Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Технология металлов и других конструкционных материалов учеб. пособие

.pdf
Скачиваний:
25
Добавлен:
27.10.2023
Размер:
27.49 Mб
Скачать

щпе минимальное количество примесей (как имеющие более высо­

 

кую температуру

кристаллизации), а

остающаяся жидкая часть

 

слитка обогащается примесями (С, S, Р и др.). Такая избиратель­

 

ная кристаллизация и приводит к ликвации — образованию в слит­

 

ке областей, неоднородных по химическому составу, Ликвация

 

может быть микроскопической и макроскопической.

 

Микроскопическая ликвация — это неоднородность в пределах

 

одного зерна, при этом затвердевающий в последнюю очередь ма­

 

точный раствор располагается между растущими кристаллами. Та­

 

кая дендритная и междендритная ликвация не оказывает заметного

 

влияния на качество слитка.

 

 

 

Макроскопическая ликвация проявляется в том, что в различ­

 

ных частях слитка могут располагаться области или зоны, отличаю­

 

щиеся по удельному весу или химическому составу. Ликвация по

 

удельному весу вызывает образование слоя затвердевшего металла

 

с большим или меньшим удельным весом, расположенного соответ­

 

ственно в нижней или. верхней части слитка.

 

Ликвация наиболее опасна, если ликвациониая зона насыщена

такими примесями, как 0 2, S, Р, вызывающими значительное ухуд­

 

шение механических и технологических свойств стали. Химическая

 

неоднородность проявляется тем сильнее, чем медленнее идет ох­

 

лаждение слитка и чем больше содержится в стали таких лидирую ­

 

щих примесей, как S, Р и С. Очевидно, что уменьшения ликвации

 

можно добиться увеличением скорости затвердевания слитка. Кро­

 

ме того, необходимо хорошо раскислять сталь, доводить до мини­

 

мума содержание S и Р, перед заливкой стали в изложницы выдер­

 

жать ее в разливочном ковше для понижения температуры.

 

Одним из главнейших внутренних дефектов слитка являются

 

газовые пузыри. Они образуются вследствие выделения расплав­

 

ленным металлом

газов, поглощенных

в процессе

плавки (N2, Н2,

 

СО, С 02, СН4 и др.). Газы могут образовываться также и в самой

 

изложнице при взаимодействии загрязненной поверхности ее сте­

 

нок с заливаемой сталью

(например, восстановление растворенным

 

в стали углеродом окислов железа из ржавчины на стенках излож­

 

ницы с образованием пузырьков окиси углерода, которая проникает

 

в жидкую сталь: C + Fe20 3= C0 + 2Fe0).

 

Если газы успевают выделиться за время затвердевания стали

в изложнице, то слиток получается плотным. Но часто они, не успев

 

выделиться, остаются в слитке в виде пузырей, что при последую­

 

щей прокатке может привести к образованию таких пороков стали,

 

как рванины и плены.

 

могут быть продольными и

 

Трещины

на поверхности слитка

 

поперечными. Продольные трещины являются следствием неравно­

 

мерного остывания слитка по сечению: остывающий в первую оче­

 

редь наружный слой по мере охлаждения стремится уменьшиться

 

в объеме, а этому препятствует еще раскаленная сердцевина. При

 

этом наружный слой как бы стягивает сердцевину, что приводит к

 

возникновению растягивающих напряжений в наружных слоях и

 

образованию

продольных

трещин. Уменьшить

эти напряжения

 

70

можно соответствующим подбором сечения слитка. Очевидно, что минимальными напряжения в поверхностном слое будут тогда, ко­ гда' отношение его периметра к площади сечения будет наиболь­ шим. В этом случае круглое сечение слитка является наиболее не­ благоприятным.

Поперечные трещины возникают, когда создаются препятствия для продольной усадки слитка при его охлаждении. Это может про­ исходить при низкой технологической дисциплине на участке раз­ ливки (недоброкачественные стаканы и пробки в разливочных ков­ шах, что приводит к переливу стали через верхний край изложни­ цы; раковины и выступы на внутренней поверхности изложницы и т. д.). В таких условиях могут возникнуть продольные растяги­ вающие напряжения в наружном слое.

Плены — наслоения на поверхности — характерны для слит­ ков, полученных разливкой сверху. При такой разливке заплески металла, пристающие к стенкам изложницы, окисляются с поверх­ ности и, захватываемые поднимающейся кверху жидкой сталью, не свариваются с ней. При последующей прокатке эти окисленные включения могут быть закатаны в слиток и образовать плены.

Чтрбы предупредить образование плен, нужно тщательно гото­ вить изложницы под заливку, смазывать их внутренние стенки смо­ лой или графитом, а также принимать меры для уменьшения силы удара падающей струи металла (применяя для этого установку между разливочным ковшом и изложницей промежуточной воронки или малого ковша).

Наружные дефекты стального слитка удаляются обрубкой при помощи пневматических зубил, обдиркой на специальных станках или зачисткой поверхности огневым способом.

н

1

Г л а в а IV. МЕТАЛЛУРГИЯ НЕКОТОРЫХ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ

§1. Общая характеристика цветных металлов

ипроцессов их получения

Вразличных отраслях народного хозяйства широкое примене­ ние находят такие металлы, как медь (Си), никель (Ni), цинк (Zn), свинец (РЬ), олово (Sn), титан (Ті), алюминий (AI), магний (Mg). Они применяются не только в чистом виде, но образуют самые раз­ нообразные сплавы, свойства которых в значительной степени пре­ восходят свойства чистых металлов.

Способы получения цветных металлов из руд тяжелых или лег­ ких металлов различны. Для металлургии тяжелых цветных метал­ лов могут применяться пирометаллургические или гидрометаллур­ гические способы.

Суть пирометаллургического способа состоит в расплавлении рудного концентрата и отделении части расплава, в которой удер­ живается выделяемый металл. Так, при пирометалл-ургическом способе получения меди расплавленный медный концентрат обра­ зует два слоя: нижний (штейн) состоит из соединений меди, а верхний (шлак) — из сплавов различных окислов, входящих в пус­ тую породу. Дальнейшее получение Си сводится к переработке штейна.

Гидрометаллургический способ заключается в выщелачивании металла из руды. Для этого нерастворимые в воде соединения, со­ держащие данный металл, при помощи.химических реагентов пере­ водят в водно-растворимые соли. Из полученного раствора металл выделяют электролизом. Например, из медной руды, содержащей медь в виде нерастворимого в воде соединения CuC03C u(0H ) 2 (ма­ лахит), можно выделить водно-растворимый сульфат меди CuS04 при воздействии на руду серной кислотой:

СиСОз • Си (ОН)2+ 2 H2S 0 4= 2C US 0 4+ 3 Н20 + С 02.

к г

Дальнейшее получение Си сводится к электролизу полученного раствора. Пустая порода остается в нерастворимом остатке.

Способы получения легких цветных металлов основываются на одних и тех же принципах: основная масса А1 и Mg получается электролизом расплавленных солей этих металлов.

72

§ 2. Металлургия меди

Медные руды. Медь добывается преимущественно из медных руд, являющихся полиметаллическими, содержащими, кроме меди, Zn, Sn, Fe, Ag, Au и др. В состав пустой породы входят пирит (FeS2), кварц, карбонаты Mg и Са, различные силикаты, содержа­ щие окислы Al, Ca, Mg и Fe. По химическому составу пустой поро­ ды медные руды разделяются на основные, кислые и смешанные. Разнообразный состав пустой породы и множество химических сое­

РУ9°

S

Рис. 37. Флотационная машина

динений, которые может образовывать Си, обусловили наличие в природе очень большого числа рудных минералов (свыше 230). Только очень небольшое количество меди встречается в самородном виде.

Различают две группы медных руд: сульфидные, содержащие

медь в виде сернистых соединений

(CuFeS2 — медный

колчедан,

Cu3FeS3 — борнит, Cu2S — халькозин,

CuS — ковеллин),

и окис­

ленные, содержащие Си в виде окисных соединений

(СигО — куп­

рит, СиО — тенорнт, СиСОз • Си (ОН) 2 — малахит и

др.)

В нашей

стране около 80% всей добываемой меди выплавляют из сульфид­ ных руд.

.Подготовка руд к плавке. Медные руды подвергаются флотаци­ онному обогащению (рис. 37). Руда в порошкообразном состоянии поступает через бункер 1 в бассейн с проточной водой. Через отвер­ стие 5 в днище и сквозь холст 6 продувается воздух. Благодаря не­ смачиваемости руды водой (в смеси со специальными реагентами)

частички

рудного

концентрата всплывают вверх и через спуск 2

сливаются

в виде пены 3.

Оседающие на холст смоченные водой

частички

пустой

породы

периодически удаляются через отвер­

стие 4,

 

 

 

Полученный после флотации концентрат, содержащий до 50%

влаги, перед последующим

обжигом обезвоживается в специаль-

73

пых вакуум-фильтрах. В подготовленном таким образом концент­ рате содержится 15—30% меди.

Подготовительные операции завершаются обжигом концентра­ та для частичного удаления серы. Окисление серы производится не полностью, а до такого предела, который обеспечит при дальней­ шей переработке концентрата получение штейна нужного состава. После обжига в руде должно оставаться некоторое количество се­ ры, определяемое исходным составом медной руды и достаточное для того, чтобы связать всю медь, содержащуюся в руде, в CU2S

(полусернистая медь) и все железо — в FeS. Сульфиды CU2S и FeS при последующем расплавлении образуют штейн. Для обжига не требуется расхода топлива, так как в медном концентрате содер­ жится до 40—50% пирита (FeS2), при сгорании которого выделя­ ется тепло.

Современным способом обжига медного концентрата (как и других руд цветных металлов) является обжиг «в кипящем слое» (рис. 38). На поду 8 печи имеются отверстия, через которые из воз­ духораспределительной коробки 7 подается воздух. Давление воз­ духа регулируется так, что частички руды 5 непрерывно совершают движение вверх (под действием дутья) и вниз (под действием силы тяжести). При этом каждая частичка омывается со всех сторон струей воздуха, что значительно улучшает условия окисления и ускоряет процесс. Загружаемый шнековым питателем 1 концентрат проходит зону обжига, находясь во взвешенном состоянии, и поки­ дает печь через выпускное отверстие 6. Сернистый ангидрид SO2, выделяющийся в камере 2, удаляется через патрубок 3 и использу­ ется для получения серной кислоты. Вместе с газами через газо­ провод 3 может уноситься до 15% концентрата в виде пыли. Для улавливания пыли применяются циклоны 4 или электрофильтры, что снижает безвозвратные потери до 0,5% и менее.

Температура в обжиговых печах зависит от состава концентра­ та и регулируется количеством поступающего воздуха так, чтобы

не было спекания частиц (около 850°). Процесс обжига является непрерывным, полностью механизированным и автоматизирован­ ным.

Плавка штейна в пламенных и шахтных печах. Процесс пере­ работки медной руды состоит в последовательном увеличении со­ держания меди в исходной шихте. Расплавление обожженного кон­ центрата приводит к образованию штейна — сплава сульфидов меди и железа. При расплавлении медного концентрата пустая

порода (Si02, CaO, А120 3 и т. д.) переходит в шлак, располагаю­ щийся из-за меньшего удельного веса над штейном. Поэтому отде­ ление штейна от шлака никакой сложности не представляет.

В пламенной печи для выплавки штейна из медного концентра­ та (рис. 39) расплавление шихты происходит за счет тепла, выде­ ляемого при сжигании в топочном устройстве 1 нефти, газа или угольной пыли. Факел пламени, проносясь над ванной, расплавляет концентрат и затем уходит через дымоход 4 в дымовую трубу. Че­ рез отверстия 2 в своде загружается концентрат. Продукты плав­ ки — шлак и штейн — по мере их накопления выпускают через шлаковое окно 3 и летку для штейна 5. Печной под 6 набивается огнеупорной глиной и затем наваривается слоем чистого кварцевого песка. При плавке в пламенной печи наряду с образованием штейна (Cu2S + FeS) возможно восстановление меди по реакции

2CU20 + Cu2S = 6Cu -j- S 0 2.

Но металлическая медь тут же переходит в сульфид:

2 Cu + FeS = Cu2S + Fe.

Окислению меди до Си20 препятствует также сернистое железо:

Cu20 + FeS = Cu2S 4-FеО.

Однако если в расплаве окажется недостаток FeS, то Си20 бу­ дет уходить в шлак, а это означает потерю меди. Вот почему в обожженном концентрате нужно оставить столько серы, сколько необходимо для связывания всей меди и железа в Cu2S и FeS.

Получаемый штейн состоит из 80—90% по весу из сульфи­ дов Си и Fe. Медь, содержащаяся в рудном концентрате, почти пол­

ностью переходит в штейн (до 96—99%). Потеря меди происходит за счет уноса пыли рудного концентрата и за счет перехода в шлак.

Для плавки медной руды, содержащей значительное количе­ ство пирита FeS2. может применяться плавка в шахтных печах. Шахтные печи имеют вертикально расположенное рабочее прост­ ранство, образованное кессонами — металлическими плитами, в полостях которых непрерывно циркулирует вода, охлаждающая стенки. Благодаря этому расплавленная шихта образует на стен­ ках затвердевшую корку, служащую футеровкой. Такое решение

Рис. 40. Медеплавильный конвертор

здесь применено потому, что обычная футеровка из огнеупоров очень быстро разъедалась бы расплавленными шлаками.

Процесс плавления в шахтной печи идет преимущественно за счет сгорания FeS2- Для устойчивости процесса в шихту добавля­ ется кокс (3—4% от веса руды).

По сравнению с плавкой в пламенной печи плавка в шахтной печи отличается меньшим содержанием меди в штейне (75—85%), так как руда не проходит предварительного обогащения, поэтому выход шлака на единицу веса штейна значительно выше.

Переработка штейна в конверторе. Полученный в различных плавильных устройствах штейн сливается в медеплавильный кон­ вертор (рис. 40) для получения черновой меди. Конвертор пред­ ставляет собой стальной кожух 1, имеющий магнезитовую футеров­ ку 9. Через фурмы 8, расположенные по образующей конвертора, вдувается воздух, поступающий из воздухопровода 11. Воздух (в отличие от сталеплавильных конверторов) подводится через боковые фурмы в связи с* высокой теплопроводностью меди, что при подаче воздуха снизу вызвало бы быстрое охлаждение и за­ твердевание расплава. Корпус конвертора охватывается двумялободами 2, опирающимися на две пары роликов 5, вращающихся в опо­ рах 10. От мотора 7 через редуктор приводится во вращение зубча­ тая передача 6, обеспечивающая поворот конвертора на 180° от среднего положения. Заливка штейна и выпуск получаемой меди производятся через горловину 3. Флюс (кремнезем) во время плав­

75

ки подается через отверстие 4 в одной из торцевых стенок. Емкость такого конвертора 15—100 г.

В конверторе окисляется большое количество S и Fe, содержа­ щихся в штейне (до 80% по весу), поэтому длительность процесса доходит до 10— 12 ч и более. Окисление S и Fe сопровождается вы­ делением тепла, поддерживающего в конверторе температуру во время продувки в пределах 11001200°.

Процессы, происходящие в медеплавильном конверторе, мож­

но разделить на два периода.

,

 

1. Окисление FeS и ошлакование окислов железа флюсами:

2FeS + 302 = 2Fe0 + 2S02;

FeO + Si02= FeO • Si02.

Исходя из состава штейна, можно предположить, что одновре­ менно с началом продувки начнет окисляться и полусернистая медь по реакции

2 Cu2S + 3 0 2= 2 CU20 + 2 S 0 2.

Но практически в первый период эта составляющая не окисляется, так как избыток сернистого железа приводит к реакции

Cu20 + FeS = Cu2S + Fe0.

Эту реакцию можно назвать основной для пирометаллургии меди, так как она раскрывает существо процесса: концентрация меди в штейне в виде сульфида Cu2S непрерывно возрастает, а окислы железа непрерывно обогащают шлак.

2. Окисление Cu2S и получение черновой меди. После окисле

ния всего сернистого железа

начинает выгорать сера, входящая в

Cu2S, и образовываться закись меди:

2 Cu2S + 3

0 2= 2 CU20 + 2S02.

Закись меди взаимодействует с оставшейся полусернистой медью, что приводит к получению черновой меди:

2CU20 + Cu2S = 6Cu + S 02.

Черновая медь содержит до 2% примесей, что требует последую­ щего рафинирования.

Рафинирование меди. Существуют два способа рафинирова­ ния черновой меди — огневой и электролитический.

При огневом способе в расплавленную черновую медь по труб­ кам вдувают воздух. В зависимости от степени сродства с кисло­ родом примеси, входящие в медь, окисляются в такой последова­ тельности: AI, Si, Mn, Zn, Sn, Fe, Ni, As, Sb, Pb, Bi, Cu. При этом часть примесей в виде окислов уходит в шлак (Fe203, А120 3, Si02), а часть удаляется с газами (PbO, ZnO и др.). Чтобы не окислялась медь (4 CU + 0 2-*2 CU20 ), на ванну металла насыпают слой древес­ ного угля и начинают восстановление окислов меди, находящихся

77

в расплаве. Для этого опускают сырые сосновые или березовые бревна, при перемешивании которыми в ванне происходят реакции:

CU20 + C->2CU + C0;

Cu20 -Ь СО—>-2Cu+ С 02.

Эта операция из-за выделения пузырьков газа вслед за переме­ щением бревен получила название «дразнение». Энергично выделя­ ющиеся пузырьки СО, С 02 и паров воды способствуют перемеши­ ванию меди и удалению из нее SÖ2 и других газов.

-Огневое рафинирование обеспечивает получение слитков со степенью чистоты 99, 5—99,7%.

Черновую медь, предназначенную для электролитического ра­ финирования, после выпуска из конвертора отвозят в ковше на ленточную разливочную машину. В изложницах, закрепленных на конвейере этой машины, медь затвердевает в виде Т-образных слит­ ков — «анодов» — весом 200—350 кг, которые после остывания опускают в ванны, выложенные внутри листовым свинцом (свинец часто заменяют пластмассами, например хлорвинилом). Между анодами подвешивают тонкие листы электролитически чистой меди (катоды). Ванна заполняется электролитом, состоящим из 10— 16%-ного водного раствора CuS04 с добавкой 10—16% H2S 0 4. При пропускании тока происходит растворение анода и осаждение меди на катоде.

Постоянный ток, применяемый для электролиза, имеет плот­ ность 150—200 а на 1 м2 катодной поверхности. Длительность элек­ тролиза около 20 дней. В нерастворимый осадок (шлам) переходят примеси, содержащиеся в черновой меди. Рафинированная этим способом медь содержит до 99, 98% Си.

Обычно электролизу предшествует огневое рафинирование, что уменьшает затраты на переработку и повышает качество меди.

§ 3. Металлургия алюминия

Общие сведения. Производство алюминия — одна из наиболее энергоемких отраслей металлургии: для получения 1 тметалла рас­ ходуется до 20 тыс. кет • ч электроэнергии.

Получение алюминия сводится к извлечению его из окиси алю­ миния А120 3 (глинозем) путем электролиза расплава глинозема и криолита (Na3AlFe). Электроды, применяемые для электролиза, должны быть изготовлены из очень чистых углеродистых материа­ лов.

Металлургия алюминия включает четыре самостоятельных производства: 1) получение чистого глинозема (из алюминиевых руд); 2 ) получение криолита и других фтористых солей; 3) произ­ водство угольных электродов; 4) электролиз расплава, содержа­ щего глинозем. Основными из них являются производство А120 3 и получение из него металлического алюминия. О масштабе этих производств можно судить по следующим цифрам: для получения

73

1 r Al нужно израсходовать около 2 тглинозема (или около 6 тбок­ ситов), 100 кг фтористых солей и 700 кг угольных электродов.

Производство глинозема. Основной алюминиевой рудой, слу­ жащей для получения чистого глинозема, являются бокситы, в со­ став которых входят гидроокислы алюминия А120 3 • Н20 и А120 3Х ХЗН20, различные окислы типа Fe203, Si02, Ті02, CaO, MgO, а так­ же соединения Na, К, Cr, Р, V и др. Качество бокситов тем выше, чем больше в них А120 3 и чем меньше Si02. Разнообразный харак­ тер и различное количество примесей, входящих в состав бокситов, а также амфотерность окиси алюминия обусловили чрезвычайное многообразие способов получения глинозема. Амфотерность А120 3 проявляется в одинаковости щелочных и кислотных свойств. С раст­ ворами кислот гидроокись алюминия реагирует как основание, об­ разуя алюминиевые соли этих кислот, например:

А120 3 • 3 Н20 + 6 НС1 = 2 АІСІз + 6 Н20.

С растворами щелочей гидроокись алюминия реагирует как кислота, образуя щелочные соли — алюминаты, например:

А120 3 • 3 Н20 + 2 NaOH = Na80 • А120 3+ 4 Н20.

Все многообразие способов получения глинозема можно свести к трем группам: щелочные, кислотные и электротермические. В на­ шей стране распространены щелочные способы.

Мокрый щелочной способ применяется для получения глинозе­ ма из окислов, содержащих не свыше 5% Si02. Просушенный бок­ сит измельчают в шаровых мельницах, и полученную муку выще­ лачивают концентрированной щелочью NaOH в автоклавах. Авто­ клав представляет собой металлический цилиндр диаметром 1,6— 2,3 м и высотой 8 м, имеющий герметически закрывающиеся крыш­ ки, через одну из которых может подводиться пар при давлении 8—12 ати и температуре около 250°.

Гидроокись алюминия в автоклаве взаимодействует с едким натром по реакции

А120 3 • 3 Н20 + 2 NaOH = Na20 • А120 3+4 Н20.

Раствор алюмината натрия (Na20*A l20 3) в виде пульпы поступает на дальнейшую обработку.

Окислы железа, титана и кальция, содержащиеся в рудах, поч­ ти не растворяются и оседают в автоклаве в виде шлама. Сложнее удалить такую вредную примесь, как Si02. Кремнезем реагирует в автоклаве с NaOH и образует силикат натрия:

Si02+ 2 NaOH = Na20 • Si02+ H 20.

Удаление в осадок силиката натрия происходит при его взаимодей­ ствии с алюминатом натрия, находящимся в растворе:

2 (NasO • Si02) -f Na20 • AlА + 4 Н20 =

= NaaO • ALA, • 2 Si02 - 2 Н20 + 4 NaOH.

I

79

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ