Технологические процессы в машиностроении

в) Образование силиката железа

2 FeO + SiO2 = (FeO)2 ( SiO2

 

Газы, содержащие CO2, SO2, избыток  кислорода и азот, проходят вверх  через столб шихты. На этом пути газов  происходит теплообмен между шихтой и ними, а также взаимодействие CO2 с углеродом шихты. При высоких  температурах CO2 и SO2 восстанавливаются  углеродом кокса и при этом образуется окись углерода, сероуглерод и сероокись углерода:

CO2 + C = 2CO

2SO2 + 5C = 4CO + CS2

SO2 + 2C = COS + CO

 

В верхних горизонтах печи пирит разлагается по реакции:

FeS2 = Fe + S2

 

При температуре около 1000⁰С плавятся наиболее легкоплавкие эвтектики из FeS и Cu2S, в результате чего образуется пористая масса.

В порах этой массы расплавленный  поток сульфидов встречается  с восходящим потоком горячих  газов и при этом протекают химические реакции, важнейшие из которых указаны ниже:

а) образование сульфида меди из закиси меди

2Cu2O + 2FeS + SiO2 = (FeO)2 ( SiO2 + 2Cu2S;

б) образование силикатов  из окислов железа

3Fe2O3 + FeS + 3,5SiO2 = 3,5(2FeO ( SiO2) + SO2;

3Fe3O4 + FeS + 5SiO2 = 5(2FeO ( SiO2) + SO2;

в) разложение CaCO3 и образование  силиката извести

CaCO3 + SiO2 = CaO ( SiO2 + CO2;

г) восстановление сернистого газа до элементарной серы

SO2 + C = CO2 + Ѕ S2

В результате плавки получаются штейн, содержащий 8-15% Cu, шлак состоящий в основном из силикатов железа и извести, колошниковый газ, содержащий S2, COS, H2S, и CO2. Из газа сначала осажают пыль, затем из него извлекают серу (до 80% S)

Чтобы повысить содержание меди в штейне, его подвергают сократительной плавке. Плавку осуществляют в таких  же шахтных печах. Штейн загружают  кусками размером 30-100 мм вместе с  кварцевым флюсом, известняком и  коксом. Расход кокса составляет 7-8% от массы шихты. В результате получают обогащенный медью штейн (25-40% Cu) и шлак (0,4-0,8% Cu).

Температура плавления переплавки концентратов, как уже упоминалось, применяют отражательные и электрические  печи. Иногда обжиговые печи располагают  непосредственно над площадкой  отражательных печей с тем, чтобы  не охлаждать обожженные концентраты  и использовать их тепло.

По мере нагревания шихты  в печи протекают следующие реакции  восстановления окиси меди и высших оксидов железа:

6CuO + FeS = 3Cu2O + SO2 + FeO;

FeS + 3Fe3O4 + 5SiO2 = 5(2FeO ( SiO2) + SO2

 

В результате реакции образующейся закиси меди Cu2O с FeS получается Cu2S:

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

 

Сульфиды меди и железа, сплавляясь между собой, образуют первичный  штейн, а расплавленные силикаты железа, стекая по поверхности откосов, растворяют другие оксиды и образуют шлак.

Благородные металлы (золото и серебро) плохо растворяются в  шлаке и практически почти  полностью переходят в штейн.

Штейн отражательной плавки на 80-90% (по массе) состоит из сульфидов  меди и железа. Штейн содержит, %: 15-55 меди; 15-50 железа; 20-30 серы; 0,5-1,5 SiO2; 0,5-3,0 Al2O3; 0.5-2.0 (CaO + MgO); около 2% Zn и небольшое количество золота и серебра. Шлак состоит в основном из SiO2, FeO, CaO, Al2O3 и содержит 0,1-0,5 % меди. Извлечение меди и благородных металлов в штейн достигает 96-99 %.

Конвертирование медного  штейна

В 1866 г. русский инженер  Г. С. Семенников предложил применить  конвертер типа бессемеровского  для продувки штейна. Продувка штейна снизу воздухом обеспечила получение  лишь полусернистой меди (около 79% меди) – так называемого белого штейна. Дальнейшая продувка приводила к затвердеванию меди. В 1880 г. русский инженер предложил конвертер для продувки штейна с боковым дутьем, что и позволило получить черновую медь в конвертерах.

Конвертер делают длиной 6-10, с наружным диаметром 3-4 м. Производительность за одну операцию составляет 80-100 т. Футеруют конвертер магнезитовым кирпичом. Заливку расплавленного штейна и слив продуктов осуществляют через горловину конвертера, расположенной в средней части его корпуса. Через ту же горловину удаляют газы. Фурмы для вдувания воздуха расположены по образующей поверхности конвертера. Число фурм обычно составляет 46-52, а диаметр фурмы – 50мм. Расход воздуха достигает 800 м2/мин. В конвертер заливают штейн и подают кварцевый флюс, содержащий 70-80% SiO2, и обычно некоторое количество золота. Его подают во время плавки, пользуясь пневматической загрузкой через круглое отверстие в торцевой стенке конвертеров, или же загружают через горловину конвертера.

Процесс можно разделить  на два периода. Первый период (окисление  сульфида железа с получением белого штейна) длится около 6-024 часов в  зависимости от содержания меди в  штейне. Загрузку кварцевого флюса  начинают с начала продувки. По мере накопления шлака его частично удаляют  и заливают в конвертер новую  порцию исходного штейна, поддерживая  определенный уровень штейна в конвертере.

В первом периоде протекают  следующие реакции окисления  сульфидов:

2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2 + 930360 Дж

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2 + 765600 Дж

 

Пока существует FeS, закись меди не устойчива и превращается в сульфид:

Cu2O + FeS = Cu2S + FeO

 

Закись железа шлакуется добавляемым в конвертер кварцевым флюсом:

2FeO + SiO2 = (FeO) ( SiO2

 

При недостатке SiO2 закись железа окисляется до магнетита:

6FeO + O2 = 2Fe3O4, который переходит  в шлак.

 

Температура заливаемого  штейна в результате протекания этих экзотермических реакций повышается с 1100–1200 до 1250-1350⁰С . Более высокая температура нежелательна, и поэтому при продувке бедных штейнов, содержащих много FeS, добавляют охладители – твердый штейн, сплески меди.

Из предыдущего следует, что в конвертере остается главным  образом так называемый белый штейн, состоящий из сульфидов меди, а шлак сливается в процессе плавки. Он состоит в основном из различных оксидов железа (магнетита, закиси железа) и кремнезема, а также небольших количеств глинозема, окиси кальция и окиси магния. При этом, как следует из вышесказанного, содержание магнетита в шлаке определяется содержанием магнетита в шлаке определяется содержанием кремнезема. В шлаке остается 1,8-3,0% меди. Для ее извлечения шлак в жидком виде направляют в отражательную печь или в горн шахтной печи.

Во втором периоде, называемом реакционным, продолжительность которого составляет 2-3 часа, из белого штейна образуется черновая медь. В этот период окисляется сульфид меди и по обменной реакции  выделяется медь:

2Cu2S + 3O2 = 2Cu2O + 2SO2

Cu2S + 2Cu2O = 6Cu + O2

 

Таким образом, в результате продувки получают черновую медь, содержащая 98,4-99,4% - меди, 0,01-0,04% железа, 0,02-0,1% серы, и небольшое количество никеля, олова, мышьяка, серебра, золота и конвертерный шлак, содержащий 22-30% SiO2, 47-70% FeO, около 3% Al2O3 и 1.5-2.5% меди.

 

Рафинирование меди

 

Черновая медь всегда подвергается рафинированию с целью удаления из нее примесей, ухудшающих ее свойства, а также извлечения из нее таких  ценных металлов, как золото, серебро  и др. В современной практике рафинирование  проводят последовательно двумя  принципиально различными методами: пирометаллургическим и электролитическим.

Огневое (пирометаллургическое) рафинирование меди проводят в отражательных  печах. В отличие от отражательных  печей для получения штейна эти  печи меньших размеров (ширина 5 м, длина 12—15 ж, глубина 900 мм). Такие печи вмещают  до 400 т меди. Особенно тщательно  выполняется кладка, образующая ванну  печи. Ее обычно заключают в кожух  из чугунных плит и устанавливают  на столбах; это предупреждает утечку жидкотекучей меди через щели и неплотности кладки. Загружается печь через хорошо заметные на эскизе загрузочные окна. Ванна футеруется динасовым или магнезитовым кирпичом, свод выкладывают из динасового кирпича. Отапливают эти печи мазутом, газом или угольной пылью. Подача топлива и необходимого для его горения воздуха в современных печах проводится автоматически в зависимости от наружной температуры ванны.

Весь цикл рафинирования  состоит из следующих операций: загрузка и расплавление, окисление примесей, удаление растворенных газов, раскисление меди и разливка и занимает обычно 12—16 ч. Если рафинирование проводят на заводе, производящем черновую медь, и заливают медь в печь в жидком виде, продолжительность рафинирования значительно сокращается. Окисление примесей в черновой меди проводят воздухом, который вдувают через стальную трубку диаметром 20—40 мм, футерованную огнеупорами и погружаемую в расплавленную медь. Окисление протекает на поверхности воздушных пузырьков, и, так как скорость окисления пропорциональна концентрации металлов в ванне, наиболее быстро окисляется медь по реакции.

Закись меди растворяется в расплавленной меди и благодаря  перемешиванию вдуваемым воздухом быстро распространяется по всему объему ванны, а окисление примесей поэтому идет главным образом через посредство закиси меди по следующей общей схемегде условно буквой [Me] обозначены все примеси. Окислы примесей всплывают на поверхность и образуют шлак, быстрое удаление которого способствует более глубокому рафинированию. Отдельные летучие окислы могут переходить частично и в парообразное состояние. Таким путем удается удалить основную часть таких примесей, как Al, Si, Mn, Zn, Sn, Fe, Ni, Pb, S и частично Sb, As, Bi; не окисляются и остаются в меди золото, серебро, а также селен и теллур.

Удаление растворенных газов  из меди принято называть дразнением на плотность. В металл ванны погружают  сырую древесину (обычно жерди и  тонкие бревна), которая разлагаясь, выделяет пары воды и газообразные углеводы, бурно перемешивающие медь, что способствует удалению из металла  сернистого и других газов. После  удаления газов для получения  пластичной меди начинается раскисление или, как принято говорить на заводах, дразнение на ковкость, так как содержание растворенной Cu20 после окисления иногда достигает 12%. Раскислителями служат те же продукты сухой перегонки древесины, образующиеся при перемешивании металла деревянными жердями.

Для обеспечения более  полного раскисления на время дразнения на плотность поверхность меди засыпают древесным углем и предварительно тщательно удаляют шлаки во избежание обратного восстановления из них примесей. Шлаки, полученные при рафинировании, содержат 5—40% Si02, 5—10% Fe, 35—45% Си, в основном в виде закисей. Кроме того, они содержат окиси цинка, никеля и других примесей.

Готовую медь выпускают из печи через вертикальную щель в стенке печи, для чего по мере вытекания  меди постепенно сбивают перекрывающую  ее плотнику из огнеупорной глины. Медь после огневого рафинирования подается на разливочные машины для отливки  анодов почти квадратных плит с ушками, имеющими толщину 40—50 мм и около  метра в длину и ширину (вес 250—320 кг). Указанные аноды направляются на электролитическое рафинирование.

 

Получение алюминия

Метод дистилляции  и электротермический метод

 

В настоящее время изучается метод получения алюминия восстановлением его из окиси алюминия углеродом при температуре около 2500° С. Эта температура может быть легко достигнута в электрической дуговой печи. В процессе восстановления получающийся алюминий испаряется \ и при охлаждении его паров получается металл/Помимо алюминия, в указанных условиях образуется его карбид — А14С3, который также испаряется и образуете алюминием раствор. Поэтому получить чистый алюминий этим способом нельзя. Однако если восстановление вести ниже 2500° и в присутствии другого металла, дающего сплав с алюминием, то получающийся алюминий будет растворяться в этом металле, и процесс карбидо-образования и испарения алюминия тем самым можно предупредить.

При восстановлении окиси  алюминия в смеси с двуокисью  кремния получается технически важный сплав алюминия с кремнием, называемый силумином. Для получения силумина электротермическим путем применяют  различные алюмосиликаты, например каолины, силлиманит, муллит и т. д. Руду вместе с углем (применяют древесный  или бурый уголь) измельчают и  восстанавливают в шахтных дуговых  печах. Для предупреждения разрушения футеровки печи ее делают относительно широкой, чтобы на стенках всегда находился слой застывшей массы  окислов.

Другим способом извлечения и очистки алюминия, который изучается  в последнее время, является способ дистилляции алюминия с использованием его соединений низшей валентности, например А1С1, A1F. Если сплав алюминия нагревать до температуры выше 1000° в атмосфере хлорида или фторида алюминия, то при этом образуются летучие субсоединения алюминия:

2А1-}-А1С1з—ЗА1С1, которые легко отгоняются. При охлаждении эти соединения вновь распадаются:

ЗА1С1=2А1-}-А1С1з.

Получающийся алюминий содержит не более 0,001% примесей. Этот способ также  еще не нашел промышленного применения вследствие технологических трудностей в его осуществлении.

 

Используемые  источники

1. А.М. Зборщик. Донецкий национальный технический университет; Структура и развитие металлургического производства.
2. Смирнов А.Н., Куберский С.В., Штепан Е.В. Донецкий национальный технический университет; Непрерывная разливка стали.
3. http://uas.su/books/
4. http://www.trastcomp.ru