|
Разливка стали методом непрерывного литья
Сущность непрерывного способа разливки состоит в том, что жидкий металл непрерывно заливают в кристаллизатор, представляющий собой водоохлаждаемую изложницу без дна. Сталь из ковша поступает в разливочное дозирующее (промежуточное) устройство, а из последнего – в кристаллизатор. Вначале в нижнюю часть кристаллизатора вводят затравку, например, металлическую штангу, нижний конец которой находится в тянущих роликах, а верхний образует временное дно кристаллизатора. Затем в водоохлаждаемый кристаллизатор заливается металл и включается механизм вытягивания. Последний при помощи тянущих, роликов опускает затравку и образовавшийся слиток вниз. Заливка металла в кристаллизатор и опускание слитка производятся с определенной скоростью. Выходя из кристаллизатора, слиток с еще жидкой сердцевиной подвергается вторичному охлаждению с помощью распыленной форсунками воды. Окончательно затвердевший слиток в нижней части установки разрезается передвигающимся синхронно с ним газокислородным резаком на мерные заготовки. После отрезки куска слитка нужной длины газорезка поднимается в исходное положение, а отрезанная заготовка транспортируется в прокатный цех или на склад. Приведенное описание относится к установке вертикального типа. В настоящее время строят в основном установки радиального типа, которых заготовка после выхода из кристаллизатора постепенно нагибается в горизонтальное положение. Для непрерывного литья могут применяться установки с несколькими кристаллизаторами, позволяющими одновременно отливать сразу большое количество различных слитков. Кроме круглых, могут отливаться слитки квадратного сечения, плоские и др. Производительность одноручьевой установки при отливке круглых слитковдо10 т/ч, квадратного сечения до 20 т/ч.
Строение и качество стальных слитков
При затвердевании спокойной стали в изложнице слиток получается неоднородным, образуются тризоны: тонкий наружный слон, состоящий из мелких равноосных кристаллов, за которым следует зона вытянутых крупных столбчатых кристаллов, и центральная зона крупных неориентированных кристаллов. При затвердевании слитка в его верхней части образуется усадочная раковина. В слитках, отлитых методом непрерывного литья, усадочные раковины отсутствуют и слиток имеет по сечению более однородную структуру.
Производство цветных металлов Все металлы условно разделяют на черные (железо, хром, марганец) и цветные (все остальные). Цветные металлы делят на несколько групп, в том числе на легкие и тяжелые (с удельным весом больше пяти). Роль цветных металлов и сплавов в народном хозяйстве значительна, а многие из них имеют весьма важное значение. Особенно широко применяются; медь, алюминий, магний, цинк, свинец, никель, олово, титан и сплавы на их основе. По возрастающей стоимости цветные металлы можно расположить в следующем порядке: цинк, алюминий, медь, свинец, магний, никель, олово, титан. Основную часть цветных металлов получают из руд, а их сплавы путем сплавления.
Производство меди Существует два способа извлечения меди из руд и концентратов — пирометаллургический и гидрометаллургический. Из них основным является первый способ. Медь получают главным образом из сернистых руд, содержащих CuS и Cu2S. Обжиг руд и концентратов производят в многоподовых печах шахтного типа с механическим перегребанием руды или «в кипящем слое», который является более прогрессивным. Обжиг преследует цель максимально снизить содержание в руде серы. Для обжига руды или концентратов в кипящем слое их измельчают и подают транспортером в бункер, откуда через дозатор материал поступает в камеру, имеющую в дне отверстия (фурмы) для вдувания воздуха, поступающего из воздушной коробки. При подаче воздуха порошкообразный концентрат интенсивно перемешивается — «кипит», при этом зерна удерживаются во взвешенном состоянии. Это способствует более интенсивному процессу окисления (горения) серы. Образовавшиеся сернистые газы из камеры поступают в пылеуловитель и оттуда после очистки направляются для получения серной кислоты. При обжиге медных руд и концентратов удаляется до 50 % серы. Обожженный концентрат или руда, называемые огарком, поступают на плавку для получения медного штейна. Для плавки применяются отражательные печи. Печи делают длиной 30—35 м, шириной 8—11 м и высотой от пода до свода 3,5—4,5 м. Стены выкладывают из динасового кирпича, а свод - из динаса или же из магнезитового кирпича. Под печи набивают кварцевым песком, зерна которого при нагреве до 1500—1600 оС переходят в тридимит и свариваются. Мелкий шихтовый материал загружается в рабочее пространство через отверстия в своде, а жидкий конверторный шлак заливают через окно в передней стенке печи. Расплавленная масса разделяется в ванне по удельному весу на два слоя: внизу располагается сплав сульфидов, называемый штейном, а сверху сплав окислов — шлак. Печи отапливаются каменноугольной пылью, мазутом и природным газом. Камера сгорания топлива расположена с одного конца печи, а дымовые газы удаляются с другого конца, через боров. Температура газов в наиболее горячей зоне у передней стенки достигает 1500 °С, а при выходе в хвостовой части печи снижается до 1220 –1280 °С. Температура в рабочей части печи достаточно высокая, чтобы обеспечить расплавление шихты и поддерживать шлак и штейн в жидком состоянии. Шлак и штейн периодически выпускают из печи по мере их накопления через специальные отверстия. Благородные металлы (золото и серебро) почти полностью переходят в штейн. Основная масса (80 - 90 %) полученного штейна состоит из сульфидов меди и железа. Остальная часть представляет собой окислы различных металлов. Производительность отражательных печей исчисляется в тоннах проплавленной шихты в сутки, либо в этих же величинах, но отнесенных к одному квадратному метру площади пода; в последнем случае применяется термин «удельный проплав», который составляет от 2 до 6 т/м2.
Тепло отходящих газов, имеющих температуру более 1200 °С, используется в паровых котлах, а также для подогрева воздуха, идущего на дутье. Получение черновой меди осуществляется в конверторах горизонтального типа с боковым дутьем. Современный медеплавильный конвертор имеет длину 6 - 10 м и наружный диаметр 3 - 4 м; футеровка состоит из магнезитового кирпича. Заливку штейна, загрузку кварцевого флюса (содержащего 75 – 80 % SiO2), выпуск черновой меди и удаление газов производят через горловину конвертора, расположенную в средней части корпуса. Фурмы для вдувания воздуха в количестве 46 - 52 шт. диаметром около 50 мм расположены по образующей поверхности конвертора. В результате продувки штейна, которая длится несколько часов, получается черновая медь (содержание меди 98,5 - 99,5%) и конверторный шлак (сплав окислов железа, кремния и алюминия). Процессы окисления протекают с выделением тепла, благодаря чему температура расплава в конверторе повышается с 1100 – 1200 °С (температура заливаемого штейна) до 1250 – 1350 °С. Для получения черновой меди не требуется топлива, так как процесс идет за| счет тепла химических реакции. Черновую медь выливают через горловину конвертора в ковши, а из последних разливают в слитки, для чего применяют разливочные машины. Производительность конвертора за одну операцию составляет 80 - 100 т. Полученная черновая медь содержит сернистые соединения, окислы, железо и другие примеси и поэтому не может быть использована в таком виде для технических целей. Черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию; при этом удаляются вредные примеси и можно извлечь находящиеся в ней благородные металлы. Процесс огневого рафинирования осуществляют в пламенных отражательных печах емкостью 200 - 250 т; он состоит из расплавления чушек черновой меди, окисления примесей, удаления растворенных в металле газов и раскисления меди. Примеси окисляются продуванием расплавленной черновой меди воздухом, подаваемым через фурмы под давлением до 2 ат. При этом примеси окисляются в соответствии с их тепловыми эффектами в следующей последовательности: Al, Si, Mn, Zn, Sn, Fe, Ni, As, Sb, Pb, Bi, Сu. Одна часть примесей (Аl2O3, SiO2, Fe2O3 и др.) переходит в шлак, другая (ZnO, PbO и др.) возгоняется и удаляется с печными газами, третья (Аu, Ag) остается в расплаве. Согласно закону действующих масс одновременно окисляется и часть меди. Период окисления примесей длится около 3 ч, после чего продувку прекращают и производят удаление растворенных в металле газов, так называемое дразнение на плотность (после удаления шлака в металл погружают сырые березовые или сосновые бревна). При этом происходит бурное выделение паров воды и газов, вследствие чего металл хорошо перемешивается, а образующиеся углеводороды раскисляют закись меди. В результате дразнений содержание Cu2O в меди снижается с 10 - 12 до 0,3 - 0,5 %. Готовую медь с содержанием 99,5 - 99,7 % Сu выпускают из печи в ковши и разливают на анодные плиты (для электролиза) или на слитки (для производства сплавов). В настоящее время до 95 % черновой меди подвергают электролитическому рафинированию. Это позволяет удалить такие примеси, как Bi, As, Sb и др., ухудшающие технические свойства и электропроводность меди, а также извлечь благородные металлы. Для электролиза изготовляют деревянные или бетонные ванны, футерованные внутри свинцом или винипластом. Медные катоды изготовляют из тонких листов (0,5 - 0,7 мм) чистой меди, а анодные плиты - из меди после огневого рафинирования. Электролитом служит раствор медного купороса с добавкой 10—15 % H2SO4. К катодам подводят ток от отрицательного полюса, а к анодам - от положительного. При пропускании постоянного электрического тока анод растворяется, медь переходит в раствор, а на катодах разряжаются и осаждаются ионы чистой меди. В течение 10 - 12 суток на каждом катоде (их в ванне более 20 шт.) осаждается до 90 кг чистой меди. Согласно ГОСТу медь выпускается следующих марок: М00 (99,99% Сu), М0 (99,95% Сu), Ml (99,90% Сu), М2 (99,7% Сu), МЗ (99,5% Сu), М4 (99% Сu).
Производство алюминия Основной рудой для получения алюминия являются бокситы. В них содержится 40 – 60 % А12О3; 15 – 30 % Fe2O3; 5 – 15 % SiO2; 2 – 4 % ТiO2 до 3 % СаО и 10— 15 % Н2О. Технологический процесс полученияалюминия состоит из трех основных стадий: 1) получение глинозема (А12О3) из руд; 2) получения алюминия из глинозема; 3) рафинирование алюминия.
Получение глинозема из руд
Наиболее широкое применение получили способы выщелачивания из руд А12О3 в виде растворимого в воде алюмината натрия (А12О3 – Na2O). Для этого мелко измельченную руду обрабатывают едким натром (NaOH) или содой (Na2CО3). Выщелачивание производится в специальных автоклавах при температуре 150 – 200 °С и давлении около 12 ат. При этом алюминий, содержащийся в бокситах в виде гидратов окислов, взаимодействует с едким натром и переходит в раствор, образуя алюминат натрия, из которого затем получают А12О3. Этот способ извлечения глинозема из руды (способ Байера) получил наиболее широкое применение в промышленности. Этим способомизвлекается 85 – 87 %от всего получаемого глинозема. Полученная окись алюминия представляет собой прочное химическое соединение с температурой плавления 2050° С.
Система охраняемых территорий в США Изучение особо охраняемых природных территорий(ООПТ) США представляет особый интерес по многим причинам... ЧТО И КАК ПИСАЛИ О МОДЕ В ЖУРНАЛАХ НАЧАЛА XX ВЕКА Первый номер журнала «Аполлон» за 1909 г. начинался, по сути, с программного заявления редакции журнала... ЧТО ПРОИСХОДИТ ВО ВЗРОСЛОЙ ЖИЗНИ? Если вы все еще «неправильно» связаны с матерью, вы избегаете отделения и независимого взрослого существования... Конфликты в семейной жизни. Как это изменить? Редкий брак и взаимоотношения существуют без конфликтов и напряженности. Через это проходят все... Не нашли то, что искали? Воспользуйтесь поиском гугл на сайте:
|