Металлургия технология угля и неметаллических полезных ископаемых3
..pdfния необходимой полноты расслаивания расплава. В нижнем слое собирается свинцово-цинковый сплав (93—94% РЬ и 4—6% Zn), который удаляется через трубу. Промежуточный слой пред ставляет собой кашеобразную -прослойку кристаллов FeZn7, назы ваемую твердым цинком. Верхний слой чистого цинка выпускают из !печи и разливают в изложницы. Твердый цинк периодически
удаляют |
(-вычерпывают) по |
мере |
его -накопления. |
на |
значи |
|
Р а ф и н и р о в а н и е р е к т и ф и к а ц и е й |
основано |
|||||
тельном |
различии упругостей |
паров |
и температур кипения цинка |
|||
и его -примесей. |
|
|
испарений |
и |
конден |
|
Ректификация — процесс чередующихся |
саций. Однако эти процессы происходят в одном аппарате— рек тификационной колонне, состоящей из карбофраксовых тарелей, поставленных одна на другую. На каждой тарели сплав кипит; причем, чем ниже спускается сплав, тем выше его температураРектификацию цинка проводят в двух последовательно рабо тающих колоннах (рис. 41). Первая колонна служит для отделе ния цинка и кадмия от свинца, меди и железа и называется свин цовой. Конденсат свинцовой колонны направляют для отделения
цинка от кадмия во вторую, кадмиевую колонну.
Чистый цинк, выпускаемый из нижней тарели кадмиевой ко лонны, содержит более 99,99% Zn и по чистоте удовлетворяет марке ЦВ.
Извлечение кадмия превышает 90%, его получают в виде пыли в конденсаторе кадмиевой колонны.
Производительность ректификационных колонн около 20 т чистого цинка в сутки. Выход цинка 95—96%; около 4% его пере ходят в продукты ликвации.
Глава V II
МЕТАЛЛУРГИЯ АЛЮМИНИЯ
§ 1. Общие сведения
Ал юм и н и й — металл серебристо-белого цвета, плотность 2,7 г/с^и3, температура плавления 659,8°С, температура кипения 2500° С. Алюминий обладает многими ценными свойствами: высо кой теплопроводностью, около 0,5 кал/см-сек-град, высокой элек тропроводностью 3,8* 105 (ом-см)~\ хорошей пластичностью и до статочной механической прочностью. В сплавах алюминий сохра няет свои свойства; наибольшее значение из сплавов имеют дюр алюминий (3,4—4% Си; 0,5% Мп; 0,5% Mg) и силумины — сплавы алюминия с кремнием.
А л ю м и н и й и его с п л а в ы широко применяются в авиации, на транспорте, в металлургии, химии, электронике, пищевой про мышленности. Из алюминия и его спланов изготовляют детали
ill
корпусов самолетов, моторов, насосов, сосуды для хранения хими
ческих |
продуктов и многие |
другие изделия. |
По |
общему производству |
металлов алюминий занимает вто |
рое место в мире после железа. Мировое производство алюминия
превышает 6 |
млн. г |
в год. |
О с н о в н ы м с ы р ь е м д л я п р о и з в о д с т в а а л ю м и |
||
н и я служит |
глинозем |
(окись алюминия А120 3), который получа |
ют из алюминиевых |
руд. К ним относятся бокситы, нефелины, |
|||
алуниты, каолины и |
|
серициты. |
|
|
Плабикобый ш пат |
Руда алюминия |
|
||
| |
УглеродаУглеродистые |
|||
|
|
|||
Обогащениеп* * |
|
Произбодстбо |
матерк |
|
|
|
|
раф иниробание Чушковьш алюминий
Рис. 42. Технологическая схема металлургии алюминия
Наибольшее значение имеют бокситы, содержащие 28—70% А120 3; 0,5—20% Si02; 2—50% Fe20 3-
Нефелины подвергают обогащению с получением нефелино вого [(Na, КЬО-А120 3-2 Si02] и апатитового концентратов. Нефе линовый концентрат содержит 20—30%' А120з; 42—44% Si02; 13—14% Na20; 6—7% К20; 2—3% СаО и 0,3—4% Fe20 3.
Алуниты 'представляют собой основной сульфат алюминия и калия (или натрия) K2S04-Al2(SC>4)3-4 А1(ОН)з. Содержание алю миния в алунитах невысокое (20—22%), но в них находятся
около 20% |
серного ангидрида и 4—5% щелочей. |
||
Серицит |
К20 -3 А120 3-6 Si02-2 Н20 |
содержит свыше 39% |
|
А120 3, около |
10% |
К20. |
а л ю м и н и я основана |
С о в р е м е н н а я |
м е т а л л у р г и я |
на электролизе глинозема, растворенного в расплавленном криолите (NasAlF6), и состоит из следующих процессов (рис. 42): производства глинозема, производства криолита, производства угольных электродов, электролиза криолито-глиноземного рас плава *.
1 Существует также электротермический способ производства алюминия, который основан на восстановлении алюминия углеродом при температуре выше 2100° С с образованием карбида алюминия.
|
§ 2. Производство глинозема |
|
|||
Производство |
глинозема осуществляют |
различными |
способа |
||
ми — химико-термическим, |
'кислотным и щелочным. |
способы |
|||
Наибольшее |
распространение |
получили |
щелочные |
||
извлечения глинозема из |
руд, |
особенно способ, разработанный |
в России К. И. Байером.
Алюминиевую руду обрабатывают щелочью (NaOH), при этом образуется растворимый в воде алюминат натрия (NaA102), ко торый отделяют от нерастворимых соединений железа, кремния и титана и 'затем разлагают с выделением осадка гидроокиси алю миния (А1(ОН)3). Последнюю отделяют от оборотного щелочного раствора и прокаливают для получения безводного глинозема.
Таким образом, глинозем, перешедший при выщелачивании из боксита в раствор, 'выпадает в осадок, а щелочь, пошедшая на образование алюмината натрия, освобождается при заключи тельной операции производства по реакции
NaA102 + 2Н20 = А1 (ОН)3 + NaOH.
Выделение из раствора гидроокиси алюминия осуществляют в гидроциклонах и вакуум-фильтрах. Маточный раствор подвер гают выпариванию для получения пульпы, состоящей из раствора
и |
кристаллов кальцинированной |
соды Na2C03. |
нагревом |
||||
до |
|
Обезвоживание |
гидроокиси алюминия |
производят |
|||
|
температуры 1200° С в трубчатых печах |
или на |
установках |
||||
с |
кипящим слоем. |
|
|
составляет 87%. |
|||
На |
Извлечение глинозема по способу Байера |
||||||
производство |
1 т глинозема |
расходуется |
2—2,5 |
т боксита, |
70—90 кг NaOH, около 120 кг извести, 7—9 т пара, 160—180 кг условного топлива и около 290 квт-ч электроэнергии-
§ 3. Производство криолита
Криолит — двойная соль фтористого натрия и фтористого алю миния 3NaF*AlF3 (или Na3AlF6) в естественном виде встречается редко. Как правило, его приготовляют искусственно кислотным или щелочным способами.
При наиболее распространенном кислотном способе производ ства криолита сырьем служит плавиковый шпат, серная кислота,
гидрат |
окиси |
алюминия |
и |
кальцинированная сода. |
|||
П е р в а я |
с т а д и я |
п р о ц е с с а — получение из |
плавикового |
||||
шпата |
фтористого |
водорода, |
а затем |
плавиковой |
кислоты. |
||
При температуре 200° С в трубчатой |
вращающейся печи про |
||||||
текают |
следующие |
реакции: |
|
|
|
CaF2 + H2S04 = CaS04 + 2HF;
Si02 + 4HF = SiF4+2H20;
SiF4 + 2HF = H2SiFe.
Для очистки плавиковой кислоты от H2S1F6 (обескремнивания) добавляют небольшое количество соды
H2SiF„ -h Na2C03 = Na2SiFe + H20 + C02.
В т о р а я |
с т а д и я — производство |
солей |
плавиковой кисло |
ты. Для этого |
плавиковую кислоту нейтрализуют гидроокисью |
||
алюминия А1(ОН)3 и кальцинированной |
содой |
Na2C 03: |
6HF + А1 (ОН)3 - H3A1F(; + ЗН20;
2FI3A1F6 + 3Na2C03 = 2Na3AlFe + 3C02 + 3H20.
Криолит выпадает в осадок, его отфильтровывают и просуши вают.
§ 4. Электролиз |
криолито-глиноземного расплава |
|
Процесс электролиза |
криолито-глиноземного расплава прово |
|
дят в электролизере |
(рис. 43). |
|
В криолито-глиноземном расплаве ,под влиянием наложенного |
||
электрического поля |
к катоду перемещаются катионы (Al3+, Na+, |
Рис. 43. Схема алюминиевой ванны для электролиза криол'ито-глиноземного расплава:
/ — кожух |
ванны; 2, 3, 4 — футеровка |
ванны |
(3, |
4 — |
|
углеродистая); 5 — расплавленный |
алюминий; |
6 — |
|||
криолит; |
7 — корочка |
электролита; |
8 — глинозем; |
||
9 — угольный анод; 10 и 13 — металлические |
стержни; |
||||
11 и |
14 — шины; |
12 — застывший |
электролит |
|
Са2+, Mg2+ и др.). На катоде в первую очередь разряжаются ионы алюминия как более электроположительного материала по сравнению с натрием, магнием и кальцием. Анионы (А10з“\ F"
С1~ и другие) перемещаются к аноду и разряжаются с выделени ем газа.
Алюминий накапливается на подине ванны под слоем электро
лита. Извлекают алюминий обычно через трое-четверо суток при
■помощи вакуумного ковша |
или сифона. |
В ванне поддерживают |
оптимальную температуру около |
950—970° С.
Суммарный процесс электролиза сводится к следующим ре акциям:
А120 3 + ЗС = 2А1 + ЗСО; А120 3 + 1,5С = 2А1 + 1,5С02.
В результате расходуется глинозем и углерод электродов, а получаются алюминий и окислы углерода.
Анодные газы содержат также фтор, смолы и пылевидные ча
стицы |
A1F3, А120 3 и |
криолита- |
|
расходуется около 2 г глино |
||||
Для производства |
1 |
т алюминия |
||||||
зема, |
0,7 т анодной |
массы, 0,1 |
т |
криолита |
и около |
|
1600— |
|
1800 |
квТ‘Ч электроэнергии. |
|
|
|
|
|
||
|
§ 5. Рафинирование алюминия |
|
|
|
||||
Алюминий-сырец содержит металлические (Fe, Си, Zn |
и дру |
|||||||
гие) |
и неметаллические (А120 3, |
С |
и другие) |
примеси, |
а |
также |
||
газы |
(кислород, азот, 1водород и др.). |
|
и газов, |
|||||
Для очистки алюминия от неметаллических примесей |
а также от Na, Mg и Са, расплавленный алюминий при темпера туре 700° С продувают хлором и отстаивают в электрических печах.
Парообразный хлористый алюминий адсорбируется на всплы вающих частицах глинозема, карбида, угля и солей. Хлористые соединения Na, Mg и Са и газы, растворенные в алюминии, тоже всплывают на поверхность ванны.
Чистота первичного алюминия после такой очистки составляет 99,5—99,85% А1.
Алюминий более высокой чистоты получают электролитическим рафинированием, зонной плавкой или дистилляцией.
При электролитическом рафинировании алюминия получают металл, содержащий 99,996% А1.
Зонная плавка основана на том, что растворимость примесей алюминия в твердом металле ниже, чем в расплавленном. Этим методом можно получить металл, содержащий 99,999% А1.
Дистилляцию алюминия через субсоединения осуществляют пропусканием парообразны* хлористого или фтористого алюминия над расплавленным алюминием при температуре 1000° С и выше.
Образующиеся неустойчивые субсоединения алюминия A1CI и A1F при охлаждении до температуры 700—800°С разлагаются. Примеси чернового алюминия не перегоняются. Таким путем по
лучают |
алюминий |
весьма высокой чистоты (99,99997— |
99,99999% |
А1)- |
|
§ 6. Извлечение галлия из алюминиевых руд
Галлий — металл |
серебристо-белого цвета |
с синеватым оттен |
ком, плотность его |
5,91 г/см3у температура |
плавления 29,78° С, |
температура кипения 2070° С. Галлий растворяется в минеральных кислотах, едких щелочах. Содержание галлия в земной коре со ставляет 15-10~4%.
Галлий обычно является спутником алюминия. Содержание его в алюминиевых рудах составляет всего лишь сотые и тысячные доли процента.
При нагревании галлий окисляется, образуя Ga203 и другие окислы. Гидроокись галлия Ga(OH)3 -с кислотами и щелочами образует галлаты, близкие по свойствам к алюминатам. Поэтому галлий сопутствует алюминию в различных стадиях его производ ства. Повышенные концентрации галлия наблюдаются в анодном сплаве 'при электролитическом рафинировании алюминия, *в обо
ротных |
алюминиевых |
растворах |
при |
производстве |
глинозема |
|||
и в маточных растворах. |
из |
оборотных |
растворов |
их |
||||
Д л я |
и з в л е ч е н и я |
г а л л и я |
||||||
карбонизируют в два приема. Вторичный |
осадок |
может содер |
||||||
жать до |
1 % Ga20 3. Осаждение алюминия |
и галлия |
можно |
осу |
||||
ществить также 1плавиковой кислотой. |
Для |
отделения |
галлия от |
алюминия осадки обрабатывают известковым молоком, содержа щим едкий натр. В результате галлий переходит в раствор, из которого его осаждают углекислым газом. Полученный осадок содержит до 25% Ga$Os. Из анодного сплава после электролити ческого рафинирования алюминия, содержащего 0,1—0,3% гал лия, его выделяют путем обработки горячим раствором щелочи. Для очистки соединений галлия используют способность хлорида галлия растворяться в эфире.
|
|
Глава |
V III |
|
|
|
МЕТАЛЛУРГИЯ ВОЛЬФРАМА |
|
|||
|
§ 1. |
Общие сведения |
|
|
|
В о л ь ф р а м |
— металл |
серебристо-белого |
цвета, |
плотность |
|
19,34 г!см3 (при |
t=2Q° С). Самый |
тугоплавкий |
металл, темпера |
||
тура 'плавления |
3410±50°С, температура кипения ~6000° С)- |
||||
По механическим свойствам |
вольфрам сходен с |
закаленной |
сталью (ав=1Ю—180 кГ/мм2). Электропроводность и теплопро водность вольфрама приблизительно в три раза меньше, чем меди.
При 'комнатной температуре вольфрам устойчив к действию концентрированных минеральных кислот, а при нагревании до 80—100°С —только к HF. В горячих растворах щелочей вольфрам менее устойчив, чем в кислотах, вследствие образования хорошо растворимых вольфраматов.
При температуре 500—700° С вольфрам окисляется кислородом
воздуха и парами |
воды с |
образованием |
высшего окисла W 03. |
Низшие окислы |
вольфрама |
WioC^WCbj), |
W10O29 и WO2 полу |
чают в результате частичного восстановления вольфрамового ан
гидрида. С |
углеродом вольфрам образует карбиды WC |
и W2C |
|
при температурах |
выше 1200° С. При температурах около 2000° С |
||
вольфрам |
реагирует с .азотом, давая нитрид W1N2. |
исполь |
|
О к о л о |
90% |
п р о и з в о д и м о г о в о л ь ф р а м а |
зуется в качестве легирующего элемента для изготовления быстро режущей и других специальных сталей. Карбид вольфрама WC в смеси (с порошкообразным кобальтом (5—15% Со), а также тан талом, ниобием, используется для изготовления твердых сплавов, сохраняющих режущие свойства до температуры 1000—1100° С.
Вольфрам находит применение для изготовления нитей освети тельных ламп, .как покрытие поверхностей штампов, лопастей тур бин и других деталей машин. Контактные сплавы вольфрама с медью, золотом и серебром сочетают электропроводность и изно соустойчивость при искрении.
Вольфрамат натрия Na2W04, вольфрамовая кислота H2W 04 и другие соединения вольфрама применяют в текстильном, поли
графическом, лакокрасочном и других производствах. |
лишь 0,3— |
||
В о л ь ф р а м о в ы е р у д ы |
часто содержат всего |
||
0,5% W03, поэтому их подвергают обогащению. Вольфрамитовые |
|||
руды |
(xFeW 04-y MnW04) обогащают гравитационным и магнит |
||
ным |
методами, а шеелитовые |
(CaW04) флотируют. |
Получаемые |
концентраты содержат 40—70% W03; 5—10% Si02; 0,5—4% S; до 0,11%’ Р; 0,25% Мо; 0,22% Си; 0,05% As; 1,5% Sn. Из кон центратов получают металлический вольфрам и ферровольфрам.
§ 2. Производство металлического вольфрама
Металлический вольфрам получают в виде порошка или ком
пактного металла. |
|
|
||
|
Получение порошкообразного вольфрама |
|||
Сырьем |
для |
получения |
порошкообразного вольфрама служит |
|
вольфрамовый |
ангидрид W 03, выделяемый |
из вольфрамовых кон |
||
центратов |
путем их химической переработки- |
|||
П е р в о й |
с т а д и е й |
переработки |
концентратов является |
вскрытие минералов для перевода .вольфрама в легко раствори мый вольфрамат натрия (Na2W 04).
Вольфрамит спекают с содой, а шеелит — со смесью соды и кварцевого песка (чтобы воспрепятствовать вторичному образо ванию шеелита при последующем 'выщелачивании) в отражатель ных или трубчатых вращающихся печах. Процесс вскрытия про текает по следующим реакциям:
2FeW04 + 2Na2C03 + 0,5О2 = 2Na2W04 + Fe20 3 + 2С02; 3MnW04 + 3Na2C03 + 0,5O2 = 3Na2W04 + Mn30 4 + 3C02; CaW04 + Na2C03 + Si02 = Na2W04 + CaSi03 + C02.
В т о р а я с т а д ия . Спек измельчают й выщелачивают водой в чанах при температуре 70—90°С. Полученный раствор вольфра мата натрия, содержащий 200—270 г/л WOs, очищают от кремне вой кислоты, мышьяка, фосфора и молибдена выделением из рас твора геля кремневой кислоты (Si02*H20 ), фосфатов, арсенатав.
Вольфрамовую кислоту (H2WO4) осаждают из раствора соля ной кислотой, содержащей также небольшое количество азотной кислоты или селитры. Вольфрамовая кислота содержит 99,2— 99,5% WO3; в некоторых случаях ее подвергают очистке.
Т р е т ь я с т а д и я . Для получения вольфрамового ангидрида (WO3) вольфрамовую кислоту прокаливают в муфельных элек
трических |
печах |
при температурах |
500—800° С. |
|
|||
Порошкообразный вольфрам получают восстановлением воль |
|||||||
фрамового |
ангидрида водородом или углеродом. В ходе восста |
||||||
новления |
W 03 |
протекают' |
следующие |
стадии |
превращения |
||
окислов: |
|
W03 |
WO2.9 |
W2.7 |
w o 2 W. |
|
|
|
|
|
|||||
Технически процесс |
сводится к |
двум |
стадиям: |
W03^ -W 0 2 |
|||
и W 02->W. |
|
в о д о р о д о м описывается |
уравнением |
||||
В о с с т а н о в л е н и е |
W03+ ЗН2= W + ЗН20.
В производственных условиях вольфрамовый ангидрид поме щают в никелевые лодочки и восстанавливают в трубчатых печах со стальной трубой диаметром 50—100 мм при температуре 850— 860° С.
Водород перед подачей в печь очищают от кислорода и влаги. После осушки водород, прошедший через печь, снова используют для восстановления.
Производительность печей зависит от толщины слоя вольфра мового ангидрида, емкости применяемых лодочек, их количества, скорости движения газа и других факторов. Обычная вместимость
лодочки 50—180 |
г. |
В о с с т а н о в л е н и е у г л е р о д о м проводят при темпера |
|
туре 1400—1800° С |
в электрических трубчатых печах с трубой из |
графита. В качестве восстановителя используют ламповую сажу или сахарный кокс, т. е- беззольные углеродистые материалы.
Таким путем можно получать мелкий порошкообразный воль фрам, пригодный для производства твердых сплавов.
Твердым углеродом можно восстанавливать и вольфраматы, минуя таким образом стадии переработки их в вольфрамовый ангидрид:
Na2W04+ ЗС = Na20 + W + ЗСО; CaW04+ ЗС = СаО + W + ЗСО.
Окись натрия удаляют из продуктов восстановления промыв кой в воде, а окись кальция — на концентрационных столах. По-
рошки, полученные этим способом, пригодны только для леги рования сталей и изготовления технических сплавов с другими металлами.
Получение компактного вольфрама
Для получения компактного вольфрама в виде проволоки или жести попользуют только вольфрамовый порошок, восстановлен ный водородом. Содержание «примесей в порошке не должно пре вышать 0,05%.
Из порошка прессуют штабики (прямоугольные тризмы с ос нованием 10X10 мм, длиной до 600 мм) тод давлением 2,5— 3,0 Т/см2. Перед прессованием порошок смачивают смесыо спир
та и глицерина |
или раствором воска в бензине. |
|
||
Для дальнейшего упрочнения штабики нагревают в водороде |
||||
при температуре |
900—1300° С. При |
этом происходит |
усадка шта- |
|
бика и рост зерен вольфрама. |
|
и в атмосфере во |
||
Сваренные при температуре 3000—3100° С |
||||
дорода штабики |
имеют плотность |
17,5—18,5 |
г\см? |
и пористость |
10—15%. Ковать такие штабики можно только при температуре 1200—1300° С в атмосфере водорода. После получения из штабика прутка диаметром около 2 мм используют волочение.
§ 3. Выплавка ферровольфрама
Выплавку ферровольфрама проводят в открытых трехфазных
электропечах |
мощностью 2500—3500 ква, футерованных |
магнези |
|
товым |
кирпичом. |
шеелито- |
|
В |
качестве |
шихты используют вольфрамитовые или |
вые концентраты, пековый кокоик, 75%-ный ферросилиций и же лезную стружку. Назначение стружки — разбавить концентрацию вольфрама в сплаве до заданной концентрации.
Смесь концентратов подбирается по содержанию примесей (меди, мышьяка, серы, фосфора, олова, марганца и др.). Химиче
ский |
состав |
ферровольфрама |
приведен в |
табл- 11. |
|
|
||||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
11 |
|
|
|
|
Химический состав ферровольфрама |
|
|
|
|
|||||
|
|
|
|
|
Содержание, % |
|
|
|
|
|
||
Марка |
W не ме |
С |
Мп |
Си |
S |
р |
Si |
As |
Sn |
Sb |
Bi |
Pb |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
|
нее |
|
|
|
|
Не! |
более |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
ВО |
80 |
0,2 |
0,2 |
0,10 |
0,05 |
0,03 |
0,3 |
0,04 |
0,05 |
0,04 |
0,04 |
0,04 |
В1 |
70 |
0,2 |
0,2 |
0,15 |
0,08 |
0,04 |
0.4 |
0,05 |
0,10 |
0,08 |
0,05 |
0,05 |
В2 |
70 |
0,7 |
0,4 |
0,20 |
0,10 |
0,05 |
1,0 |
0,08 |
0,15 |
— |
— |
— |
ВЗ |
65 |
0,8 |
0,5 |
0,30 |
0,20 |
0,10 |
1,5 |
0,08 |
0,25 |
|
|
|
Расход ферросилиция составляет приблизительно 8—9 кг на 100 кг концентрата. Расход кокса регулируют в зависимости от температуры процесса и состава шлака.
Плавку ведут непрерывно с периодическим вычерпыванием сплава, доводкой и выпуском шлака. Причем в печи всегда остается некоторое количество сплава.
Проплавление равномерно загружаемой шихты, в первую оче редь отходов предыдущей плавки и железной стружки, а затем около 60% концентрата без восстановителя приводит к образо ванию шлака с высоким содержанием трехокиси вольфрама (до 30%). На поверхности раздела шлак — металл трехокись воль фрама частично восстанавливается углеродом, кремнием и мар ганцем сплава.
Присаживаемый кокс восстанавливает W 03 и вспенивает шлак. В результате большого электросопротивления шлака сплав
хорошо прогревается. |
|
|
~ 3 0 — |
|||
В |
последний час периода восстановления загружают |
|||||
40% |
концентрата |
в смеси с пековым |
коксиком и доводят |
содер |
||
жание W 03 в шлаке до 10—11%. К концу периода ванна хорошо |
||||||
прогревается |
и |
начинает кипеть. |
|
|
|
|
После доведения состава сплава до нормы приступают к вы |
||||||
черпыванию |
стальными ложками. Большая |
продолжительность |
||||
этой |
операции (около 2 ч) требует корректировки состава |
шлака |
||||
соответствующими |
присадками концентрата |
( ~ Ю%) и коксика. |
||||
а также наблюдения за изменением температуры сплава. |
|
|||||
В |
конце вычерпывания загружают коксик без концентрата |
|||||
для |
частичного раскисления шлака. |
Содержание W 03 в |
шлаке |
удается довести до 0,3% и ниже присадками 75%-ного ферроси лиция. Одновременно с восстановлением вольфрама в сплав пере
ходят |
также |
железо, кремний и марганец. |
Раскисленный |
шлак |
||||||||
(светло-зеленой |
окраски) |
выпускают из |
печи; |
кратность |
шлака |
|||||||
0,4—0,5. |
|
|
из печи |
газы |
очищаются |
от пыли (~40% |
W 03), |
|||||
Отходящие |
|
|||||||||||
которая |
возвращается |
в |
печь. |
|
|
(72% W) |
состав |
|||||
Расход материалов |
на |
1 |
т ферровольфрама |
|||||||||
ляет: |
концентрата |
(60%' |
W 03) — 1520 кг\ |
ферросилиция |
(75% |
|||||||
Si) — ПО кг; |
коксика — 125 кг; стружки — 75 кг. |
Расход электро |
||||||||||
энергии |
около |
3800 |
квт-ч/т• |
|
|
|
|
В себестоимости ферровольфрама стоимость концентратов со ставляет 98%, стоимость передела 1%, в том числе стоимость электроэнергии 0,3 %.