Контрольная работа по "Металлургии"

1 Производство стали в конвертерах и электрических печах. Сравнение разных способов производства стали и экономических показателей

Процессы производства стали. При переделе в сталь чугуна, выплавленного  в доменной печи, из него окислением удаляют почти весь углерод и  весь кремний. Могут добавляться  в качестве легирующих элементов  марганец, никель или хром. В настоящее  время основным способом переработки  чугуна, выплавляемого в доменной печи, стал кислородно-конвертерный процесс, хотя кое-где еще применяется  мартеновский процесс. Важной особенностью производства стали является относительная  легкость ее повторного использования. И кислородный конвертер, и мартеновская печь могут работать с большим  процентом стального металлолома (скрапа), а электропечь - и на одном  скрапе. Это приобретает особенно важное значение в наши дни, когда обострилась проблема удаления отходов. Стоимость повторного использования в значительной мере зависит от качества металлолома. Металлолом, содержащий олово или медь, нежелателен в производстве стали, поскольку эти трудноудаляемые металлы ухудшают механические свойства стали. Наибольшую ценность представляет крупный металлолом, происхождение которого известно. Некоторые количества такого скрапа поступают с металлообрабатывающих заводов, а еще больше - после разборки устаревшего заводского и железнодорожного оборудования и разделки на металлолом морских и речных судов. Скрап в виде отработавших свой срок автомобилей и емкостей для продуктов питания менее ценен, так как он наверняка содержит медь и олово. Легирующие элементы обычно добавляют в сталь в виде ферросплавов. Ферросплавы содержат значительные количества железа, которое служит носителем легирующих элементов. К наиболее важным ферросплавам относятся ферромарганец (такой, как шпигель, или зеркальный чугун), необходимый для всех сталей; ферросилиций, применяемый для получения сталей со специальными магнитными свойствами и для раскисления сталей, выплавляемых в электропечах; феррохром и феррованадий. Никель добавляется в виде беспримесного металла.

Конвертерный процесс. В первой половине 20 в. первоначальный бессемеровский процесс постепенно утратил свое прежнее значение. Дело в том, что тепла, выделяющегося в бессемеровском конвертере, недостаточно для расплавления металлолома - более дешевого сырья, нежели горячий металл из доменной печи. Быстрое протекание плавки в бессемеровском конвертере не давало возможности провести анализы стали и скорректировать ее состав в соответствии со спецификациями. Мартеновский же процесс допускает значительный процент металлолома в загрузке печи, и реакции в нем протекают достаточно медленно, чтобы можно было успеть выполнить анализ в процессе плавки и провести коррекцию состава до выпуска металла

КИСЛОРОДНЫЙ КОНВЕРТЕР с  верхней продувкой. 1 - стальной кожух; 2 - огнеупорная футеровка; 3 - кислородная  фурма; 4 - завалка флюса; 5 - легирующие добавки; 6 - летка; 7 - ковш; 8 - заготовка; 9 - проволока; 10 - бесшовная труба; 11 - блюм; 12 - балка; 13 - толстолистовая сталь; 14 - листовая заготовка (сляб); 15 - листовой прокат.

Но в 1950-х годах конвертерный процесс производства стали снова  вернулся к жизни и в течение  следующих 35 лет полностью вытеснил мартеновский процесс, поскольку была разработана технология получения  дешевого чистого кислорода, позволившая  перейти с воздушного на кислородное дутье в конвертере. По этой технологии кислород в количествах, измеряемых тоннами, производят дробной (фракционной) перегонкой жидкого воздуха; для производства стали требуется кислород с чистотой 99,5%. Воздух - это на 80% азот, а азот - это инертный газ, не участвующий в реакциях конвертерной выплавки стали. Таким образом, в бессемеровском конвертере через расплавленный металл продувается большое количество бесполезного газа. Но этого мало - часть азота растворяется в стали. Последующее выделение растворенного азота в форме нитридов может приводить к ее последеформационному старению - постепенному уменьшению пластичности, которое приводит к трудностям при обработке давлением. Такого рода трудности отпадают, если металл в конвертере продувать не воздухом, а чистым кислородом. Но простой переход с воздуха на кислород в бессемеровском конвертере недопустим, так как из-за сильного разогрева фурм конвертер быстро выйдет из строя. Эта проблема была решена так: кислородное дутье подводится к поверхности расплавленного чугуна по трубе с водяным охлаждением. В 1952 35-тонный конвертер такого типа был успешно запущен в австрийском городе Линце на заводе фирмы VOEST. Такая технология, названная процессом ЛД (аббревиатура от Линца и Р.Дюррера, инженера фирмы), позднее была развита в кислородно-конвертерный процесс. Быстрая реакция окисления в конвертерной шихте, характеризующейся малым отношением площади поверхности к объему, сводит к минимуму потери тепла и позволяет вводить в шихту до 40% металлолома. Кислородный конвертер может каждые 45 мин выдавать 200 т стали, что в 4 раза превышает производительность мартеновской печи. Кислородный конвертер с верхней продувкой представляет собой грушевидный сосуд (с открытой узкой верхней горловиной) диаметром ок. 6 м и высотой ок. 10 м, облицованный изнутри магнезиальным (основным) кирпичом. Эта футеровка выдерживает примерно 1500 плавок. Конвертер снабжен боковыми цапфами, закрепленными в опорных кольцах, что позволяет наклонять его. В вертикальном положении конвертера его горловина находится под вытяжным колпаком дымоотводящего камина. Боковое выпускное отверстие, имеющееся с одной стороны, позволяет отделить металл от шлака при сливе. В конвертерном цеху рядом с конвертером обычно имеется загрузочный пролет. Сюда транспортируется в большом ковше жидкий чугун из доменной печи, а в стальных бункерах накапливается металлолом для загрузки. Все это сырье переносится к конвертеру мостовым краном. По другую сторону от конвертера расположен разливочный пролет, где имеются приемный ковш для выплавленной стали и железнодорожные тележки для транспортировки его на разливочную площадку. Перед началом кислородно-конвертерного процесса конвертер наклоняют в сторону загрузочного пролета и через горловину засыпают металлолом. Затем в конвертер заливают жидкий металл из доменной печи, содержащий около 4,5% углерода и 1,5% кремния. Предварительно металл подвергается десульфуризации в ковше. Конвертер возвращают в вертикальное положение, сверху вводят охлаждаемую водой фурму и включают подачу кислорода. Углерод в чугуне окисляется до CO или CO2, а кремний - до диоксида SiO2. По "течке" (загрузочному лотку) добавляется известь для образования шлака с диоксидом кремния. Со шлаком выводится до 90 % кремния, содержащегося в чугуне. Содержание азота в готовой стали сильно понижается благодаря промывающему действию CO. Приблизительно через 25 мин дутье прекращается, конвертер немного наклоняют, отбирают пробу и анализируют ее. При необходимости в корректировке можно снова возвратить конвертер в вертикальное положение и ввести в горловину кислородную фурму. Если же состав и температура расплава соответствуют спецификациям, то конвертер наклоняют в сторону разливочного пролета и через выпускное отверстие сливают сталь.

Кроме кислородно-конвертерного  процесса с верхней продувкой, существует кислородно-конвертерный процесс с  подачей кислорода в струе  топлива через днище конвертера. Фурмы в днище конвертера защищаются одновременной продувкой природного газа. Такой процесс быстрее протекает, он более производителен, чем процесс  с верхней продувкой, но менее  эффективен в отношении расплавления металлолома. Однако нижнюю продувку можно  сочетать с верхней.

Электрическая печь. Электропечи сначала применялись только для выплавки качественных инструментальных и нержавеющих сталей, выплавлявшихся до этого в тиглях. Но постепенно электропечи стали играть важную роль в производстве малоуглеродистой стали из металлолома в тех случаях, когда не требуется передела чугуна из доменной печи. В настоящее время ок. 30% нерафинированной стали выплавляется в электропечах. Наиболее распространены дуговые электропечи. Под дуговой сталеплавильной печи облицован огнеупорной кирпичной кладкой, свод охлаждается водой и может сдвигаться в сторону для загрузки печи. Через три отверстия в своде вводятся угольные электроды. Между электродами и металлоломом на поду печи зажигается дуговой разряд. В большой печи ток дуги может достигать 100 000 А. Плавка стали обычно производится следующим образом. Свод печи отводят в сторону, и на под печи осторожно загружают металлолом. После этого свод возвращают на место, а электроды опускают так, чтобы они на 2-3 см не доходили до верха загруженного металлолома. Зажигают дугу и по мере расплавления завалки постепенно увеличивают мощность. В печь вводят кислород для окисления углерода и кремния в завалке и известь для образования шлака. На этом этапе химия плавки такая же, как и в кислородно-конвертерном процессе. По окончании периода окисления отбирают пробу, анализируют ее и при необходимости корректируют состав. Затем выключают дугу, поднимают электроды, наклоняют печь и выпускают сталь в ковш. Электросталеплавильный процесс находит также важное применение в вакуумной плавке стали. Для этого обычно пользуются индукционными электропечами. Сталь помещают в графитовый тигель, окруженный медным змеевиком индуктора. На индуктор подается переменное напряжение высокой частоты. Вихревые токи, наводимые индуктором в графитовом тигле, нагревают его, поскольку удельное сопротивление графита довольно велико. Если тигель с индуктором помещен в вакуумную камеру, то сталь, плавясь в вакууме, освобождается от кислорода и других растворенных газов. В результате получается очень чистая сталь, не содержащая оксидов. Вакуумная плавка дорогостояща и применяется лишь в тех случаях, когда требуется особо прочная и надежная сталь, например для шасси самолетов. Улучшение механических свойств стали в результате вакуумной плавки связано с отсутствием частиц оксидов, на которых в обычной стали часто зарождаются трещины.

2 Медные и алюминиевые  руды. Главные процессы производства  меди и алюминия. Марки и применение

Алюминиевые руды. Бокситы являются важнейшим, наиболее качественным и доминирующим сырьем для производства алюминия. Бокситы состоят из водных окисей алюминия, железа и небольших количеств окислов кремния, титана и некоторых других элементов, а также водных алюмосиликатов. Содержание глинозема в них колеблется от 28 до 52% и более, а отношение глинозема к окиси кремния – от 2 до 12. По своему происхождению бокситы делятся на две основные группы: остаточные и осадочные. Остаточные бокситы – продукт латеризации или выветривания алюмосиликатных пород, при котором происходит разложение алюмосиликатов, вынос кремнекислоты, образование и накапливание гидратов окисей алюминия и железа. Большое распространение месторождения латеритовых бокситов имеют в тропической и субтропической зонах. Осадочные бокситы образовались за счет переносимых реками, а также грунтовыми водами растворов, суспензий и коллоидных соединений алюминия, железа, титана и многих других элементов,

 В бокситах обнаружено 42 химических элемента, в том числе  10 (О, H, С, А1, Si, Ti, Ca, Mg, Fe и S) входят в состав бокситов в наибольших количествах. Минералогический состав бокситов очень сложный, установлено, что в них содержится около 100 минералов. В зависимости от степени гидратизации бокситы подразделяются па маловодные (корундовые), одноводпые (диаспоровые и бемитовые) и трехводные (гидраргиллитовые или гибситовые). В СНГ месторождения бокситов находятся на Северном Урале, Южном Урале (бемитдиаспорового типа), на Среднем Урале и в Северном Казахстане (гидраргиллитового типа), а также в других районах. Нефелиновые руды состоят из нефелина, щелочных полевых шпатов, щелочных пироксепов, титаносиликатов и многих других минералов, представляющих собой комплексные соединения окислов алюминия, кремния, калия, натрия, кальция, магния и железа. В России перерабатываются на глинозем нефелиновые породы Кольского полуострова и Кия-Шалтырского месторождения в Сибири. В отличие от бокситов содержание кремнезема в нефелиновых рудах превышает содержание глинозема почти в два раза. Так, в нефелиновом концентрате из хвостов от обогащения апатитовых руд кремнезема содержится 43,1%, а глинозема 29,2%.

 Алуниты являются одним  из видов промышленного алюминиевого  сырья. В природе существует  две разновидности алунита: натриевая  и калиевая. Первая – с соотношением Na2O:К2О – = (1,7-1,6):1, вторая – с  соотношением 1:2 соответственно. Промышленные  месторождения алунитов представляют  собой изоморфную смесь этих  двух разновидностей с преобладанием  К2О над Na20. Состав алунита: 37,8% А12О3:11,4% (К, Na)2O; 38,6% SO3, 13% Н2О. В СНГ эксплуатируется Загликское месторождение в Азербайджанской Республике с содержанием алунита в породе 51%.

 Глины и каолины  являются одним из возможных  видов алюминиевого сырья. Месторождения  глин и каолинов, которые широко  применяются в качестве сырья  в химической промышленности  для производства огнеупоров  и в других отраслях народного  хозяйства, известны во многих  районах СНГ. Однако экономическая целесообразность их промышленного использования для производства алюминия в настоящее время не установлена.

 Сырьем для производства  алюминия и алюмокремниевых сплавов  электротермическим способом могут  служить также высокоглиноземистые  силикатные породы с достаточно  большим содержанием андалузита, силлиманита и кианита (дистена), а также диаспор содержащие кварциты, глины, каолины и некоторые разновидности бокситов.

Меди опесчаниковые руды представляют собой оруднелые осадочные горные породы, в которых сульфиды меди замещают породные минералы в песчаниках. Количество сульфидных минералов в руде не превышает 16%. Породообразующие минералы – кварц, полевой шпат, кальцит, хлорит, серицит и др.

 Основными рудными  минералами являются халькопирит,  халькозин, борнит. Присутствуют  также ковеллин, блеклая руда, пирит. Сопутствующие меди полезные компоненты – серебро и рений. В зоне окисления рудные минералы представлены малахитом, азуритом, броншантитом, купритом, хризоколлой и др. К сульфидным относятся руды, в которых содержание, окисленной меди не превышает 10%. Окисленными принято считать руды с содержанием окисленной меди выше 50-70%; промежуточное положение занимают смешанные руды.

 Главными медными минералами  медно-песчаниковых руд Джезказганского  месторождения являются борнит, халькозин халькопирит. При их  обогащении получаются концентраты  с высоким (до 40%) содержанием меди  и низким (не более 15%) содержанием  серы. Породообразующие минералы  представлены в основном кварцем.  Кроме медных руд, на Джезказганском  месторождении имеются участки  комплексных руд, содержащих наряду  с медью свинец и цинк

 Медно-порфировые руды, как правило, содержат молибден  в количествах, позволяющих извлекать  его в промышленном масштабе. К этому типу руд относятся  руды Коунрадского, Калымакырского, Бощекульского месторождений, а также медно-молибденовые руды Каджаранского, Сорского и Агаракского месторождений. Сульфидная фракция представлена в основном халькопиритом, халькозином, борнитом, пиритом, молибденитом и другими сульфидами. Общее количество сульфидных минералов в руде обычно не превышает 3-4%. По содержанию окисленной меди руды подразделяются на сульфидные (10-15%), смешанные (от 10-15 до 50-75%) и окисленные (более 50-75%). Наибольшее промышленное значение имеют сульфидные руды (90-95% всех запасов). Из сопутствующих ценных компонентов можно отметить рений и драгоценные металлы.