Перспективи розвитку сталеплавильного виробництва

Розглянуті технологічні особливості виробництва сталі показують, що найбільші переваги серед них мають киснево-конвертерний і електропла­вильний способи. Тому вони поступово витісняють мартенівський про­цес (рис. 1.14).

Слід також звернути увагу на те, що сучасні способи одержання сталі ґрунтуються на двостадійній переробці залізних руд: спочатку з них ви­плавляють чавун, а потім із чавуну одержують сталь. Такий спосіб скла­дний, потребує великих витрат праці, часу, теплових і матеріальних ре­сурсів. При цьому потрібно враховувати і те, що сталеплавильне вироб­ництво є одним із інтенсивних забруднювачів атмосфери. Металургійний завод продуктивністю 10 млн т сталі за рік без суворих заходів контролю викидає щорічно в атмосферу понад 200 тис. т пилу, 50 тис. т сполук сір­ки, 250 тис. т оксидів вуглецю, азоту та інших елементів. Останнім часом на багатьох металургійних комбінатах досягнуто високого рівня робіт, пов'язаних з охороною навколишнього природного середовища від за­бруднювальних викидів та практичною утилізацією і раціональним ви­користанням усіх відходів виробництва.

У ряді країн в промислових масштабах здійснено виробництво заліза безпосередньо з руди за різними технологічними схемами.

Рис. 1.14. Світове ви­робництво сталі:

1 - в кисневих конверте­рах; 2 - в мартенівських печах; 3 - в електричних печах

Рис. 1.15. Схема процесу бездоменного виробництва сталі

Технологічну схему процесу бездоменного виробництва сталі показано на рис. 1.15. Сировиною для одержання заліза є концентрат з 70 % Fe, що подається трубопроводом 2 із збагачувального комбінату 1 у вигляді пуль­пи (суміші з водою). Після відстоювання пульпи осад концентрату зневод­нюється за допомогою дискових вакуум-фільтрів 3, змішується в барабан­них змішувачах 4 із зв'язкою (бентонітом) і піддається гранулюванню в установці 5. Одержані обкотки обпалюють у печі 6 і подають конвеєром у шахтну піч 8 прямого відновлення заліза. Знизу в піч подається газ-відновник з температурою 1000 °С під тиском 0,15 Па, який утворюється в рефор-мері 7 при взаємодії природного і колошникового газів: СН₄ + СО₂ -= 2СО + 2Н₂. У результаті реакції відновлення масова частка заліза в об-котках підвищується до 95 %. Далі обкотки надходять в електропіч 9 міс­ткістю 150 т, плавляться, метал очищається від домішок, до нього добав­ляють потрібні концентрати і дістають леговану сталь, яка розливається на МБЛЗ 10. Зливки підігрівають у печі 11 і прокатують на стані 12. Об'єм виплавленої цим методом сталі в світі поки що становить близько 2 %.

Більш раціональним є одностадійний високотемпературний процес прямого відновлення рідкого заліза при темпе­ратурі 1350...1650 °С. Цей процес здійс­нюється в протитечійній шахтній печі (рис. 1.16). Руда надходить у піч через за­вантажувальний пристрій 3. Крізь отво­ри 4 подається кисень, який забезпечує допалювання CO у верхній частині печі. Кільцевими трубами 2 крізь отвори 5 по­дається відновлювальний газ. Відновле­не залізо плавиться пальниками 1 і зли­вається крізь випускні отвори (фурми) 6. Подальша переробка заліза в сталь може бути такою самою, як і при низькотем­пературному процесі.

Запитання і завдання для самоконтролю

1. У чому суть виплавки сталі?

2. Охарактеризуйте суть виплавки сталі в конвертері, мартенівській

та елек­тричній печах. У чому перевага та недоліки цих способів,

перспективи їх розвитку?

3. Охарактеризуйте основні способи підвищення якості сталі

позапічною об­робкою.

ГЛАВА 4. ВИРОБНИЦТВО КОЛЬОРОВИХ МЕТАЛІВ

16. Виробництво алюмінію

Алюміній - найпоширеніший метал у земній корі. Його масова частка 8,8 %. Алюмінієвими рудами є боксити, нефеліни, апатити, алуніти. Алю­міній міститься в них у вигляді глинозему А1₂О₃, його гідратів АІ₂О₃ • пН₂О та інших сполук.

Основною промисловою сировиною для одержання алюмінію є бокси-ти До їхнього складу може входити до 60 % А1₂О₃; 13 % SiO₂; 23 % Fe₂O₃; 10 % ТіО₂. Алюміній у них міститься у вигляді гідроксидів А1₂О₃ • п Н₂О

Виробництво алюмінію складається з двох процесів: виділення глино­зему з руди і його електроліз.

1. Глиноземодержують з бокситів в основному лужним способом. Для цього подрібнений боксит піддають вилуговуванню в автоклавах при температурі 100...250 °С у концентрованому розчині лугу NaOH:

АI₂О₃ • п Н₂О + 2NaOH = Na₂O • АI₂О₃ + (n + 1) Н₂О.

Добре розчинений алюмінат натрію Na₂O • А1₂О₃ залишається у розчи­ні, а домішки (оксиди заліза, титану та ін.) випадають у осад. Відфільтрований розчин алюмінату натрію гідролізують:

Na₂O • АI₂O₃ + 4Н₂О = 2NaOH + 2АI (ОН)₃.

Гідроксид алюмінію АI(ОН)₃ випадає в осад. Його прожарюють при температурі 1200 °С в трубчастих обертових печах і дістають глинозем:

2АI (ОН)₃ = АI₂O₃ + ЗН₂O.

2. Електроліз глинозему.Утворений глинозем розчиняють у кріоліті -фториді натрію та алюмінію і піддають електролізу в електролізерах.

За конструкцією електролізери бувають різні. Найпоширеніші електро-лізери з самообпалювальними анодами (рис. 1.17). Ванна для електролізу є сталевим кожухом 1, футерованим шамотною цеглою 2 і вугляними бло­ками 3 і 12. У футеровку дна вмонтовані сталеві катодні шини 13. Ано­дами є вертикально розміщені вугляні електроди 9, занурені в розплав електроліту 4.

Рис. 1.17. Схема електролізера для добування алюмінію:

1 - сталевий кожух; 2 - шамотна футеровка; 3- вугляна футеровка;

4 - рідкий електроліт; 5 - глино­зем;

6 - кожух анода; 7 - металеві стрижні;

8 - анодна маса; 9 - анод;

10- кірка затверділого електролі­ту;

11 - рідкий алюміній; 1

2 - ка­тодні вугляні блоки;

13 - катодні шини

При проходженні струму напругою 4,0...4,5 В і силою 75...150 кА елек­троліт нагрівається до температури 930...950 °С. Частина електроліту утво­рює на боковій поверхні ванни захисний шар (гарнісаж), а на поверхні - кірку 10. На цю кірку періодично насипають чергову порцію глинозему 5.

Оскільки нижня частина анода 9 згоряє і він поступово опускається, потрібно нарощувати його верхню частину. Для цього в кожух 6 анода систематично завантажують анодну масу 8, яка плавиться за рахунок теп­лоти, що надходить з ванни, і потім коксується на поверхні анода, на­рощуючи його.

Дисоціація кріоліту і глинозему проходить за такими реакціями:

АI₂О₃ = А1³⁺ + AIO

АIO = АI³⁺ + 3О^2-.

Катіон А1³⁺ розряджається на катоді - дні ванни і утворює рідкий алю­міній, а аніон О^2- - на аноді. При цьому вуглець анода окислюється до CO і СО₂. Рідкий алюміній раз в 1.. .2 доби зливають за допомогою сифона або вакуум-ковша. Продуктивність електролізера - близько 350 кг алюмі­нію на добу. Щоб добути 1 т алюмінію, треба витратити 15...17 тис. кВт-год електроенергії.

3. Рафінування алюмініюполягає в продуванні рідкого металу хлором протягом 10... 15 хв. Утворюваний при цьому пароподібний хлорид алюмі­нію А1С1₃ адсорбується на поверхні неметалевих домішок, які спливають у вигляді шлаку. Хлор також сприяє видаленню розчинених газів (О₂, СО₂).

Після рафінування і відстоювання протягом ЗО...45 хв алюміній дося­гає чистоти 99,85 %. При більш високих вимогах до алюмінію щодо чис­тоти, його піддають ще й електролітичному рафінуванню. Такий алюмі­ній має чистоту до 99,99 %.

Первинний алюміній виготовляють особливої чистоти А999 (99,999 % А1); високої чистоти - А995 (99,995 % А1), А99 (99,99 % Al), A97 (99,97 % А1), А95 (99,95 % А1) і технічної чистоти - А85, А8, А7, А6, А5, АО (99,0 % А1).

17. Виробництво магнію

Масова частка магнію в земній корі 2,4 %. Рудами магнію є карналіт MgCl₂ • КС1 • 6Н₂О, магнезит MgCO₃, доломіт MgCO₃ • СаСО₃, бішофіт MgCl₂ • 6Н₂О.

Найпоширенішим способом виробництва магнію є електролітичний. Він складається з двох процесів - добування хлориду магнію MgO₂ і його електролізу.

1. Основною сировиноюдля виробництва магнію є карналіт. З метою збагачення карналіт обробляють гарячою водою. При цьому хлориди MgCl₂ і КС1 переходять у розчин, з якого при охолодженні дістають крис­тали штучного карналіту.

Для видалення вологи штучний карналіт обпалюють в обертових або з "киплячим" шаром печах і плавлять в хлораторах, щоб зменшити вміст оксиду MgO в безводному карналіті. Магнезит і доломіт спочатку обпа­люють, а потім піддають хлоруванню в присутності вуглецю і одержують хлорид магнію MgCl₂.

2. Електроліз хлоридумагнію здійснюють у футерованих шамотом електролізерах, які складаються з ряду комірок з вугляним анодом 4 (рис. 1.18) і двома катодами у вигляді сталевих пластин 2. У верхній герметизованій частині комірки анодний простір відокремлений від катодного шамот­ною перегородкою 1 для збирання і відведення хлору.

Електролітом для добування магнію є розплав солей MgCl₂, СаС1₂, NaCl, KC1 з добавкою NaF і KF. Електроліз ведуть при температурі 720 °С, електричній напрузі близько 3 В і силі електричного струму ЗО...50 кА. Витрата електроенергії для добування 1 т магнію становить 15...17кВт- год.

Іони магнію, що утворюються при електролізі, розряджаються на ка­тодних пластинах 2, збираються в краплі й спливають на поверхню елек­троліту. Рідкий магній періодично видаляють вакуум-ковшом. Іони хло­ру розряджаються на аноді, виходять на поверхню під перегородкою 1 і відкачуються насосом. На дні ванни утворюється шлам 3.

3. Рафінування магнію.Чорновий магній містить до 2...5 % різних до­мішок, тому в більшості випадків його піддають рафінуванню - переплавці з флюсами, до складу яких входять хлориди магнію, барію, калію, натрію

тощо. Переплавку здійснюють в елек­тропечах при температурі 720 °С про­тягом 0,5... 1 год. Перемішування роз­плаву сприяє розчиненню домішок у флюсі, спливанню та переходу в шлак. Чистота рафінованого магнію досягає 99,9 %.

Рис. 1.18. Схема електролізера

для добування магнію:

1 - перегородка; 2 - сталеві катоди;

3 - шлам; 4 - графітовий анод

Більш глибоке очищення магнію можна здійснити його сублімацією у вакуумі.

Магній-сирець 8 (рис. 1.19) заванта­жують у сталеву реторту 4, яка герметично закривається кришкою 2. У верхній частині реторти встановле­но кільцеву камеру 3. Кришка і кіль­цева камера охолоджуються текучою водою. Розрідження в порожнині ре­торти утворюється за допомогою ва­куум-насоса, з'єднаного з ретортою трубкою 1. Нижня частина реторти є субліматором. її встановлено в нагрів­нику, який становить собою спіраль-опору б, вміщену в теплоізоляції 7. Під час проходження електричного струму нижня частина реторти нагрі­вається до температури 600 °С. Внаслідок цього в умовах глибокого ва­кууму в нижній частині реторти утворюється пара з магнію, яка прони­кає по кільцевій щілині між стінкою реторти й екраном 5 у зону конденса­ції. Тут пара, стикаючись із більш холодними стінками реторти (з темпе­ратурою 450...500 °С), осідає на них у вигляді кристалів магнію 9. Після рафінування магній переплавляють і розливають у зливки.

Магній можна одержати також термічним способом - відновленням його оксиду MgO вуглецем, силіцієм або феросиліцієм при високих тем­пературах та відносно глибокому вакуумі.

Виплавляється первинний магній таких марок: Мг96 (99,96 % Mg), Мг95 (99,95 % Mg) і Мг90 (99,90 % Mg).

Виробництво титану

За масовою часткою у земній корі (0,61 %) титану належить четверте місце після алюмінію, заліза та магнію. Відомо близько 60 мінералів ти­тану, з них найбільш промислове значення мають ільменіт FeO • ТіО₂, рутил ТіО₂, сфен (титаніт) СаО • ТіО₂ • SiO₂.

Важливим джерелом ільменіту є титаномагнетитові залізні руди - су­міші ільменіту з магнетитом Fe₃O₄ і частково з гепатитом Fe₂O₃. Після гравітаційного і магнітного збагачення цих руд дістають концентрат з масовою часткою до 40 % ТіО₂, 50 % оксидів заліза та до 8... 10 % інших оксидів.

1. Добування титану.Відомо кілька способів добування титану. Часті­ше для цього застосовують вибірне відновлення за схемою, наведеною на рис. 1.20.

Рис. 1.20. Схема виробництва титану

За цією схемою концентрат шихтують з коксом, брикетують і переплав­ляють в електропечі. В результаті плавки відновлюються оксиди заліза і утворюється чавун з 2,5...3,0 % С та невеликою кількістю (0,4...0,9 %) Si і Мn. Оксиди титану та силіцію утворюють шлак з масовою часткою 65...85 % ТіО₂, 10... 15 % SiO₂ та інших оксидів. Цей шлак піддають хлору-

ванню - обробці в хлораторі розплавленими хлоридами MgCl₂, KaCl, NaCl. Хлор надходить у хлоратор через ряд фурм.

У присутності коксу ТіО₂ хлорується при температурі близько 600 °С за реакцією ТІO₂ + 2С1₂ + С = ТІС1₄ + СO₂.

Разом с хлоридом титану утворюються і хлориди деяких домішок (SіС1₂, FeCl₃, MgCl₂ та ін.).

Хлорид ТіС1₄ плавиться при температурі мінус 23 °С і кипить при 136 °С. Тому він виділяється в хлораторі у вигляді пари, яка вбирає в себе леткі хлориди силіцію та заліза. Менш леткі хлориди магнію, кальцію та інших металів утворюють рідину.

Парогазову суміш із хлоратора спрямовують у складну систему кон­денсаційних установок, в яких вона ступінчасте охолоджується і завдя­ки різній температурі конденсації домішок хлоридів і титану очищається. Після конденсації ТіС1₄ відстоюють від твердої фази і піддають складно­му тривалому очищенню методом ректифікації. Металевий титан діста­ють відновленням ТіС1₄ магнієм у циліндричних сталевих герметичних ретортах діаметром 0,9...1,5 м і заввишки 1,8...3,0 м. Реторту вставляють вертикально в електропіч опору. Зверху реторта закривається кришкою з патрубками для подавання магнію, хлориду ТіС1₄, відкачування і підве­дення аргону.

Після відкачування повітря реторту заповнюють аргоном, нагрівають до температури 750...800 °С, заливають рідкий магній і починають пода­вати рідкий хлорид титану. Відновлення відбувається за реакцією

ТІС1₄ + 2Mg = 2MgCl₂ + Ті.

Титан в реторті виділяється у вигляді губки, а рідкий хлорид маг­нію періодично виливають крізь патрубок в дні реторти. Після завер­шення реакції включають нагрівання і витримують реторту ще 1 год при температурі 1000...1100 °С. Після цього реторту виймають із печі й охо­лоджують до температури 20...40 °С. Весь процес відновлення в завод­ських умовах триває 30...35 год. За одну операцію добувають до 1,5 т ти­тану.

Титанова губка містить до 35...45 % магнію і хлориду магнію, а також деякі інші домішки. Тому її очищають методом вакуумної дистиляції - видержуванням протягом 25...40 год у вакуумі з залишковим тис­ком близько 0,1 Па при температурі 900 °С. При цьому частина домішок виводиться у вигляді розплаву, інші випаровуються, а потім конден­суються.

Титанову губку плавлять у вакуумних електродугових печах з мід­ним тиглем, який охолоджується водою. Одним із електродів є стри­жень з пресованої титанової губки, другим - розплавлений метал. Під час -

горіння дуги стрижень оплавляється, краплі титану стікають І затверді-вають у зливок. Вакуум захищає метал від окислювання і сприяє його очищенню від розчинених газів. Проте одержані зливки ще містять деякі домішки і мають різні дефекти. Тому застосовують повторну переплавку, в якій зливки є електродами. Вторинні зливки мають значно більшу чис­тоту.

У рідкому стані титан енергійно взаємодіє майже зі всіма вогнетривки­ми матеріалами, з яких виготовляють тиглі. Тому титанові відходи пере­плавляють вакуумно-дуговою гарнісажною плавкою в графітовому тиг­лі, внутрішня поверхня якого облицьована шаром твердого титану зав­товшки 2...З мм (гарнісажем). У тигель завантажують титанові відходи і титанову губку. Плавку ведуть у вакуумі за допомогою дуги між титано­вим електродом і шихтою. Гарнісажні печі дають змогу одержати до 5... 10 т рідкого металу за плавку.

Чистота титану, утвореного переплавкою губки, становить 99,6... 99,7 %. Титан з меншим вмістом домішок добувають термічним розкла­данням його летких сполук. Особливо легко розкладаються сполуки ме­талів з йодом. Такий спосіб очищення називають йодидним.

Йодидне очищення титану здійснюється в реакторі - молібденовому циліндрі з необхідними пристроями. Забруднений титан (губку) заванта­жують у реактор і нагрівають до температури 550 °С. Потім реактор знегажують відкачуванням вакууму, охолоджують до температури 200 °С і вводять йод. Утворюється сполука - тетрайодид титану ТіІ₄ з температу­рою плавлення 156 °С.

Термічна дисоціація відбувається за рівнянням:

Утворювані пари йодиду ТіІ₄ попадають на поверхню розміщеного в реакторі тонкого титанового дроту завдовжки близько 2,5 м, нагрітого пропусканням електричного струму напругою 40 В і силою близько 60 А до температури 1300 °С, і розпадаються з виділенням атомів титану (чис­того) і утворенням прутка діаметром у кінці процесу 25...30 мм. При цьо­му атоми йоду звільняються і знову реагують з титаном.

Особливістю йодидного способу очищення є те, що найбільш шкідливі домішки (С, О₂, N₂) не транспортуються йодом від забрудненого металу до чистого на розжареному дроті, тому цей спосіб забезпечує одержання високопластичного металу. Цей спосіб застосовують також для очищен­ня хрому, ванадію, цирконію, торію та інших металів.

Губчастий титан виплавляють марок ТГ90, ТГ100...ТГ150, де число визначає твердість губки за Брінеллем. Технічний титан, одержаний пе­реплавкою губки і відходів: ВТ1-00 (99,53 % Ті), ВТ1-0 (99,46 % Ті).

19. Виробництво міді

Масова частка міді в земній корі 0,01 %. Мідні руди містять 1...5% міді. Мідь у них міститься у вигляді сірчистих сполук CuS, Cu₂S або CuFeS₂, оксидів СuO і Сu₂О, карбонатів. Поряд з міддю ці руди часто містять ні­кель, цинк, свинець, золото, срібло та інші метали.

Добувають мідь з сульфідних руд пірометалургійним способом. У про­цес виплавлення міді входять: збагачення і випалення руди, виплавлення напівпродукту - штейну, з якого потім одержують чорнову мідь. Для очи­щення від домішок чорнову мідь рафінують.

1. Збагачують мідні руди методом флотації, заснованим на різному змо­чуванні водою сполук міді й пустої породи. У флотаційній машині подріб­нена руда, вода і флотаційні реагенти (наприклад, смерекова олія) утво­рюють пульпу. Флотаційні реагенти адсорбуються на частинках руди у вигляді погано змочуваної водою плівки. При продуванні пульпи буль­башки повітря концентруються на поверхні цих частинок і піднімають їх наверх, утворюючи шар піни, а змочувана водою пуста порода осідає на дно ванни. Після фільтрації і сушіння зібраної піни утворюється концен­трат з масовою часткою міді 15...35 %.

2. Випалюють концентрат при температурі 750...850 °С в повітряній ат­мосфері з метою окислення сульфідів і зменшення вмісту сірки. Прогре­сивним є випалювання у "киплячому" шарі. Концентрат завантажують у піч крізь вікно 3 (рис. 1.21). Знизу в піч каналом 2 крізь отвори в піддоні 1 надходить повітря. Тиск повітря встановлюється таким, щоб частинки концентрату були в завислому ("киплячому") стані. Випалений концент­рат "переливається" через поріг печі 5 у ви­гляді недогарка. Сірчисті гази, що відхо­дять, очищають у циклонах 4 і направ­ляють в сірчанокислотне виробництво.

3. Штейн виплавляють із концентрату в полуменевих відбивних печах (рис. 1.22). Такі печі будують завдовжки 40 м і місткіс­тю шахти 100 т і більше. Опалюють піч мазутом, пилом вугілля або газом. Мак­симальна температура в головній частині печі 1550 °С поступово зменшується до хвостової частини до 1250... 1300 °С. Ших­ту 5 завантажують на під 4 вагонеткою 1 крізь отвори в склепінні 2. Під час плавки сульфід міді Cu₂S реагує з оксидом Си₂О і утворюється мідь:

Cu₂S + 2Cu₂O = 6Cu + SO₂.

Мідь, що утворилась, і оксиди, які залишилися, реагують з сульфідом заліза:

2Cu + FeS = Cu₂S + Fe;

Cu₂O + FeS = Cu₂S + Fe.

У результаті цих реакцій на поді печі скупчується і по льотці 3 стікає у ківш розплавлений мідний штейн - сплав сульфідів Cu₂S, FeS, сульфідів металів-домішок та оксиду Fe₃O₄ з масовою часткою 20...45 % Сu, 20...40 % Fe, до 25 % S та домішки Аu, Ag, Zn, Ni тощо. Одночасно в печі утворюється шлак, в якому збираються оксиди, розчинені в розплавленому силікаті заліза.

Останнім часом для плавлення концентратів застосовують електричні печі і плавлення в киплячому стані, що дає змогу підвищити продуктив­ність процесу майже втричі порівняно з полуменевою відбивною піччю і зменшити енергозатрати на 30 %.

4. Чорнова мідь утворюється при продуванні розплавленого штейну повітрям у конвертері (рис. 1.23) - горизонтально розташованій посудині з листової сталі завдовжки 5... 10 м і діаметром 3...4 м, футерованій магне­зитовою цеглою. Повітряне дуття підводиться трубами 3 і подається все­редину конвертера 2 крізь 40...50 фурм 4, розміщених по його твірній. Для заливання штейну в горловину 1 і виливання продуктів плавлення конвер­тер повертають на роликах 5.

Конвертування проходить за два періоди. У першому періоді (5. ..25 год) окислюються сульфіди заліза і міді:

2FeS + ЗО₂ = 2FeO + 2SO₂;

2Cu₂S + ЗО₂ = 2Cu₂O + 2SO₂.

Оксид заліза FeO зв'язується флюсом - кремнеземом SiO₂ і виділяється в шлак 2FeO - SiO₂.

У другому періоді (2...З год) окислюються сульфіди міді й відновлю­ється мідь:

2Cu₂S + ЗО₂ = 2Cu₂O + 2SO₂;

Cu₂S + 2Cu₂O = 6Cu + SO₂.

Виплавлену мідь називають чор­новою тому, що вона містить до 1,5 % домішок. Для очищення домі­шок чорнову мідь піддають вогне­вому і електричному рафінуванню.

5. Вогневе рафінуванняполягає в окисленні домішок у відбивних пе­чах при продуванні чорнової міді по­вітрям. При цьому кисень повітря сполучається з міддю і утворює ок­сид Си₂О, який потім реагує з доміш­ками металів (Me) за реакцією

Cu₂O + Me = 2Cu + MeO.

Одночасно окислюється і сірка:

Cu₂S + 2Cu₂O = 6Cu + SO₂.

Після цього мідь розкислюють - відновлюють Сu₂О, перемішуючи при­родним газом СН₄. Вуглеводи сприяють видаленню газів і відновленню міді: 4Сu₂О + СН₄ = 8Сu + 2Н₂О + СО₂.

Після вогневого рафінування чистота міді досягає 99,7 %. Із неї відли­вають чушки для одержання сплавів або плити для електролітичного ра­фінування.

6. Електролітичне рафінуваннязастосовують для одержання міді чис­тотою 99,95 %. Електроліз проводять у спеціальних ваннах.

Анодами є пластини з чорнової міді розміром 1 × 1 м завтовшки 50 мм, катодами - листи завтовшки 0,5 мм з чистої міді, електролітом - водяний розчин сірчаної кислоти і сірчанокислої міді.

При проходженні струму напругою 2...3 В і густиною 100...400 А/м² анод розчиняється, мідь переходить у розчин у вигляді катіонів, які потім роз­ряджаються на катодах і відкладаються шаром чистої міді. При цьому домішки осідають на дно ванни у вигляді шламу. Іноді в шламі міститься до 35 % Ag, 6 % Se, 3 % Fe, 1 % Au та інші цінні елементи. Тому шлами переробляють з метою вилучення цих елементів.

Первинну мідь поставляють таких марок: МОО (99,99 % Сu), МО (99,95 % Сu), МІ (99,9 % Сu), М2 (99,7 % Сu), МЗ (99,5 % Сu).

20. Виробництво нікелю

Масова частка нікелю в земній корі становить 0,008 %. У природі він трапляється у вигляді сульфідних мідно-нікелевих і окислених (силікат­них) руд з масовою часткою 0,3...2,0 % Ni.

Сульфідні мідно-нікелеві руди - цінна поліметалева сировина. Поряд з нікелем вони містять також мідь (переважно у вигляді халькопіриту CuFeS₂), Co, Au, Ag, Pt. Із цих руд добувають понад 90 % Pt від загально­го її видобутку.

В окислених нікелевих рудах цінним супутником є кобальт, а іноді в значних кількостях залізо.

Виробництво нікелю із руд - складний багатостадійний процес і має багато спільного з виробництвом міді. Спочатку руду збагачують мето­дом флотації з виділенням мідного і нікелевого концентратів (4...5 % Ni). Нікелевий концентрат звичайно частково випалюють, потім окусковують методом агломерації або обкатування. Після цього концентрат в су­міші з флюсами плавлять в електричних або відбивних печах, щоб вида­лити пусту породу і перевести нікель у сульфідний розплав (штейн) з ма­совою часткою 10...15 % Ni. Поряд з нікелем у штейн переходить части­на заліза, кобальт і майже повністю мідь і благородні метали.

Рідкий штейн продувають у конвертері - окислюють залізо і одержу­ють файнштейн (сплав сульфідів і міді), який після охолодження подріб­нюють і направляють на флотацію для розділення цих сульфідів. Нікеле­вий концентрат обпалюють у "киплячому" шарі до практично повного видалення сірки і одержання оксиду NiO.

Чорновий нікель дістають відновленням його оксиду в дугових електро­печах і розливають у плити масою до 300 кг і розміром 800 х 900 мм -аноди для електролізного очищення. Катодами є листи із корозостійкої сталі або титану. Чистота електролітичного нікелю становить 99,99 %.

Для виділення міді й одержання нікелю високої чистоти використову­ють також карбонільний процес, заснований на зворотності реакції:

Ni + 4CO = Ni(CO)₄.

Карбоніл нікелю Ni(CO)₄ утворюється при тиску 1 ...20 МПа і темпера­турі 200...250 °С, а його розкладання - при атмосферному тиску і темпе­ратурі 200 °С. Карбонільний нікель виділяється у вигляді порошку висо­кої чистоти.

Із окислених руд нікель добувають за дещо відмінною технологією або різними гідрометалургійними способами - аміачним вилуговуванням від­новленої руди, сірчанокислотним автоклавним вилуговуванням тощо.

Нікель виплавляють таких промислових марок: НО (99,99 % Ni), НІ (99,93% Ni ), Н2 (99,8 % Ni), НЗ (98,6 % Ni), H4 (97,6 % Ni).

21. Виробництво тугоплавких металів

До тугоплавких належать метали, які мають температуру плавлення вищу, ніж у заліза, тобто 1539 °С. Проте, виходячи з певного комплексу характеристик, до цієї групи металів включають Сr (1870 °С), V (1900 °С), Nb (2500 °С), Mo (2620 °С), Та (2996 °С), W (3410 °С).

Оскільки Сr і V мають найменшу температуру плавлення, а Сr до того ж крихкий при температурі до 350 °С, найбільшу цінність як конструкцій­ні матеріали має так звана "велика четвірка" тугоплавких металів: W, Мо, Nb і Та.

Тугоплавкі метали довгий час вважали непридатними для використання як конструкційні матеріали через їхню крихкість. Тепер відомо, що їхня пластичність значною мірою залежить від наявності домішок, в основно­му вуглецю та газів (О₂, Н₂, N₂). Використання їх як конструкційних ма­теріалів стало можливим після розробки способів очищення металів до винятково малої масової частки домішок (10^-4 …10^-6 %).

Тугоплавкі метали одержують відновленням їхніх сполук активними металами, вуглецем або воднем, а також електролізом.

Хромміститься в земній корі в кількості до 3 • 10^-2 % у вигляді кисневих сполук. Основною його рудою є хромистий залізняк FeCr₂O₄ з масовою часткою 42...55 % Сr₂О₃.

Залежно від призначення хром дістають у вигляді чистого металу або сплаву з залізом - ферохрому (60...85 % Сr). Ферохром виготовляють пря­мим відновленням хромової руди вуглецем (коксом) або силіцієм в елек­тродугових печах.

Металевий хром одержують відновленням оксиду Сг₂О₃ алюмінієм чи силіцієм, або електролітичним відновленням розчинів його сполук.

Одним із способів одержання досить чистого хрому є електролітичне осадження із водяних розчинів хромово-амонієвих галунів або хромової кислоти. Однак такий хром містить значну кількість домішок кисню і водню. Водень можна видалити нагріванням у вакуумі, а кисень - висо­котемпературною обробкою воднем. Найчистіший хром дістають елек­тролітичним рафінуванням, а також йодидним очищенням.

Ванадійдосить поширений у земній корі елемент (1,5 • 10^-3 %). Відомо понад 65 мінералів, що містять у собі ванадій. Промислове значення ма­ють титаномагнетитові залізні руди (містять до 1 % V) і осадові залізні руди (містять до 0,1 % V). Під час плавки таких руд у домні ванадій пере­ходить у шлак з масовою часткою 10...15 % V₂O₅. Шлак обпалюють ра­зом з NaCl при температурі 800...850 °С, вилужують обпалений матеріал водою і розводять сірчаною кислотою. Виділений із розчину і переплавле­ний технічний оксид ванадію містить близько 95 % V₂O₅, 3 % Na₂O, 1 % Fe та інші домішки. Його використовують для виплавки ферованадію (сплав заліза з 35...70% V) і одержання чистого оксиду V₂O₅ для виробництва металевого ванадію. Такий ванадій дістають кальцієтермічним віднов­ленням V₂O₅ або магнієтермічним відновленням хлориду VC1₃ (одержу­ють хлоруванням ферованадію). Найчистіший ванадій дістають йодид­ним методом.

Ніобійміститься в земній корі в кількості 2 • 10~³ %. У численних міне­ралах він майже завжди є разом з танталом. Чистих ніобієвотанталових мінералів налічується

до 80.

Основними видами сировини для виробництва ніобію є лопарит з масовою часткою 8...10% (Nb,Ta)₂O₅, пірохрол - 37...65% Nb₂O₅ і до 10 % Та₂О₅; колумбіт-танталіт - 82...86 % (Nb₂O₅ + Ta₂O₅). Домішками в них можуть бути Si, Ті, Sn, Th, Fe, Ca та ін.

Руди ніобію бідні, оксиду в них звичайно 0,05...0,50 %, рідше 2 %. Тому їх обов'язково збагачують різними методами: гравітаційним з наступною флотацією, електромагнітною сепарацією тощо. Масова частка Nb₂O₅ у концентраті становить 30...60%. Більшу частину концентратів перероб­ляють алюміно- або силіцієтермічним відновленням на фероніобій (40...60 % Nb ) і феротанталоніобій (до 50 % Nb + Та).

Оскільки ніобій і тантал мають досить близькі хімічні та фізичні влас­тивості, виробляти чистий ніобій дуже важко.

У результаті досить складної хімічної і термічної обробки концентрату виділяють чисті сполуки: оксид Nb₂O₅ і фторніобат калію K₂NbF₇.

Із оксиду ніобій дістають звичайно в дві стадії. Спочатку із суміші Nb₂O₅ і сажі в атмосфері водню при температурі 1800 °С одержують карбід ніо­бію, потім із суміші карбіду і оксиду при 1800... 1900 °С у вакуумі - поро­шок ніобію.

Фторніобат калію відновлюють натрієм при температурі 1000 °С і діс­тають ніобій також у вигляді порошку. Здобутий порошок переробляють у компактний метал методом порошкової металургії: спресовують у шта-бики, спікають у вакуумі при температурі 2300 °С і проковують у холод­ному стані. З отриманих заготовок виготовляють прутки, дріт, пластини, стрічку тощо. Для одержання великих заготовок спечені штабики пере­плавляють у вакуумній дуговій печі.

Ніобій високої чистоти дістають електронно-променевим вакуумним плавленням, електролітичним і йодидним рафінуванням.

Тантал. Масова частка танталу в земній корі 2 • 10^-4 %, тобто в 10 ра­зів менша, ніж ніобію. Руди танталу рідкісні, звичайно комплексні й бід­ні. У промисловості використовуються навіть руди, які містять танталу до сотих часток процента.

Виробництво танталу мало чим відрізняється від виробництва ніобію. Після обробки концентрату одержують фтортанталат калію K₂TaF₇ і пентаоксид Та₂О₅, які відновлюють, як і ніобій, відповідно натріє- або карботермічним методом з незначними відмінностями і переробляють по­рошковою металургією в ковкий метал.

Молібден міститься в земній корі в кількості 3 • ІО^-4 %. Відомо близько 20 мінералів молібдену. Найважливіші з них такі: молібденіт MoS₂, повеліт СаМоО₄, молібдит Fe₂(MoO₄) • nН₂О і вульфеніт РвМоО₄.

Основною сировиною для виробництва молібдену і його сплавів є стан­дартні молібденові концентрати з масовою часткою до 50 % Мо, 32 % Si, 5 % SiO₂ і домішок Fe, Cu, Ca та інших елементів.

Концентрати піддають окислювальному випалюванню при 550...600 °С звичайно в печах з киплячим шаром. Продукт випалювання - недогарок

є оксидом МоО₃, забрудненим домішками. Чистий оксид МоО₃, потріб­ний для виробництва металевого молібдену, одержують сублімацією при 950...1000 °С, або хімічним методом - вилуджування молібдену аміачною водою з утворенням молібдату амонію, прожарювання якого при темпе­ратурі 450...550 °С дає чистий оксид МоО₃ з вмістом не більш як 0,05 % домішок.

Металевий молібден дістають у вигляді порошку відновленням окси­ду МоО₃ у потоці сухого водню в трубчастих печах за два етапи: при 550...600 °С і 950...1000 °С. Потім методом порошкової металургії одержують заготовки- штабики перерізом 20...80 мм² і завдовжки 450...600 мм.

Для одержання крупних заготовок масою до 2 т застосовують плавку в печах з охолоджуваним мідним тиглем і електродом із спечених штабиків.

Феромолібден (до 50...70% Мо) дістають відновленням обпаленого концентрату (недогарка) феросиліцієм у присутності оксиду заліза Fe₃O₄.

Вольфраммало поширений у природі; його масова частка в земній корі становить 1 • 10^-4 %.

Основною сировиною для виробництва вольфраму є вольфраміт (Fe, Mn)WO₄ і шеєліт CaWO₄ з масовою часткою WO₃ лише до 2 %, тому їх збагачують різними способами, щоб одержати концентрати, які містять 50...60%WO₃.

Переробляють концентрати в компактний метал за три етапи: а)хімічне виділення чистої вольфрамової кислоти H₂WO₄ або її солей; б) віднов­лення оксиду WO₃ до металевого порошку; в) перетворення порошку в компактний метал.

Через високу температуру плавлення компактний вольфрам виробля­ють в основному методом порошкової металургії. Порошок пресують у штабики під тиском 200...300 МПа, спікають при температурі до 1300 °С у водні, а потім зварюють при температурі близько 3000 °С, пропускаю­чи крізь них електричний струм. Одержані штабики нагрівають до 1300...1600 °С у печі з водневою атмосферою і проковують. Із отриманих таким способом заготовок обробкою тиском виготовляють прутки, дріт, пластини, стрічки тощо.

Значні труднощі виникають під час виробництва листів із вольфраму, як і молібдену, оскільки при високій температурі вони інтенсивно окис­люються і забруднюються. Щоб цього уникнути, обладнання для про­катування розміщують у спеціальних камерах і навіть цехах, наповнених інертним газом. У таких цехах робітники працюють у спеціальних ска­фандрах.

Запитання і завдання для самоконтролю

1. У чому суть процесів виробництва кольорових металів?

2. Наведіть характеристику основних способів рафінування

кольорових ме­талів.

3. Наведіть особливості виробництва тугоплавких металів.

Глава 5. ОСНОВИ ПОРОШКОВОЇ МЕТАЛУРГІЇ

22. Загальні відомості

Порошкова металургія - це галузь, що охоплює виробництво порошків металів, їхніх сплавів і сполук, а також неметалевих матеріалів (графіту, сажі) і одержання з них напівфабрикатів, заготовок або готових виробів. При цьому основний компонент таких матеріалів не доводять до плавлення.

Сьогодні світове виробництво порошків металів (Fe, Cu, Ni, Co, Cr, W, Mo, V та ін.) і їхніх сплавів, а також сполук (карбідів, боридів, силіцидів тощо) з частинками розміром від ОД... 1,0 мкм до 1 мм перевищує 1 млн т за рік, а виробів з них - 550...600 тис. т. Щорічний приріст порошкової металургії становить в середньому 6...S %, а іноді 15...20 %.

Метод порошкової металургії цінний насамперед тим, що дає змогу діставати матеріали, які іншими методами дістати неможливо, наприклад, з металів із значною різницею температури плавлення (W + Cu; W + Ag та ін.), з металів і неметалів (бронза + графіт), з хімічних сполук (оксидів, карбідів, нітридів), з матеріалів з певною пористістю (підшипники ков­зання, фільтри), з особливими електричними, магнітними та іншими влас­тивостями.

Особливе місце серед порошкових матеріалів належить твердим спла­вам, їх дістають із порошків карбідів WC, ТіС, ТаС з додаванням по­рошку кобальту. Вони мають велику твердість (85...92 HRA) і теплостій­кість (900...1000 °С). Застосовують їх переважно для оснащення різального інструменту, який працює при значних навантаженнях і швидкостях різання.

Порошкова металургія відзначається також мінімальними втратами (іноді до 10 разів) матеріалів для виготовлення виробів, дає змогу значно зменшити верстатний парк та кількість робітників. Тому цей метод є ви­сокоефективним також при виготовленні деталей загального машинобу­дування або побутового призначення, які дістають литтям та обробкою різанням. Такі вироби виготовляють з порошків сталі, бронз, латуней та інших матеріалів, їх, як і литво, можна додатково обробляти різанням, піддавати термічній обробці.

Технологічний процес порошкової металургії включає (рис. 1.24) одер­жання порошків, підготовку шихти, пресування (формування) і спікання, а в деяких випадках і додаткову обробку - гаряче допресування, калібру­вання, просочування мастилами тощо.

23. Добування порошків

Для виготовлення спечених виробів використовують порошки розміром 0,5...500 мкм. Дістають такі порошки механічними та хімічними методами.

1. Механічні методи- це розмел стружки та відходів металообробки, розпилення рідкого металу.

Розмел здійснюють у вихрових і кульових млинах.

Рис. 1.24. Узагальнена технологічна схема виробництва

сталевих порошкових напів­фабрикатів і виробів

Вихровий млин (рис. 1.25) складається з футерованого зносо­стійкою сталлю кожуха, всередині якого обертаються з частотою близь­ко 300 об/хв два пропелери 1, що створює в робочій камері 2 вихрові по­токи. Кусочки подрібнюваного металу у вигляді січки або дрібної струж­ки із бункера 5 надходять у камеру 2, підхоплюються цими потоками і, стикаючись між собою, подрібнюються на частинки порошку розміром 50...200мкм.

Під час розмелу частинки металу інтенсивно нагріваються. Для запо­бігання окисленню і самозайманню порошку кожух млина має водоохолоджувану оболонку, а в камеру нагнітається інертний або захисний газ. Він підхоплює частинки порошку і переносить у приймальну камеру 4, де крупні частинки відділяються і направляються в осаджувальну камеру 3 і далі на додатковий розмел, а дрібні - в контейнер.

У вихрових млинах подрібнюють в'язкі та крихкі метали (залізо, мідь, алюміній, вуглецеві й леговані сталі).

Кульовий млин має вигляд сталевого або футерованого твер­дими сплавами барабана, в якому міститься матеріал, розмелюваний важ­кими сталевими або твердосплавними кулями. Під час обертання бара-

- бана кулі підіймаються вгору, а потім, падаючи на розмелюваний мате­ріал, подрібнюють його. Частота обертання барабана залежить від його діаметра (звичайно 100...1500 мм) і становить 30...120 об/хв.

У кульових млинах подрібнюють крихкі, непластичні матеріали (силі­цій, манган, хром, різні тугоплавкі сполуки). Берилій і манган розмелю­ють в азоті або аргоні, оскільки при значному подрібненні підвищується окислюваність і пірофорність їх.

У кульових млинах можна отримати найдрібніші частинки порошків розміром у кілька мікрометрів.

Спосіб одержання порошків розпиленням струменю рідкого металу (рис. 1.26) застосовують в основному для легкоплавких металів (олово, свинець, цинк, алюміній), заліза, нікелю та деяких інших металів, які ма­ють температуру плавлення до 1500 °С. Цей спосіб простий і водночас високопродуктивний. Недоліком його є можливість окислення порошку. Щоб запобігти цьому, застосовують відновні або інертні гази під тиском 50...100МПа.

2. Хімічні методи полягають у відновленні металів з оксидів або солі вуглецем, воднем, природним газом. Відновленням дістають порошки заліза (з окалини), вольфраму, молібдену, хрому, міді та інших металів. До цих методів належить також термічна дисоціація карбонілів - сполук типу Ме_Х.(СО)_У, (де Me - один з металів), яка дає змогу дістати порошки високої чистоти. Цим методом дістають порошки заліза, нікелю, кобаль­ту та деяких інших металів для виготовлення в основному деталей для електро- та радіотехнічних пристроїв.

24. Підготовка порошків до формування

Для виготовлення якісних заготовок або деталей порошки відпалю­ють, розділяють за розмірами частинок, змішують.

Відпал порошку сприяє повному відновленню оксидів, видаленню вуг­лецю та домішок, а також усуненню наклепу. Все це стабілізує його влас­тивості та поліпшує пресування. Відпалюють частіше порошки, добуті механічним подрібнюванням.

Порошки за розміром понад 50 мкм розділяють за допомогою набору сит, а дрібніші - повітряною сепарацією.

Властивості порошкових виробів значною мірою залежать від якості змішування компонентів шихти. Ця операція здійснюється в спеціальних змішувачах, кульових або вібраційних млинах та іншими способами.

Іноді в порошкову масу добавляють різні технологічні наповнювачі (наприклад, розчин каучуку в бензині) для поліпшення пресування і мож­ливості виготовлення заготовок видавлюванням (екструзією) або для за­безпечення можливості механічної обробки (парафін, віск), виготовлен­ня заготовок литтям (спирт, бензол та ін.).