В качестве флюса применяют кварцит, необходимый для получения требуемых свойств и состава (27-32% SiO2) шлака.
В качестве восстановителя применяют отсортированный коксик размером 10-25 мм, содержащий не более 0,5% S и не более 0,04% Р.
В состав хромовой руды входят оксиды железа, они вносят в сплав требуемое количество железа.
Углеродистый феррохром выплавляют непрерывным процессом в открытых и закрытых печах с магнезитовой футеровкой мощностью до 40 MB • А и более при рабочем напряжении 140-250В.
Шихту, содержащую хромовую руду, коксик и кварцит рассчитывают, исходя из того, что восстанавливаются и переходят в сплав 92% хрома и 95% железа и так, чтобы шлак содержал,%: SiO: 27-32, MgO 30-34, А1гО3 26-30, СггО3 < 8. Такой шлак имеет высокую температуру плавления (расплавляется при ~1650°С), что необходимо для достаточного нагрева сплава. Примерная пропорция между составляющими шихты: хромовой руды 700кг, коксика 160-170 кг, кварцита до 250 кг (иногда оборотных отходов сплава до 180кг). Хромовую руду (или ее часть) берут тугоплавкую, трудновосстановимую (содержащую магнохромит MgO • Сг2О3, восстанавливающийся углеродом при 1546 °С) и плохо растворимую в шлаке, что обеспечивает формирование над расплавом феррохрома так называемого "рудного слоя", необходимого для окисления избыточных углерода и кремния в образующемся феррохроме.
Шихту загружают равномерно по поверхности колошника. Процесс плавки характеризуется следующим строением ванны по высоте: слой твердой шихты с проходящими здесь процессами твердофазного восстановления, зона плавления пустой породы и восстанавливающегося металла со слоем жидкого шлака внизу (у конца электродов), "рудный слой", слой жидкого сплава. Газовых полостей под электродами нет.
Восстановление хрома протекает по следующим реакциям:
1/ЗСг2Оэ + С = 2/ЗСг + СО - 270100 Дж;
1/ЗСг2О3 + 9/7С = 2/21Сг7Сэ + СО - 250200 Дж.
Температура начала восстановления по первой реакции равна 1240 °С, по второй 1130 °С; сопоставление этих температур и тепловых эффектов показывает, что термодинамически легче идет восстановления с образованием карбида хрома Сг7С3, и эта реакция наиболее вероятна. Из оксидов железа рулы углеродом легко восстанавливается железо, причем этот процесс опережает восстановление хрома; железо, растворяясь в карбиде хрома, облегчает восстановление последнего.
Процессы восстановления протекают в основном в твердой фазе, начиная с 1100-1200 °С, и с возрастающей скоростью в более горячих зонах. Основная часть хрома оказывается восстановленной при 1400-1600 °С, при этих температурах идет восстановление кремния. Б связи с образованием карбидов хрома формирующийся сплав содержит до 8-12% С.
При температурах ~1550°С происходит плавление восстановленного металла с образованием феррохрома, капли которого стекают вниз; при температурах ~1650°С начинают расплавляться невосстановленные оксиды с образованием жидкого шлака.
Благодаря тому, что хромовая руда тугоплавка, трудновосстановима и плохо растворима в шлаке, на границе раздела шлак - жидкий феррохром формируется "рудный слой" - вязкий слой шлакового расплава с множеством кусочков руды.
Во время прохождения капель сплава через "рудный слой" происходит частичное окисление углерода и кремния сплава за счет реагирования с кислородом оксидов руды (например, Сг7С3 + Сг2О3 = 9Сг + ЗСО) с одновременным восстановлением хрома из рудного слоя. В результате этого снижается содержание углерода и кремния в сплаве (например, в сплаве ФХ650 получается менее 6,5% С и менее 2% Si).
Содержащийся в руде фосфор восстанавливается и переходит в сплав; основная часть серы кокса переходит в сплав, часть ее улетучивается. Количество шлака равно 0,8 - 1,3 т/т шлака.
Сплав и шлак выпускают через одну летку одновременно три-четыре раза в смену в футерованный ковш или в стальной ковш со шлаковым гарнисажем от предыдущего выпуска, избыток шлака из ковша перетекает в чугунные шлаковни. Сплав разливают в чугунные изложницы (толщина слитка должка быть менее 200 мм для удобства дробления) или в чушки на разливочных машинах конвейерного типа.
Расход материалов и электроэнергии при выплавке 1 т углеродистого феррохрома: хромовой руды (50% Сг2Оэ) 1900, хромового шлака (30% Сг2О3) 100, коксика 450, кварцита 40 кг, электроэнергии 3300-3400 кВт • ч.
Ферротитан различных марок в соответствии с отечественными стандартами содержит 20-40% Ti, < 0,2% С, 1-12% Si, <3% Сu, от 6 до 18-25% AI. Медь, алюминий и кремний - нежелательные, но неизбежные примеси. (Кроме того стандартом предусмотрены сплавы, содержащие 65-78% Ti, которые в отличие от остальных получают сплавлением титановых отходов или титановой губки со стальным ломом в индукционных печах)
Ферротитан с 20-40% Ti выплавляют в основном алюмино-термическим процессом, восстанавливая алюминием основные составляющие сплава - титан и железо из оксидов концентрата титаномагнетитовых руд (ильменитового концентрата).
Восстановление протекает по следующим экзотермическим реакциям:
TiO2 + 4/ЗА1 = Ti + 2/ЗА12О2 + 197400 Дж;
2FeO + 4/3A1 = 2Fe + 2/ЗА12О3 + 575400 Дж;
2/3Fe2O3 + 4/3A1 = 4/3Fe + 2/ЗА12О3 + 567000 Дж;
Выделяющееся тепло позволяет вести процесс вне печи - в футерованной шахте (горне). При взаимодействии Fe2O3 и FeO с алюминием на единицу массы шихты выделяется значительно больше тепла, чем для ТiO2, а именно 4108 кДж/кг для РегО3 и 3289 кДж/кг для FeOпротив 1701 кДж/кг для TiO2. Поэтому добавка оксидов железа к шихте ведет к увеличению прихода тепла в процессе ее восстановления.
Расчет показывает, что удельная теплота реакций восстановления оксидов ильменитового концентрата не обеспечивает температуры 1900-1950 °С, необходимой для расплавления образующихся металла и шлака, осаждения корольков металла и покрытия тепловых потерь. Включение в состав шихты около 8% железной руды и подогрев всех шихтовых материалов до 200 °С обеспечивают выделение необходимого количества тепла.
Шихту составляют из ильменитового концентрата, железной руды, алюминия, извести и ферросилиция. Ильменитовый концентрат, содержащий 40-42% TiO; и 50-55% (FeO + Fe2O3), выделяют из титаномагнетитовой руды методом магнитной сепарации. Для удаления серы концентрат подвергают окислительному обжигу при 1000-1150 °С.
В качестве восстановителя используют алюминий в виде крупки с зернами менее 2 мм. Чаще всего применяют вторичный алюминий, более дешевый, но содержащий примеси цветных металлов, которые в основном переходят з сплав.
Железную руду, как отмечалось, добавляют для увеличения прихода тепла. Применяют малофосфористую богатую (97% РегО3) руду с размером частиц <3мм. Известь применяют свежеобожженную с содержанием СаО >90% и крупностью менее 3 мм. Известь добавляют для обеспечения более полного восстановления титана; СаО извести высвобождает TiO2, вытесняя его из химических соединений с оксидом А12О3, и тем самым облегчает восстановление TiO2. Молотый 75% -ный ферросилиций вводят в шихту в связи с тем, что, образуя с титаном силициды, кремний способствует более полному восстановлению титана и снижает содержание алюминия в сплаве. Компоненты шихты дозируют и смешивают перед загрузкой в плавильную шахту. Ильменитовый концентрат на смешение подают непосредственно после обжига с температурой 400 - 450°С, что обеспечивает нагрев шихты на 150-250°С. Иногда в шихту вводят отходы титана и его сплавов (стружку, обрезь, куски), которые загружают на дно шахты.
Плавильная шахта (горн) представляет собой разборный цилиндрический чугунный кожух, футерованный магнезитохромитовым кирпичом. Дозированную и перемешанную шихту полают в расположенный нал шахтой загрузочный (плавильный) бункер, а из него в шахту. На одну плавку расходуют 4-6 т ильменитового концентрата.
На дно шахты из бункера насыпают около 150 кг шихты и зажигают ее запальной смесью, состоящей из магниевой стружки и селитры. Смесь помещают в лунку в центре засыпанного слоя шихты и воспламеняют ее электрической искрой. От тепла сгорающей запальной смеси начинается экзотермический процесс восстановления сначала части шихты, находящейся рядом с лункой, а от нее затем зажигается шихта по всей шахте. Из бункера в шахту равномерно поступает остальная часть шихты. Проплавление навески, содержащей 5т концентрата, длится 15-18 мин.
В течение этого времени из загружаемой шихты идет восстановление железа и титана, последний растворяется в железе. Тепло экзотермических реакций восстановления обеспечивает нагрев и плавление сплава и образующегося шлака, температура процесса составляет " 1950 °С. Формирующиеся в объеме шахты капли сплава опускаются через слой шлака и накапливаются на дне шахты. Примерный состав шлака,%: ТiO2 11-14, А12О3 70-74, СаО 10-14, MgO 3-4, FeO 0,8-2, SiO2 < 1.
Шлак, содержащий около 70% А12О3, является тугоплавким и густым. Поэтому по окончании плавки на поверхность шлака дают термитную осадительную смесь из железной руды, алюминиевого порошка, ферросилиция и извести. Пол действием дополнительного тепла, выделяющегося при взаимодействии оксидов руды и восстановителей, шлак разжижается и запутавшиеся в шлаке корольки ферротитана получают дополнительную возможность осесть на дно, присоединиться к блоку металла.
После затвердевания блок шлака снимают, блок металла охлаждают в баке с проточной водой и дробят на куски массой до 10 кг.
Во время плавки восстанавливается и переходит в сплав примерно 77% титана и 99% железа.
На 1т ферротитана, содержащего 20% Ti, расходуется 1070 кг концентрата 100 кг железной руды, 470 кг алюминиевого порошка,20 кг 75% -ного ферросилиция и 100 кг извести. Извлечение титана составляет 72-75%.
В данной курсовой работе проведен анализ технологии производства ферросплавов. Дано описание технологии и оборудования для производства ферросилиция, ферромарганца, феррохрома, ферротитана.
В ходе выполнения курсовой работы была изучена и проанализирована техническая литература по металлургии черных и цветных металлов. Изучены теоретические основы металлургических процессов, определено направление развития и совершенствования технологий и оборудования.
1. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая металлургия – М.: Академкнига, 2002
2. Поволоцкий Д.Я., Рощин В.Е., Мальков Н.В. Электрометаллургия стали и ферросплавов. М.: Металлургия, 1995
3. Севрюков Н. Н, Кузьмин Б.А., Челищев Е.В. Общая металлургия. – М.: Металлургия, 1976
4. Тарасов А.В., Уткин Н.И. Общая металлургия. Учебник для вузов. – М.: Металлургия, 1997