Сдам Сам

ПОЛЕЗНОЕ


КАТЕГОРИИ







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 (Na23). 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.

 









Не нашли то, что искали? Воспользуйтесь поиском гугл на сайте:


©2015- 2018 zdamsam.ru Размещенные материалы защищены законодательством РФ.