Содержание

Введение

1. Описание технологических процессов

1.1. Способы получения ферросплавов

1.2. Ферросплавная печь

2. Производство ферросплавов

2.1. Производство ферросилиция

2.2. Производство углеродистого ферромарганца

2.3. Производство углеродистого феррохрома

2.4. Производство ферротитана

Заключение

Список литературы

Введение

Ферросплавы - это сплавы железа с кремнием, марганцем, хромом, вольфрамом и другими элементами, применяемые в производстве стали для улучшения ее свойств и легирования. Вводить в сталь нужный элемент не в виде чистого металла, а в виде его сплава с железом удобнее вследствие более низкой температуры его плавления и выгоднее, так как стоимость ведущего элемента в сплаве с железом ниже по сравнению со стоимостью технически чистого металла.

Исходным сырьем для получения ферросплавов служат руды или концентраты. Для производства основных сплавов - ферросилиция, ферромарганца; силикомарганца и феррохрома - пользуются рудами, так как в них высоко содержание окислов элемента, подлежащего восстановлению. При производстве ферровольфрама, ферромолибдена, феррованадия, ферро-титана и других сплавов руду вследствие малой концентрации в ней полезного элемента обогащают, получая концентрат с достаточно высоким содержанием окислов основного элемента.

Ферросплавы получают восстановлением окислов соответствующих металлов. Для получения любого сплава необходимо выбрать подходящий восстановитель и создать условия, обеспечивающие высокое извлечение ценного (ведущего) элемента из перерабатываемого сырья.

Восстановителем может служить элемент, обладающий более высоким химическим сродством к кислороду, чем элемент, который необходимо восстановить из оксида. Иначе говоря, восстановителем может быть элемент, образующий более химически прочный оксид, чем восстанавливаемый элемент. Восстановительные процессы облегчаются, если они проходят в присутствии железа или его оксидов. Растворяя восстановленный элемент или образуя с ним химическое соединение, железо уменьшает его активность, выводит его из зоны реакции, препятствует обратной реакции - окислению.

1. Описание технологических процессов

1.1. Способы получения ферросплавов

В зависимости от вида применяемого восстановителя различают три основных способа получения ферросплавов: углевосстановительный, силикотермический и алюминотермический. Наиболее дешевым является углерод, поэтому его используют при производстве углеродистых ферромарганца и феррохрома, а также всех сплавов с кремнием (кремний препятствует переходу углерода в сплав). Реакции восстановления металлов из их оксидов углеродом эндотермичные, поэтому углевосстановительный процесс требует подвода тепла - обычно это тепло, выделяемое электрическими дугами ферросплавной печи. Выплавку ферросплавов углевосстановительным процессом осуществляют в так называемых восстановительных (рудовосстановительных) ферросплавных печах с трансформаторами мощностью 10-115 MB•А, работающих непрерывным процессом, т.е. с непрерывной загрузкой шихты печь и периодическим выпуском продуктов плавки.

Силикотермическим и алюминотермическим способами получают ферросплавы с пониженным или очень низким содержанием углерода: среднеуглеродистые и малоуглеродистые ферромарганец и феррохром, безуглеродистый феррохром, металлические хром и марганец, ферросплавы и лигатуры с титаном, ванадием, вольфрамом, молибденом, цирконием, бором и другими металлами. Эти сплавы выплавляют в рафинировочных ферросплавных печах, оборудованных трансформаторами мощностью 2,5-7 MB•А и работающих периодическим процессом с выпуском из печи металла и шлака по окончании плавки. Когда выделяющегося при экзотермических реакциях тепла достаточно для получения металла и шлака в жидком виде, плавку проводят в футерованных шахтах (горнах).

1.2. Ферросплавная печь

Восстановительные ферросплавные печи работают непрерывно. В работающей печи электроды погружены в твердую шихту и дуга горит под слоем шихты. Шихту пополняют по мере ее проплавления; сплав и шлак выпускают периодически. Печи этого типа оснащены мощными трансформаторами: 10-115 МВ•А. Печи трехфазные, стационарные или вращающиеся вокруг вертикальной оси; ранее печи изготавливали открытыми, а новые печи делают закрытыми, т.е. с рабочим пространством, закрытым сверху водоохлаждаемым сводом.

В поперечном сечении большая часть ферросплавных печей круглые, а ряд новых мощных печей имеют прямоугольную форму. Большая часть печей оборудована тремя электродами, а печи большой мощности иногда имеют шесть электродов. В круглых печах электроды расположены по вершинам равностороннего треугольника, а в прямоугольных печах - в линию. Для выпуска продуктов плавки печь имеет одну-две, а иногда три летки. Если технологический процесс связан с раздельным выпуском металла и шлака, имеются две летки (металлическая и шлаковая), расположенные на различных уровнях.

Кожух печей выполняют из листовой стали толщиной - 30 мм и усиливают снаружи вертикальными ребрами и гори зонтальными поясами жесткости, днише кожуха выполни плоским. К верху кожуха закрытых печей приварен кольцевой желоб песочного затвора.

Материалы, применяемые для футеровки печи, выбирают в зависимости от выплавляемого сплава. Так, для выплавки кремнистых сплавов и углеродистого ферромарганца рабочее пространство печи выкладывают из угольных блоков, для выплавки углеродистого феррохрома - из магнезитового кирпича. Верх стен выкладывают шамотным кирпичом.

Рисунок 1 - Закрытая рудовосстановительная печь: 1 - механизм вращения ванны; 2 железобетонная плита; 3 - футеровка; 4 - кожух; 5 - кольцевой желоб песочного затвора; б - свод; 7 - загрузочная воронка; 8 - трансформатор; 9 (9а, 96, 9е> - короткая сеть; 10 - несущий цилиндр; 11 - механизм перемещения электрода; 12 - механизм перепускания электрода; 13 - контактные щеки; 14 - газоход; 15 - летка; 16 - зубчатый венец

Для ферросплавных печей характерна подина большой толщины. Общая толщина футеровки подины достигает 2,5 м. При такой толщине подины обеспечивается большая тепловая инерция и облегчаются условия сохранения устойчивой температуры в плавильной зоне печи при кратковременных простоях.

В большинстве ферросплавных печей рабочим слоем футеровки служит так называемый гарнисаж, т.е. настыль, образованная из проплавляемой руды, шлака и сплава.

Свод печи. У строившихся ранее открытых печей через колошник выделяется много тепла и отходящих газов, что вызывает нагрев оборудования и затрудняет работу персонала; кроме того, на колошнике окисляется часть восстановителя, а над печью бесполезно сгорает содержащийся в отходящих газах оксид СО (отходящие газы содержат ~ 85% СО). Эти недостатки устраняются, если печь накрыта сводом. На современных ферросплавных печах широко распространены водоохлаждаемые своды, и, в частности, десяти-секционные своды. Свод состоит из девяти периферийных и десятой центральной секций, каждая из которых выполнена в виде плоской полой коробки (кессона), в которой циркулирует охлаждающая вода. Секции монтируют в сводово кольце, они подвешены к металлоконструкциям цеха.

Рисунок 2 - Схема водоохлаждаемого плоского свода ферросплавной печи: I - взрывной клапан; 2 - сводовое кольцо; 3 - газозаборный короб;

- периферийная секция свода;

- центральная секция

Снизу свод футерован огнеупорным бетоном, имеются три отверстия для электродов и при необходимости отверстия для загрузочных воронок. В своде имеются два отверстия для отвода печных газов к газоочистке. Имеется также несколько отверстий, оборудованных взрывными клапанами, которые необходимы, поскольку газ в печи, содержащий много СО, при попадании воздуха может взрываться.

Применяются также своды, выполненные в виде стального водоохлажлаемого каркаса с футеровкой из огнеупорного кирпича или блоков из огнеупорного бетона. В закрытых печах предусматривают уплотнение между сводом и ванной в виде песочного затвора.

Механизм вращения ванны предусмотрен на многих ферросплавных печах. Вращение ванны позволяет предотвратить зависание шихты и образование настылей. В таких печах ванна крепится на железобетонной плите, опирающейся на ходовые колеса, которые катятся по кольцевому рельсу, заложенному в фундаменте, Вращение осуществляют от электродвигателя с двумя редукторами, выходные шестерни которых входят в зацепление с зубчатым венцом 16, прикрепленным к плите 2. Вращение ванны происходит со скоростью один оборот за 35-130 ч. Вращение печи реверсивное r секторе 130°. При повороте печи свод остается неподвижным.

В восстановительных ферросплавных печах применяют самоспекающиеся непрерывные электроды, причем формирование электрода (обжиг и спекание электродной массы) происходит в процессе работы ферросплавной печи. Эти электроды в три раза дешевле графитированных электродов, применяемых в дуговых сталеплавильных печах.

Самоспекающийся электрод представляет собой заполненный электродной массой кожух из стального листа толщиной 1-3 мм с продольными ребрами внутри. Кожух изготавливают отдельными секциями длиной 1,4-1,8 м, которые впоследствии сваривают друг с другом. В основном применяют круглые электроды диаметром 900-2000 мм, а на прямоугольных печах - плоские электроды размером до 3200x800 мм. Кожух, служащий пресс-формой для электродной массы предохраняет электрод от окисления воздухом, облегчает прохождение тока от электрододержателя к обожженной части электрода.

Рисунок 3 - Самоспекающийся электрод и электродедержатель:

1 - кожух электрода; 2 - электродная масса; 3 - нажимное устройство; 4 - контактная шека; 5 - несущий цилиндр; б - ребра; 7 - трубка подвода тока и воды; S - нажимное кольцо; 9 - свод печи; 10 - шихта

Электродную массу изготавливают из термоантрацита, кокса, каменноугольной смолы и пека. Электродную массу забрасывают в кожух сверху в холодном состоянии. Под действием тепла печи масса размягчается и плотно заполняет кожух. В процессе работы печи по мере сгорания и опускания электрода необожженная его часть постепенно приближается ко все более нагретым зонам печи; масса постепенно теряет летучие. Под контактные щеки (рис.234, 4) масса поступает еще пластичной, при дальнейшем нагреве на участке щек электродная масса спекается (коксуется); сопротивление электрода снижается. Из-под контактных щек электрод выходит с нормальными свойствами угольного электрода. По мере сгорания электрод опускается, а сверху с дозировочной площадки к железному кожуху приваривают, не выключая тока, новую секцию, которую наполняют электродной массой.

Допустимая плотность тока в самоспекающихся электродах составляет 5-8,5 А/мм2 (меньшее значение относится к малым электродам).

Электрододержатель предназначен для подвода тока к электроду, удержания электрода и его перемещения по вертикали. Электрододержатель состоит из несущего цилиндра 5, контактных щек 4 и нажимного кольца 8. Контактные щеки (их число четыре-десять) служат для подвода рабочего тока к электроду, их делают из высокотеплопроводной меди или ее сплавов и для обеспечения водяного охлаждения - полыми или с залитыми внутри трубками; с помощью медной трубки к щеке подводят ток и воду.

Несущий цилиндр выполнен из стального листа толщиной 10-16 мм и охватывает электрод по высоте до механизма перемещения электрода, причем верх цилиндра закреплен в этом механизме. Диаметр цилиндра превышает диаметр электрода на 150-200мм, и в зазор между ними сверху подают вентилятором воздух. К низу несущего цилиндра подвешены нажимное кольцо и контактные щеки (кольцо с помошью четырех водоохлаждаемых труб, а каждая щека на стальной тяге). Прижатие контактных щек к электроду осуществляют с помощью нажимных устройств 3 кольца 8, в которых размещены пружины или гидравлические зажимы.

Механизм перемещения, т.е. подъема и опускания электродов (на современных печах гидравлический и управляемый автоматизированной системой) обеспечивает по ходу плавки движение электрода вниз с тем, чтобы поддерживать длину дуги и электрический режим в заданных пределах и при необходимости перемещает электроды вверх. Механизм закреплен на междуэтажном перекрытии цеха, он движет несущий цилиндр и через него электрод.

По мере сгорания нижнего конца электрода возникает необходимость перепускания электрода, что осуществляют с помощью механизма перепускания, в котором зажат верх электрода. Механизм обеспечивает периодическое опускание электрода относительно несущего цилиндра или подъем цилиндра относительно электрода на 50-200 мм, что увеличивает длину рабочего конца электрода (располагаемого ниже контактных щек).

Электрическое оборудование ферросплавных печей схоже с аналогичным оборудованием дуговых сталеплавильных печей. Трехэлектродные ферросплавные печи оборудованы трехфазным понижающим печным трансформатором и иногда тремя однофазными трансформаторами, от которых ток при помогли короткой сети подается на каждый электрод; шестиэлектродные печи имеют три однофазных трансформатора, к которым электроды подсоединены попарно. Мощность трансформаторов разных печей находится в пределах 10-115 MB • А, вторичное напряжение - в пределах 130-250 В; сила тока на мощных печах достигает 100-110 кА.

Короткая сеть состоит из трех участков: шинный пакет идущий от трансформатора до гибкого участка, гибкий участок, токоподвод к контактным щекам. Шинный пакет выполняют из медных водоохлаждаемых труб или медных пластин, гибкую часть из гибких медных кабелей, токоподвод к щекам - в виде водоохлаждаемых медных труб.

Необходимо, чтобы длина короткой сети была минимальной; прокладку токоведущих шин или труб следует выполнять бифилярно, т.е. чтобы шины, обтекаемые токами различных направлений, были расположены возможно ближе друг к другу.

Вторичное напряжение, подаваемое на электроды в зависимости от конструкции переключающего устройства переключают как при отключенной печи, так и под нагрузкой. Оптимальный электрический режим на каждой ступени напряжения поддерживают с помощью автоматических регуляторов.

Рафинировочные ферросплавные печи имеют мощность 3,5 - 7 MB-А и служат для выплавки ферросплавов с низким содержанием углерода; они работают с выпуском сплава и шлака после окончания плавки. Они имеют круглую открытую ванну, а в остальном по своему устройству они ближе к дуговым сталеплавильным печам, на базе которых их конструируют.

Печи делают наклоняющимися, в связи с чем ванну крепят на люльке с механизмом ее наклона; ванна оборудована механизмом вращения, обеспечивающим ее круговое или возвратно-поступательное вращение в процессе плавки. Механизмы перемещения электродов и электрододержатели такие же, как в дуговых сталеплавильных печах; эти механизмы опираются не на люльку, а на пол цеха и при наклоне ванны электроды не наклоняются. Электроды применяют как самоспекающиеся, так и графитированные. Загрузка шихты такая же, как в восстановительных ферросплавных печах.

Шихту в ферросплавные печи загружают сверху из специальных печных карманов (бункеров) 1, расположенных на некоторой высоте над печью и оборудованных затворами. После открывания затвора материал по труботечке 2 ссыпается в печь.

В закрытые печи материалы подают двумя способами. Один из них предусматривает поступление материала из течки в воронку 3, расположенную концентрически вокруг электрода и далее в печь через кольцевой зазор между отверстием в своде и электродом. Во втором случае материал из труботечки попадает в печь через отверстие в своде.

В первом случае шихта располагается в печи конусом вокруг электродов, во втором - в стороне от электродов под загрузочными течками.

Рисунок 4 - Способы загрузки шихты в ферросплавные печи с помощью воронки (а) и через отверстие в своде (б)

В открытые печи шихта из печных карманов также подается по труботечкам (лоткам), но их можно направить в определенное место ванны. Применяют также бросковые машины, передвигающиеся по рельсам вокруг печи; рабочий орган машины - лоток (лопата), вмещающий ~25кг шихты, совершает бросковые движения.

Доставку материалов в печные карманы из шихтового отделения ферросплавного цеха осуществляют несколькими способами. В шихтовых отделениях сырые материалы проходят специальную переработку и подготовку: их дробят, сортируют на фракции нужной крупности, некоторые материалы промывают и сушат.д.алее во многих цехах материалы наклонным ленточным конвейером или скиповым подъемником доставляют в плавильный корпус цеха в бункеры, расположенные вблизи печей, а из них порциями с помощью дозировочной саморазгружающейся рельсовой тележки загружают в печные карманы. В ряде цехов материалы из дозировочных бункеров шихтового отделения доставляют системой конвейеров непосредственно в печные карманы.

2. Производство ферросплавов

2.1. Производство ферросилиция

Ферросилиций применяют для раскисления и легирования стали и в качестве восстановителя при производстве некоторых ферросплавов. В электрических печах выплавляют ферросилиций различных марок с содержанием кремния от 19-23% (сплав ФС20) до 92-95% (сплав ФС92). При содержании кремния в сплаве в пределах 50-60% и при загрязнении его фосфором и алюминием сплав рассыпается в порошок с выделением ядовитых летучих соединений. Поэтому сплав такого состава заводы не выпускают. Помимо кремния ферросилиций содержит железо и ряд примесей. В сплавах, содержащих 41-47% кремния и более, имеется до 0,1-0,2% С, до 0,2-0,6% Мп, до 0,05% Р, до 0,02% S и до 1,5-2,5% Al. В малокремнистых сплавах(19 - 27% Si) содержание углерода достигает 0,6-1,0%. Следует отметить, что ферросилиций содержит мало углерода, несмотря на применение углеродистого восстановителя и угольной футеровки печи. Объясняется это тем, что в присутствии кремния растворимость углерода в сплаве уменьшается. Чем больше в сплаве кремния, тем меньше сплав содержит углерода.

Наиболее распространены сплавы ФС45 и ФС75, содержащие кремния соответственно около 45 и 75%.

Рудной составляющей шихты являются кварциты, содержащие не менее 95% SiO;, не более 0,02% РгО5, и возможно меньше шлакообразующих примесей (глинозема). Кварцит дробят до кусков размером 25-80 мм и отмывают от глины.

Для получения заданного содержания кремния в сплаве в шихту вводят рассчитанное количество железа в виде измельченной стружки углеродистой стали; железо, кроме того, облегчает восстановление кремния.

В качестве восстановителя при выплавке ферросилиция применяют металлургический коксик кусками размером 10-25 мм (отсев доменного кокса). Иногда для замены части кокса применяют более дешевые материалы: полукокс - продукт коксования углей при 700 °С и материалы, содержащие карборунд SiC (отходы электродного и абразивного производств).

Ферросилиций выплавляют в круглых печзх различной конструкции - вращающихся и стационарных, открытых и закрытых мощностью 16,5-115 МВД при рабочем напряжении 130-250 в. Рабочий слой футеровки выполняют из углеродистых блоков. Печь имеет две летки, одну рабочую и другую резервную.

Шихту составляют исходя из того, что SiO; кварцита восстанавливается на 98% и все железо стружки переходит в сплав.

Плавку ведут непрерывным процессом. На колошник печи сверху непрерывно загружают шихту, а сплав периодически выпускают через летку. Глубина погружения электродов в шихту должна быть большой (от 800 мм на малых печах до 2700 мм на больших). Расстояние от концов электродов до подины должно составлять 300-600мм. При загрузке перемешанных шихтовых материалов в печь стремятся создать и поддерживать вокруг электродов шихту в виде возвышающихся конусов, которые затрудняют выход газов здесь и уменьшают вследствие этого потери тепла и кремния.

Процесс плавки происходит главным образом у электродов, под которыми горят электрические дуги. Здесь в зоне дуг в шихте образуется полость ("тигель") с очень высокой температурой. Стенки тигля непрерывно оплавляются, кремнезем восстанавливается, кремний растворяется в жидком железе, жидкий сплав опускается на подину, а новые порции шихты - в зону реакций. Кремний восстанавливается твердым углеродом по реакции

SiO2 + 2С = Si + 2СО - 635096 Дж,

идущей с большой затратой тепла, теоретическая температура ее начала равна 1554 °С. В присутствии железа восстановление кремния облегчается и идет при более низких температурах, поскольку железо, растворяя кремний, выводит его из зоны реакции, что сдвигает равновесие этой реакции вправо, в сторону восстановления кремния. Чем больше железа в шихте, тем при более низкой температуре происходит восстановление кремния и образование ферросилиция.

Железо облегчает ход процесса также тем, что разрушает карбид кремния SiC. Последний образуется при избытке восстановителя (SiO2 + 2С = SiC + 2CO) и, являясь тугоплавким (Тпл > 2700 °С), накапливается внизу печи, загромождает ее, снижая производительность.

В зоне высоких температур идет частичное восстановление алюминия и кальция из содержащихся в кварците и золе кокса А12О3 и СаО, поэтому ферросилиций содержит до 2,5% Al и до 1,5% Са. В восстановительных условиях плавки более 60% фосфора из шихтовых материалов переходит в сплав. Сера целиком улетучивается.

Из невосстановившихся оксидов шихты формируется шлак, его количество равно 2-6% от массы сплава. Типичный состав шлака,%: 25-40 SiO2, 20-40 А12О3, 10-25 СаО, 2-10 SiC, 3-8 ВаО, менее 2 MgO и FeO. Шлаки имеют высокую температуру плавления (1500-1700 °С) и вязкость. Шлак выходит из печи через летку вместе со сплавом. При повышенной вязкости часть шлака остается в печи, что может вести к зарастанию ванны.

Образующийся в высокотемпературных зонах восстановления газ СО поднимается вверх, нагревая шихту, причем он стремится двигаться вверх над зонами восстановления у электродов. Чтобы повысить степень использования тепла газов, шихту загружают у электродов, создавая здесь более высокий слой располагающихся конусом материалов. Высокий слой шихты у электродов препятствует подъему здесь газов и они выделяются дальше от электродов, нагревая большее количество шихты. При вращении ванны неподвижные электроды разрыхляют шихту, поднимающиеся газы более равномерно распределяются по сечению ванны.

Плохо прогретые у стен печи материалы спекаются в плотный монолит (гарнисаж).

Нормальный ход печи характеризуется медленным опусканием электродов по мере их сгорания и равномерным оседанием шихты вокруг этих электродов.

Сплав выпускают 12-20 раз в сутки. Вскрытие летки производят прожиганием электрической дугой или кислородом, пробиванием железным прутом или при помощи бура. По окончании выпуска летку закрывают конической пробкой из смеси электродной массы и песка или огнеупорной глины и коксика.

Сплав выпускают в ковш, футерованный шамотным кирпичом или графитовой плиткой, и затем разливают в плоские изложницы или в чушки на разливочной машине конвейерного типа, аналогичной машине для разливки чугуна.

2.2. Производство углеродистого ферромарганца

Ферромарганец применяют для раскисления и легирования стали. В ферросплавных печах выплавляют углеродистый ферромарганец двух марок: ФМн78 и ФМн70, которые содержат марганца соответственно 75-82 и 65-75%. В сплавах также содержится 5-7% С, от 1 до 4-6% Si, 0,3-0,6% Р, 0,02% S.

Марганцевые руды содержат много фосфора, поэтому и в ферромарганце содержание этого вредного элемента высокое.

Для выплавки ферромарганца используют неофлюсованный и офлюсованный марганцевый агломерат и концентраты марганцевых руд, железорудные окатыши либо железные руды или железную стружку и иногда известняк. В рудах марганец находится в виде МпО2, Мп2О3, МпэО4 и МпСО3, основной примесью является SiO2. Содержание марганца в рудах составляет 16-57%. Большая часть добываемых марганцевых руд бедные; их обогащают, получая концентрат с содержанием > 25-43% Мn; концентрат, как правило, подвергают агломерации, агломерат содержит > 36-45% Мn. Коксик применяют размером 3-15мм. Содержание золы в нем не должно быть более 12%, влаги - не более 11%, фосфора - не более 0,02%.

Углеродистый ферромарганец выплавляют флюсовым или бесфлюсовым методом. Во втором случае процесс ведут без добавки извести и получают, кроме углеродистого ферромарганца, еще бесфосфористый марганцевый шлак (около 50% МnО и менее 0,02% Р). Такой шлак используют вместо марганцевой руды для выплавки силикомарганца или малофосфористых марганцевых сплавов.

Бесфлюсовым методом, перерабатывают богатые руды, а бедные руды с повышенным содержанием кремнезема - флюсовым методом. Выплавляют углеродистый ферромарганец в закрытых печах мощностью до 75 MB • А с угольной футеровкой, печи круглые и прямоугольной формы. При бесфлюсовом процессе шихтой служит марганцевый концентрат (агломерат), содержащий более 48% Мn, коксик и железорудные окатыши либо железная стружка (соответственно в количестве 2100-2600, 450-500 и 100-200 кг/т сплава). При флюсовой плавке расход материалов примерно такой же; при этом для получения требуемой основности шлака (1,1-1,4) используют либо офлюсованный агломерат, либо неофлюсованный с добавкой известняка (до 0,7-0,9 т/т сплава). Зачастую в печь вводят отходы ферромарганца.

Плавку ведут непрерывным процессом при напряжении 110 - 160 В; невысокое напряжение желательно, чтобы уменьшить перегрев ванны и потери марганца в результате его испарения и улета (марганец обладает высокой упругостью пара и при высоких температурах значительная часть его испаряется; в нормальных условиях производства потери в результате испарения достигают 8-10%). Электроды погружают в шихту на глубину 1200-1500 мм. Вследствие глубокой посадки над зоной высоких температур находится большой слой шихты. Пройдя такое расстояние, шихтовые материалы попадают в зону прямого восстановления хорошо нагретыми. Большая высота необходима также, чтобы пары марганца успевали конденсироваться в верхних слоях шихты. Расстояние от конца электродов до пода поддерживают в пределах 800-] 300 мм; удаление электродов от пода предотвращает перегрев металла и испарение марганца.

Строение ванны по высоте следующее: слой твердой шихты, зона плавления (вблизи нижней части электродов), слой жидкого шлака (у концов электродов и ниже них), слой жидкого сплава (без полостей под электродами).

Высшие оксиды марганца (МпО2, Мп2О3 и Mn3Oj непрочны и легко восстанавливаются оксидом углерода отходящих газов при низких температурах вверху слоя шихты. Оксид МпО восстанавливается в высокотемпературных приэлектродных зонах по следующим реакциям, протекающим со значительной затратой тепла:

МnО + С = Мn + СО - 288290 Дж

3 МnО + 4С = Мn3С + 3 СО - 780800 Дж.

Теоретическая температура начала этих реакций равна соответственно 1420 и 1227 °С, в связи с чем преимущественное развитие получает восстановление по второй реакции, и сплав поэтому содержит много углерода. Протекает также восстановление углеродом железа из окатышей. Насыщенные углеродом частицы марганца плавятся при температуре 1300-1350 °С и, растворяя железо, опускаются на подину печи. Из SiO2 руды восстанавливается немного кремния, восстанавливается также около 90% содержащегося в рудных материалах фосфора. Кремний и значительная часть марганца восстанавливаются из шлака.

Из невосстановившихся оксидов формируется шлак, который расплавляется при 1300-1400 °С. При флюсовой плавке вводимый в шихту флюс (СаО) облегчает восстановление марганца, поскольку связывает имеющийся в больших количествах в шлаке оксид SiO2 в силикат кальция, высвобождая МлО из соединений с SiO2.

Сплав и шлак выпускают через летку одновременно (три-шесть раз в сутки) в футерованный ковш или в стальной ошлакованный изнутри ковш, обеспечивая при этом отделение шлака (один из способов отделения состоит в том, что сплав, как. более тяжелый, остается в ковше, а шлак переливается через сливной носок ковша в чугунные изложницы). Сплав разливают в изложницы или на разливочной машине в чушки.

При бесфлюсовом процессе степень извлечения марганца в сплав равна ~ 60%. Получаемый шлак (1,0-1,2 т/т сплава) содержит 45-53% МпО, - 29% SiO2, - 6% СаО и <0,02% Р; шлак, как отмечалось, используют для выплавки силикомар-ганца. Расход электроэнергии равен 3100 - 3800 кВт • ч/т.

При флюсовом процессе количество шлака равно 1,4-1,8 т/т сплава; он содержит 8-20% Мn, - 33% SiO2, - 38% СаО; шлак отправляют в отвал. Степень извлечения марганца равна ~ 75%. Расход электроэнергии составляет 4100-4400 кВт • ч/т.

2.3. Производство углеродистого феррохрома

Из всех легирующих элементов в сталях наибольшее применение находит хром. Для легирования стали хромом в нашей стране производят 17 марок феррохрома. Эти сплавы в основном отличаются по содержанию углерода, которое изменяется от 0,01 до 9%. Углеродистый феррохром производят четырех марок: ФХ650, ФХ800, ФХ850 и ФХ900, которые содержат более 65% Сг и соответственно углерода менее 6,5; 8; 8,5 и 9%. Они содержат до 2% Si, до 0,05% Р и до 0,06% S.

Для выплавки углеродистого феррохрома применяют хромовые руды в основном Донского месторождения (Казахстан), которые содержат 30-58% СггО3, остальное FeO, MgO, AlaO3, SiOz.8 связи с истошением богатых руд в последние годы используют бедные (с содержанием до 30% Сг2О3) руды, подвергая их обогащению и иногда агломерации. К рудам и концентратам предъявляют следующие требования: содержание СггО3 не менее 47%; отношение Cr3O3/FeO не менее 3,0, такое соотношение обеспечивает получение сплава с содержанием хрома более 60%; содержание SiO2 не более 7-9%. Высокое содержание СггО3 и низкое содержание SiO2 позволяют уменьшить количество шлака и потерь хрома со шлаком, снизить расход электроэнергии. Иногда в шихту добавляют шлак производства среднеуглеродистого феррохрома, содержащий 27-32 Сг2О3 и иногда оборотные отходы сплава.

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.

2.4. Производство ферротитана

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 FeO против 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%.

Заключение

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.

Список литературы

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