, простша 1 досконал1ша техно лог1Я, кшцевий продукт майже не М1стить вологи. Однак перероблення лише магнезиту внасл1док неминучих втрат хлору призводить до його нестач1 в оборотному цикль Тому дощльно використовувати як сировину 1 магнезит, 1 б1шоф1т, осюльки останнш забезпечуе компенсащю техно лопчних втрат хлору.
Електрол1з розплавлено'! сум1нп хлорид1В магнш, калш, натрш та кальцш проводять за температури 690 — 720 °С в електрол1зерах — гер- метичних ваннах прямокутно!' форми 13 шамотною футер1вкою (рис. 5.18). Аноди виготовляють з графггу, а катодами е дв1 ста лев! пластини.
У хлоридному розплав1 внаслщок електрол^тично! дисощацп утво- рюються катюни метал1в М§2+, Ыа+, К+ та ашони Хлору СР.
Шд д1ею постшного струму на катод1 видхляеться лише магнш:
М§2++2е —> М§, (5.45)
а анодний процес зводиться до розряджання йошв Хлору:
2СГ-2е-»С12.
Питома густина магнш менша, шж густина електрол^ту, 1 тому магнш спливае разом 13 хлором. Щоб запобшти взаемоди хлору й магнш, а також запобшти замиканню анода 1 катода розплавленим магшем, зверху встановлюють спещальну розподшьну д1афрагму.
у, тому редкий магнш повшше вщокрем люеться вщ електрол1ту, внасл1- док чого зменшуються збитки. Отже, найчастиие використовують три- (1 — 12 % М§С12, решта КС1 + ИаС1) та чотирикомионентш (10 % 45 СаС12, 30 ИаС1, 15 % КС1) електрол1ти 13 сум1сною добавкою ЫаР 1 СаР2 до 1,5 — 2 %.
Шд час електрол1зу хлорид магшю витрачаеться 1 збглынуеться кон- центращя шших хлоридов. Тому з ванни перюдично вилучають частину 11дпрацьованого електрол1ту \ додають розплав хлориду магшю або кар- налпу. На подшп ванни нагромаджуеться шлам — осад оксиду магнш та шших домипок (0,2 кг на 1 кг магшю), який регулярно видаляють.
Рщкий магнш вилучають 1з ванни один раз на добу за допомогою вакуумних ковгшв. Для виготовлення 1 т магшю потр1бно 4,5 — 4,7 т хлориду магшю або 10 т карналку, при цьому видшяеться 2,9 т хлору. Витрати електроенергп становлять 17 500 — 18 000 кВт • год.
Електрол1тичний магнш мютить до 5 % метал1чних (Ре, Иа, К, А1, Са) та неметал1чних (М§С12, СаС12, ЫаС1, КС1, М§0) дом1шок, що робить Його непридатним для безпосереднього використання. Такий магнш називають чорновим > його обов'язково очищають.
Рафшування магшю зазвичай проводять переплавкою 13 флюсами, перегонкою або електролгзом. Найчаспше застосовують рафшування, переплавляючи метал 13 флюсами, до складу яких входить, %:
МдС12 КС1 ВаС12 СаР2 МаС1+СаС12 Флюс 1 34 55 9 2
Флюс 2 40-46 34-40 5-8 3-5 6
Шсля розплавляння у тигельнш печ1 опору метал нагр^вають до 700 — 720 °С та интенсивно перем1шують 13 флюсом упродовж 0,5 — 1 год. За цей час дом1шки переходить до флюсу, а рафшований магнш розливають на чушки.
Останшм часом для рафшування магшю використовують печ! без- перервно! дп, в яких процес вщбуваеться шд захисним шаром флюсу або в атмосфер! шертного газу.
Для добування магшю високо"! чиетоти використовують су6л1мащю. Процес Грунтуеться на р1.зшй пружност1 пари магшю 1 дом1шок. Тому пщ час випаровування магнш за зниженого тиску зал1зо, мщь, сшнцш, алюмшш, кальцш, яй менш летш, залишаються у твердому стаж, а продукта субл1мацп' переважно складаються з чистого магшю. Рафшування проводять у сталевих ретортах за остаточного тиску 7-Ю Па 1 температури 600 "С. Магнш спочатку випаровуеться, а пот1м конденсуеться у верхнш (холоднш) частиш реторти. Домпики залишаються на дш ре- торти, а продукта субл1мацп магн'по у вигляд1 друз вщокремлюють 1 переплавляють у вакуумнш печь У такий споаб добувають магнш чистотою 99,99 %.
Терм1чн1 способи добування магшю передбачають використання магнезиту й долом1ту як сировини 1 вщр1зняються лише за типом вщновника.
Магнш мае високу спорщнешсть до кисню, а його оксид надежно, до надмщних сполук. Тому виб1р виновника та умов водновлення д<> сить складне завдання. Процес стае можливим лише за умови знаходжсн ня магнш в паропод1бному стань Зниження тиску в систем! спрпж зменшенню температури вщновлення. Як вщновник можна використоиу вати вуглець (вуглетерм1я), силщш (сил1котерм1я), алюмшш (алюмо терм1я) та карбщи р1зних метал1в (карбщотерм1я). У раз! застосуваа ня метало- або карбщотерМ1Чного вщновлення процес вщбуваеться за реакщями
М§От + Мет <г> М§пара + МеОт; (5.46)
М§От + МеСт М§пара + МеОт + Ст, (5.47)
де магнш знаходиться у вигляд! пари, що дае змогу легко вщокремитп його вщ твердих фаз.
Вуглетерм1чне вщновлення записують так:
МёОт + Ст^М§пара+СОгаз. (5.48)
Продукти ще"! реакцп вщокремити один вщ одного досить складно, р1вновага реакцй за температури менше шж 1900 °С змщуеться вл1во 1 магнш починае окиснюватися. Щоб запобшти окисненню магшю, но тр1бно забезпечити надшвидке охолодження газопод1бних продукт! в реакцй (тривал1сть охолодження вщ 2000 до 200 "С не мае перевищувати сотих часток секунди). Шеля охолодження магнш оещае. у вигля/н пилу, який М1стить близько 50 % М§, 20 С 1 30 % М§0. Пот1м цей пил брикетують, очищають, застосовуючи перегон, \ переплавляють. Кшцевий продукт мае чистоту до 99,97 % М§. Витрати електроенергп станов- лять 21 000 кВт ■ год на 1 т магнш. Основний недолш ще!" техно логи — шрофоршеть магшевого пилу, який у раз1 контактування з по в1трям вибухае.
Серед перел1чених вщцв терм^чних способ1в виробництва магшю найбшыне ноширений сил1котерм1чний:
2М§От + 51т 2М§иара + 8Ю2т. (5.49)
Ця реакщя зворотна 1 за звичайних умов у прямому напрям1 вщбуваеться лише за температури понад 2300 "С. Зниження тиску в систем! до 3-7 Па зменшуе температуру вщновлення до 1500 °С. Внесения в шихту оксиду кальцш сприяе зв'язуванню кремнезему в силшати, що полегшуе умови перебегу процесу та знижуе температуру початку вщновлення. Це дало змогу в промисловш технологи виробництва магнио використовувати дешевил вихщнх матер! ал и — випалений долом1т, який м1стить М§0 1 СаО в потр1бному сшввщношент, та феросшпцш як вщновник:
2М§От + 2СаОт + [51]Рег = 2СаО • ЗЮ2т + 2М§пара + [31]'Ре. (5.50)
Константа рпшоваги ще! реакцп
Кр = р2М§ • а[51{е/в[51]ре . (5.51)
Шд час вщновлення концентрация силщш в феросилщи знижуеть- Я В1Д ДО N§1- Якщо припустити, ЩО актившсть СИЛЩШ дор1внюе ого мольнш частщ, тобто а[51]Ре = Л^,
ТО рМ§ = 7Кр -Щ./Щ,.
Отже, збшьшення концентрацп силщш у вихщному феросилщи СПрияе зростанюо тиску пари магнш та полшшенню умов його вщиов- Яеиня. Тому, використовуючи як вщновник 75 % Ре51 в продуктах реакцп Отримують 45 % Ре81. Випалеиий долом1т 1 вщновник у сшввщношенш 5 : 1 подргбнюють, перем1шують 1 брикетують. У шихту також додають до 5 % СаР2, що сприяе збшьшенню швидкост1 процесу вщновлення та ступени використання вщновника. Процес проводять в ретортних печах за температури 1155—1175 "С 1 залишковому тиску до 0,13 кПа. Пара маппю з гарячо! зони потрапляе до водоохолоджувано'! головки реторти 1 конденсуеться. Вм1ст домдшок у магнш, виробленому за щею технолопею, значно менший, шж в електрол1тичному. На вщмшу вщ вуглетерм1чного цей способ вщр1зняеться большою безпекою 1 дае змогу отримувати кшцевий продукт у виглядо кристалов або в рщкш фазо. До иедолшов належать периодичность процесу, пордвняно низька продуктивность ретортних печей та висою трудово витрати.
