VII.4. Производство стали

Переработка чугуна в сталь производится в мартеновских печах, конвертерах, электропечах. Суть процесса состоит в окислении при­месей, входящих в состав чугуна. Начнем рассмотрение производ­ства стали с мартеновского производства, дающего более половины стали.

Мартеновский способ получения стали. Для получения стали по мартеновскому способу применяется особая печь, названная по имени изобретателей Мартенов.

Мартеновская печь представляет собой пламенную регенератор­ную печь (рис. 5). Верхняя часть мартеновской печи состоит из рабочего пространства, где происходят плавка металла и важней­шие физико-химические процессы, связанные с переделкой чугуна в сталь. В верхней части рабочее пространство ограничивается сво­дом, а внизу — подом. В мартеновской печи имеются передняя и задняя стенки, с боков печи имеются головки, через которые пода­ется топливо (газ или мазут) и воздух, перед подачей нагреваемые в регенераторах до 1000—1200°С. Через головки также происходит удаление продуктов горения (углекислого газа, сажи, пыли и т. д.). В передней стенке мартеновской печи находятся завалочные окна (от 3 до 7). Через них загружается шихта и ведется наблюдение за плавкой металла. В задней стенке мартеновской печи имеются от­верстия для выпуска металла и шлака. Эти отверстия закрываются огнеупорными пробками. Рабочее пространство мартеновской печи выложено высокопрочным огнеупорным материалом. Огнеупоры могут быть основными пли кислыми в зависимости от того, какой чугуп плавится в мартеновской печи,

Рис. Г>. Разрез мартеновской печи:

/) — рабочее пространство; / — свод; 2 — под; 3 — головки; 4 — завалочные окна; 5, 6 — ка» налы; 7, 8 — регенераторы; 9, 10 — каналы; // —перекидные клапаны

Регенераторы, предназначенные для подогрева воздуха и топли­ва, расположены попарно с обеих сторон мартеновской печи. Они аккумулируют тепло продуктов горения и передают его газу и воз­духу, поступающим в рабочее пространство.

Воздух, газообразное или жидкое топливо подаются в регенера­торы по специальным каналам, снабженным заслонками. Они авто­матически регулируют подачу воздуха и топлива то в один, то в другой генератор и работают попеременно: то одна пара генерато­ров нагревает подаваемый воздух и газ, то другая. Предваритель­ное нагревание воздуха и топлива перед подачей в рабочее прост­ранство дает возможность, с одной стороны, получать в плавильном, или рабочем, пространстве более высокую температуру, а с другой стороны — экономить топливо.

В рабочем пространстве мартеновской печи температура подни­мается до 1900°. Дииасовая футеровка свода мартеновской печи выдерживает 250—300 плавок, а хромомагнезитовая — до 700 плавок. Емкость мартеновских печей колеблется от 20 до 900 т. Раз­меры крупной мартеновской печи следующие: длина — 26—27 м, ши­рина — 8 м, высота рабочего пространства от пода до свода — от 3 до 5 м.

Расход топлива в мартеновских печах зависит от вида приме­няемого топлива.

Мартеновский процесс. Перед началом плавки производится вручную заправка пода мартеновской печи. Цель заправки — очис­тить под мартеновской печи от шлака, который остался от преды-; дущей плавки, и восстановить покрытие. После заправки закрывают выпускное отверстие и приступают к загрузке в печь шихты. Ших­та может быть в виде расплавленного чугуна с добавкой руды и флюсов (рудный процесс) или в виде скрапа (металлолома), чуш­кового (чушковый чугун — чугун в небольших слитках) чугуна и флюсов (скрап-процесс). Существует также скрап-рудный процесс. Загрузка шихты осуществляется специальной завалочной машиной через завалочные окна, которые находятся в передней стенке мар­теновской печи. Скрап-процесс имеет место в мартеновских печах машиностроительных заводов, а также на металлургических пред­приятиях, не имеющих доменных печей, где мартеновские' печи работают на отходах металлообработки и металлоломе. При скрап-процессе металлическая шихта содержит 65—80% скрапа (метал­лолома) и 35—20% чушкового чугуна. Мартеновские печи, рабо­тающие по скрап-процессу, обычно имеют небольшую емкость — в пределах от 20 до 100 т.

Вторым наиболее распространенным способом получения стали в мартеновских печах является рудный процесс (или скрап-рудный процесс). Мартеновские печи, работающие по рудному процессу, как правило, входят в состав металлургических комбинатов, имеющих полный металлургический цикл. Шихта обычно включает 70—90% жидкого чугуна и 10—30% стального лома, железной руды и флюса.

При работе мартеновской печи по рудному процессу выплавка составляет 103—105% от загруженного чугуна за счет использова­ния добавляемой железной руды. Емкость печей, работающих по данному процессу,— 350, 500, 900 т.

Мартеновский процесс легко поддается управлению. В течение суток в каждой мартеновской печи проводится несколько плавок: каждая плавка происходит в течение 5—15 часов. Основным пока­зателем работы мартеновской печи является количество стали в тоннах, снимаемое с каждого квадратного метра пода печи в сутки. Съем стали с 1 м² пода печи колеблется от 4,5 до 13 т в сутки. В целях улучшения технико-экономических показателей мартеновско­го процесса в СССР и ряде других стран применяются двухванно-вые мартеновские печи (объем ванн — до 300 т), обладающие вы­сокой производительностью (до 1,5 млн. т стали в год).

Кислородно-конвертерный способ получения стали ос­нован на выжигании в расплавленном чугуне примесей продувани­ем кислорода. Процесс происходит в конвертерах. Этот способ по­лучения стали стал применяться в СССР с 1955 г. и получил боль­шое развитие. Практически мартеновские печи уже не строят, а строят кислородные конвертеры. Они экономичнее: на каждом миллионе тонн стали экономия составляет примерно 6 млн. руб.

только На капитальных, вложениях и более

'.,, 1 млн. руб.—на эксплуатации. Производи-

{| телыгость одного 250-тонного конвертера со-

Вода

I ставляет около 400 тыс. т стали. При этом

качество конвертерной стали не уступает

мартеновской, а в ряде случаев превосходит ее.

Рис. 6. Кислородный конвертер: / — фурма; 2— лебедка

Конвертер представляет собой стальное сооружение грушевидной формы емкостью от 20 до 350 т. Внутри он выложен огнеупор­ным материалом, вверху имеет отверстие — горловину, через которую заливается жидкий чугун и заваливается скрап. В горловинной части конвертера имеется летка. Конвертер опоясан стальным кольцом с двумя цапфами, с помощью которых он крепится к подшипни­кам опорных рам. С помощью цапф конвертер удерживается в подвешенном состоянии, В то же время он может поворачиваться вокруг горизонтальной оси, что осуществляется дву­мя электродвигателями. По водоохлаждаемой фурме, вводимой лебедкой в горловину кон­вертера, подается кислород под давлением 0—14 атмосфер.

Процесс начинается с завалки металлолома в горловину накло­ненного конвертера*. Затем заливается жидкий чугун. Установив конвертер вертикально, устанавливают фурму (через горловину) и начинают продувать кислород (рис. 6). Первоначально окисляется железо: 2Fe + 02 = 2FeO. Затем железо восстанавливается за счет окисления углерода:

FeO + С = СО + Fe н других примесей (кремния и марганца):

Si + 2FeO ■= SiO₂ + 2Fe Mn + FeO = MnO + Fe

Для удаления из чугуна фосфора в конвертер вводится флюс — из-иесть (СаО), с которой реагирует фосфор, образуя шлак:

2Р + 5FeO + 4СаО = 4СаО • Р₂О₅ + 5Fe

Продуваемый кислород также непосредственно окисляет углерод и
• другие примеси в чугуне.
', Процесс не требует топлива, так как тепло выделяется за счет

сгорания углерода, фосфора и др. Более того, на определенном этапе

необходимо устранить избыточное тепло, понизить температуру. Это

достигается путем добавки в конвертер железной руды (70—80 кг

на 1 т стали) или металлолома (250—300 кг).

Накапливающийся шлак выводят из конвертера через горловину.

Ход плавки и превращение чугуна в сталь контролируются путем

отбора проб.

3 Заказ 41

Для восстановления железа из закиси (раскисление) в ковш во время выпуска стали вводят ферромарганец, ферросилиций или алюминий, которые более активны, чем железо:

2FeO + Mn = Fe + МпО 2FeO + Si = Fe + SiO₂

Окись марганца и окись кремния выводятся в шлак. Длительность процесса зависит от объема конвертера и может составлять от 25 до 60 минут. Сталь выводят из конвертера через боковую летку в ковш. Преимущества этого способа — более дешевый агрегат, чем марте­новская печь, быстрота процесса и более высокая производительность, экономия топлива, меньшие эксплуатационные расходы. Недостат­ки—потери металла за счет выгорания (выход — 90—93%), огра­ниченные возможности использования металлолома.

Производство стали в электропечах. Одним из способов произ­водства стали, который применяется с начала XX века в ряде стран, является электроплавка. Внедрению этого способа производства ста­ли в нашей стране способствует быстрый рост энергетических мощ­ностей, снижение себестоимости электроэнергии и необходимость по­лучения все в больших количествах качественной стали.

Для получения 1 т электростали требуется от 600 до 1000 кВт • ч электроэнергии.

Выплавка стали с помощью электроэнергии производится в ду­говых и индукционных электропечах.

1

В дуговых электропечах плавка металла производится, за счет тепла, образуемого электрической дугой (рис. 7). Последняя возни­кает между графитовым, или угольным, электродом и металлической шихтой. Электроды закрепляются таким образом, что их можно пе­ремещать по вертикали, т. е. приб­лижать к металлической шихте или удалять. Благодаря этому мож­но увеличивать или уменьшать электрическую дугу и на этой ос­нове регулировать температуру в электропечах. Температура в элект­ропечах поднимается до 3500°, что, с одной стороны, дает возможность довольно быстро получать сталь высокого качества, а с другой — требует особо прочной футеровки электропечей.

Рис. 7. Дуговая электропечь: / — угольные электроды; 2 — свод печи; 3 - загрузочное окно; 4 - дугообразные сег-менты; 5 - желоб; 6 - летка; 7 - электро-держатель

Емкость промышленных элект­ропечей может быть от 0,5 до 400 т. Малые электропечи устанавлива­ются на машипостроительпых за­водах, где требуется высококачест- крупные - на ме-

таЛЛурГИЧвСКИХ првДПрИЯТИЯХ.

ВвбДИМаЯ В ЭЛвКТрОПвЧЬ ШИХТа

состоит на 90% из скрапа (лом, металлоотходы) и на 10% из чу­гуна. Чугун вводится в основном для науглероживания'стали. К рас­плавленному металлу в электропечь добавляют небольшое количест­во железной руды (до 10 кг железной руды на 1 т расплавленного металла), которая является кислородопосителем. За счет кислорода железной руды происходит окисление углерода кремния, фосфора, марганца и других примесей, находящихся в металле. Кроме того, в электропечь вводится флюс — известь или кварц в зависимости от того, какой процесс, основной пли кислый. Образующийся в электро­печах шлак через определенные промежутки времени выпускается путем наклона печи. После выпуска шлака в электропечь добавляется определенная порция руды и флюса. На последней стадии плавки вводится небольшое количество мелкого кокса, который совместно с известью переводит в шлак серу.

Электродуговой способ получения стали дает возмож­ность получать сталь с незначительными примесями фосфора и се­ры, которые, как известно, являются очень нежелательными состав­ными частями, так как ухудшают ее качество. Расход электродов составляет 5 — 10 кг па 1 т стали. Продолжительность плавки в элек­троду говои печи — 2—3 часа.

И и д у к ц и о н н а я печь представляет собой огнеупорный тигель, на поверхности которого расположена обмотка полых медных тру­бок. 1)та обмотка является индуктором, и через нее пропускается ток высокой частоты. В полой части медных трубок циркулирует вода для охлаждения самой обмотки, а также внешней поверхности ин­дукционной печи. Работа индукционной печи основана на явлении индукции. 1!о время пропускании электрического тока высокой ча­стоты через обмотку возникают индукционные токи, которые разо­гревают it плавят шихту, находящуюся внутри тигля.

П индукционных печах плавка шихты происходит за счет тепло-пого воздействия индукционных токов. Каких-либо химических про­цессов внутри тигля но происходит. Поэтому состав шихты тща­тельно подбирается, с тем чтобы получить однородный сплав доволь­но точного состава.

Индукционным способом электроплавки получают высоколегиро-ииниие, нержавеющие, жаропрочные и другие виды стали. Окисли­тельные процессы в тигле устраняются за счет применения вакуума пли галовой среды. За счет этого повышается качество получаемой стили. Кмкоеть подобных печей в СССР — до 25 т.

Дуплекс-процесс. Дуплекс-процесс является одним из способов получения высококачественной стали. Он основан на использовании и электропечах жидкого металла (стали), полученного в конвертерах пи кислородном дутье или мартеновской печи. Существуют и другие рн.шпипдностп дуплекс-процесса: конвертер — мартеновская печь, пидукшюшыя печь — дуговая печь и т. п. Конвертерная или марте-iioitcKiiii стиль поступает в электропечи, где она освобождается от се­ры II |ШГКП(',11Я(!Т('Я.

Икопомпческои основой применения дуплекс-процесса является, мо нерпых, небольшой расход электроэнергии для получения высоко-

3» ' 67

качественной стали, во-вторых, большая потребность промышлен­ности в качественной стали. Рас­ход электроэнергии на 1 т стали при дуплекс-процессе составляет 450—500 кВт • ч, т. е. меньше, чем при производстве электростали.

Применяется также электрон­но-лучевая плавка стали. Шихта расплавляется за счет бомбарди­ровки ее пучком электронов высо­кой мощности. В настоящее время испытываются агрегаты непрерыв­ной плавки стали.

Рис. 8. Схема разливки стали в изложницы

Разливка стали. Полученная по одному из рассмотренных способов сталь поступает в разливочные ков­ши и с помощью крана переносит­ся к месту разливки. Разливочные ковши внутри футерованы шамотом и в нижней части имеют отвер­стие, закрываемое огнеупорной пробкой. Из ковша сталь выливается в приготовленную литейную форму, где и образуется отливка. Отлив­ки представляют собой или часть готового изделия, или просто бол­ванку, которая проходит дальнейшую обработку на машинострои­тельных заводах. В том случае, когда из стали нужно получить прокат, отливают слитки. Получение слитков происходит в излож­ницах.

И з л о ж н и ц ы — это формы для получения слитков. Их делают коническими, чтобы легче вынимать сталь. Количество изложниц мо­жет быть различное: от нескольких штук до 60. В изложницах ме­талл затвердевает, затем вынимается и направляется в прокатный цех металлургического завода (рис.8). _u

Новым, прогрессивным способом разливки стали является непре­рывная разливка (рис. 9). Для непрерывной разливки применяют машины различных типов: вертикальные, наклонные, радиальные и т. п. Сталь из разливочного ковша через промежуточный ковш по­ступает в кристаллизатор. Каждая установка по непрерывной раз­ливке стали может иметь несколько кристаллизаторов. Кристаллиза­торы охлаждаются водой. В них формируется слиток, как правило, прямоугольного или квадратного профиля (150X150 и до 200Х ХбООмм). Когда сталь в кристаллизаторе достигает определенного уровня, включается механизм вытягивания и затвердевающий сли­ток вытягивается из кристаллизатора. В это время в кристаллизатор снова заливается сталь, и процесс непрерывно повторяется.

Полученный слиток поступает в зону вторичного охлаждения и после этого с помощью газовой горелки режется на части опреде­ленной длины, которые поступают на конвейер.

Преимущество непрерывной разливки стали по сравнению с раз^: ливкой в изложницы состоит в том, что получаемый слиток имеет за-

данное сечение и не имеет усадки. Слиток сразу поступает на обра­ботку, минуя обжимные станы, что сокращает отходы в 5—6 раз (от­ходы составляют 2—3%).

При непрерывной разливке стали устраняются трудоемкие про­цессы, облегчается труд рабочих и в то же время повышается качест­во слитков. Оборудование для непрерывной разливки стали простое и дешевое. Непрерывная разливка стали широко внедряется на ме­таллургических заводах страны.

VII. 5. Прокатное производство

Прокатка металла — это способ его обработки с помощью давления и обжатия. •)ти операции осуществляются вращающими­ся валками прокатных станов.

В прокатный цех сталь поступает в виде болванок. Перед прокаткой болванки нагре­ваются до определенной температуры. Про­катное производство включает различные мыды проката, которые применяются в метал­лообрабатывающей промышленности, строи­тельстве и т. д. Как правило, прокатные цехи того или иного металлургического завода яв­ляются специализированными. Прокатные изделия в зависимости от вида проката делят­ся на четыре группы: сортовой прокат, листо-iioif, специальный прокат, трубы.

Сортовой прокат, в свою очередь, в зави­симости от профиля делится на две группы — ■ по профили простой геометрической формы (круглый, квадратный, шестигранный, пря­моугольный и др.) и фасонные профили про­ката (овальный, полукруглый, ромбовидный, i pry голыши, сегментный).

.И истовой прокат по стандарту выпускает-|)| диух видов: листовая сталь тонкая (0,2— 1>,'| мм) и листовая сталь толстая (4—60мм). Специальные виды проката — колеса, банда­жи, шарм, зубчатые колеса, трубы.

Ikr—L Рис. 9. Схема непре­рывной разливки стали: / — разливочный ковш; 2 — промежуточное уст­ройство; 3 — кристаллиза­тор; 4 —затвердевающая сталь; 5 — вращающиеся ролики; 6 — резка слит­ка с струей кислорода

Огпоинос оборудование прокатного стана состоит п.) одной или нескольких главных.чиним. Линии — это рабочие клети, в которые и ходит прокатные валки, их подшипники, ста-мним, угпшопочпые механизмы и т. д.

Ни miiimi'ieiiiuo и расположению клетей м|1ок|1Т1м.1(< ептм делятся на шесть основных иидои: I) оожпмиые и заготовочные. Сюда отнопптн: и) блюминги, б) слябинги, в) за-

||^(.......... , г) трубо.чаготовителыше; 2) сор-

товые прокатные станы: а) рельсобалочные, б) крупносортные, в) среднесортные, г) мелкосортные, д) проволочные; 8) листовые прокатные станы; 4) трубопрокатные станы; 5) холодной прокатки; 6) специальные (для особых видов прокатки).

На блюмингах производится первичная прокатка стальных слит­ков, и заготовляемые блюмы — стальные заготовки весом в несколько тонн сечением более 140 X 140 мм, идут далее на сортовые станы для получения нужного вида проката.

На слябингах прокатываются крупные слитки стали и получают заготовки, так называемые слябы, которые идут на листопрокатные станы. Слябы имеют ширину до 2,5 м и толщину до 600 мм.

На сортовых прокатных станах из блюмов путем дальнейшей прокатки получают прокат различных сортов: круглый, квадратный, тавровый, угловой, двутавровый, зетовый, рельсовый и др. На листо­прокатных станах получают листовой прокат.

Трубопрокатное производство, как уже отмечено, может выде­ляться в самостоятельные предприятия. Трубы производятся двумя способами — литьем и прокаткой. Существует еще один способ про­изводства труб — прошивка. Он осуществляется па специальных про­шивных станах, где из сплошной заготовки получают толстостенную бесшовную трубу (гильзу). Затем она раскатывается с уменьшени­ем толщины стенки и удлинением на раскатном стане. По первому способу получают трубы из чугуна, по второму — из стали. Для по­лучения труб прокаткой сначала заготавливают полосовую сталь, ко­торую затем свертывают в трубы и прокатывают на специальных про­катных станах. Трубы получают бесшовные, или цельнокатаные, н сварные.

В металлургической промышленности получило большое разви­тие комбинирование, которое может быть внутриотраслевым (чу­гун — сталь — прокат), межотраслевым — при наличии химических цехов, предприятий строительных материалов (на шлаке, цементных, шлаковатных) и др. Такое комбинирование дает определенный эко­номический эффект.

Исходя из расхода сырья и других технико-экономических фак­торов, металлургические предприятия Полного цикла тяготеют в раз­мещении к топливным н рудным базам, а неполного цикла — к рай­онам машиностроения, дающим много металлоотходов. Развитие без­доменной металлургии усиливает роль рудных баз в размещении металлургических предприятий.

ГЛАВА VIII. ЦВЕТНАЯ МЕТАЛЛУРГИЯ VIII. 1. Свойства и применение цветных металлов

Цветная металлургия по современной классификации включает 14 самостоятельных отраслей, производящих сплавы, алмазы, элект­роды и следующие группы металлов:

1) группу тяжелых цветных металлов: а) основных (медь, цинк, свинец, олово и др.), б) малых металлов (ртуть, сурьма и др.);

2) легких металлов (алюминий, магний, титан и др.);

3) редких металлов (галлий, германий, бериллий, тантал, бор, це­
лим, индий, селен, ниобий и др.);

4) легирующих цветных металлов, использующихся главным об­
разом в черной металлургии (вольфрам, ванадий, молибден, хром

"др.);

5) благородных металлов (золото, платина, серебро, иридий, ос­
мий).

Широкое применение цветных металлов в народном хозяйстве обусловливается как их разнообразием (сейчас производятся практи­чески все виды цветных металлов), так и их ценными.физико-хими­ческими свойствами.

Отдельные цветные металлы обладают высокой электропроводно­стью, другие отличаются высокой стойкостью к химическим реакти­вам и могут быть использованы для производства химической аппа­ратуры и для изготовления деталей, узлов и машин, работающих в кислой и щелочной среде, третьи характеризуются большой легкос­тью, что позволяет использовать их для производства машин, отдель­ных узлов и приборов, где имеет большое значение снижение носа.

Цветные металлы обладают способностью образовывать сплавы со свойствами и качествами, отличающимися от свойств исходных материалов.

Современная техника предъявляет самые разнообразные требо­вания к металлу, и прежде всего к его пластичности. Пластичность — это способность изменять форму без разрушения. При малой плас­тичности и вязкости металл становится хрупким и разрушается при ударах или рабочих перегрузках. Пластичностью и вязкостью (спо­собность противостоять ударным пагрузкам) обладают почти все цветные металлы.

Большое разнообразие цветных металлов и их свойств позволяет удовлетворять самые высокие требования техники и в каждом кон­кретном случае подобрать тот металл, который в большей степени отнимает потребностям данного производства.

Удельный вес металла нередко определяет использование его в |щ"! или иной отрасли машиностроения, строительстве. Малый удель­ны ii нес металла позволяет снизить вес машин, их узлов и деталей и сооружений. На металлы с небольшим удельным весом предъявля­ют большой спрос авиационная промышленность, космическая тех­ника и другие отрасли машиностроения.

Температура плавления является показателем стойкости метал-ли по отношению к высоким температурам.

Прочность металла — это способность противостоять раз­рушению, а твердость — способность противостоять проникно-шчшю другого тела. Эти свойства не могут не учитываться при про­ектировании машин и механизмов.

Каждое свойство цветных металлов имеет определенное значение дли IIх применения. В зависимости от свойств металла и определя-ci'cii область его применения.

VIII. 2. Особенности сырьевой базы цветной металлургии и обогащение руд цветных металлов

Для производства цветных металлов используются руды цветных металлов, пригодные для эксплуатации по техническим условиям. При этом учитывается и экономическая целесообразность перера­ботки. Содержание основных и редких цветных металлов в руде составляет от 5% До десятых и сотых долей процента, а алюми­ния—15-20%.

Для получения 1 т алюминия требуется добыть руды 4—8 т, цин­ка—20—50 т, меди—20—150 т, а для получения 1 т редких метал­лов — тысячи и десятки тысяч тонн сырья. В то же время для про­изводства 1 т чугуна.требуется до 3 т железной руды. Обработка руд цветных металлов отличается мпогостадийностью, а их первич­ная обработка происходит в районах добычи ввиду низкого содер­жания металла.

Руды цветных металлов комплексные, т. е. они содержат несколь­ко полезных компонентов. Так, полиметаллические руды содержат цинк, свинец, медь, некоторые редкие и рассеянные элементы, бла­городные металлы, а также серу. Нефелины содержат окислы алю­миния, натрия, калия, кремния; в медных рудах содержатся железо, цинк, кадмий, соединения редких элементов, благородные метал­лы и др.

Комплексный характер руд цветных металлов, во-первых, услож­няет процесс подготовки руд к плавке, что связано с разделением руды на составные компоненты, а во-вторых, позволяет получать ряд ценных продуктов и осуществлять комбинирование производст­ва. Добыча руд цветных металлов производится открытым или под­земным способом.

Обогащение руд. Добытые руды цветных металлов первоначаль­но подвергаются обогащению. Цель этого процесса состоит в том, чтобы отделить от руды пустую породу и таким образом повысить содержание металла в руде, а также отделить руды различных ме­таллов. Наиболее распространенным является флотационный метод обогащения. Он позволяет использовать как богатые-, так и бедные руды и основывается на несмачиваемости металлов.

Перед обогащением руда дробится, а затем измельчается на ша­ровых или стержневых мельницах. Образующаяся рудная пыль име­ет размеры от 0,15 мм и менее. Измельченная руда смешивается с водой; образовавшаяся смесь называется пульпой.

В пульпу добавляют специальные вещества — коллекторы, ко­торые смачивают минеральные частички, содержащие металл, и не смачивают частицы пустой породы. В качестве коллекторов исполь­зуются различные синтетические вещества.

В пульпу вводят также пенообразователи для образования проч­ной флотационной пены. В качестве пенообразователей используют сосновое и пихтовое масло, древесную и каменноугольную смолу, высокомолекулярные спирты и др. В перемешиваемую пульпу пода­ется воздух, Частицы руды прилипают к пенообразователю и с по-

мощью воздушных пузырьков всплывают па поверхность. Частицы же пустой породы не поднимаются вверх, а находятся во взвешен­ном состоянии или оседают на дно, а затем удаляются. Это так на­зываемые флотационные хвосты. Рудная часть минералов извлека­ется из флотационных ванн и представляет собой концентраты, которые идут для выплавки металла.

В том случае, когда в руде содержится несколько металлов, на­пример полиметаллической руде, во время флотации происходит постепенное извлечение частей руды. Это достигается за счет вве­дения в пульпу новых веществ — депрессоров, которые воздействуют на поверхность определенных минеральных частиц, образуя на них слой, смачиваемый водой. Содержание металла в концентрате дос­тигает: в медном — 15—20%, свинцовом — до 40%, цинковом — 40—60%, оловянном — до 70%. Чем выше содержание металла в концентрате, тем он более транспортабелен, а это влияет на разме­щение предприятий по выплавке цветных металлов. Производство меди и свинца размещается главным образом в районах сырья, цин­ка и олова — более свободно с учетом и других факторов размещения.

Другим способом обогащения руд цветных "металлов является метод тяжелых суспензий. Он основывается на использовании тя­желых жидкостей и разности удельных весов пустой породы и мине­ралов, содержащих металл. Удельный вес пустой породы обычно равен 2,5—3, а пород, содержащих металл, — более 3.

В ванну с тяжелой жидкостью, имеющей удельный вес более 3, погружается измельченная руда. Пустая порода, будучи легче этой жидкости, всплывает на ее поверхность, а минералы, содержащие металл, оседают на дно ванны. Так происходит отделение пустой породы и получение концентратов. Нередко для обогащения руд цветных металлов применяют тот и другой способы.

Кроме чисто механических операций, иногда применяются и хи­мические способы обогащения руд. Например, при обогащении сме­шанных сульфидных и окисленных руд меди в пульпу добавляют сорную кислоту, которая переводит окислы меди в растворимые сое­динения — сернокислую медь. Добавление в пульпу железных опи­лок осаждает медь, которая затем флотируется вместе с сульфидной моды⁰- Преимущество такого способа состоит в том, что он позволя­ет изилечь из руды до 90% меди вместо 55% при обычном способе флотации.

Концентраты металлов в подавляющем большинстве представля­ют собой соединение металла с серой. Для понижения содержания серы и перевода металдд в окисел концентраты подвергаются обжигу. 1'ниее обжиг производился в многоподовых печах, а в последнее нремн их вытесняют более производительные печи «кипящего слоя». Применение печей «кипящего слоя» в несколько раз повышает про-и;|11одмтел1,ност1> труда при обжиге концентратов, увеличивает вы-М)Д мепиит и повышает качество сернистого газа, который идет для получении серной кислоты.

Печи «киинщого слоя» имеют одну подину с отверстиями. Ниже подины находится воздушные камеры. Благодаря поступлению воз-

духа снизу концентрат обгорает во взвешенном состоянии на воз­душной подушке, как бы кипит, отсюда и название печей. Печи «кипящего слоя» в 4—5 раз более производительны, чем многоподо­вые печи.

VIII. 3. Производство меди

По размерам производства и по своему значению в народном хо­зяйстве медь занимает одно из ведущих мест феди цветных метал­лов. Широко используются сплавы меди — латунь (сплав меди с цинком) и бронза (сплав меди с оловом, кремнием, алюминием и другими элементами).

Для производства меди используются два рода руд: сульфидные — соединение меди с серой — и окисленные руды — соединение меди с кислородом. Сульфидные руды — медный колчедан, халькозин, ко-велип. Подавляющую часть меди выплавляют из пиритов с содер­жанием меди от 0,5 до 5%. (Извлечение меди из породы, содержа­щей менее 0,5% металла, в современных условиях экономически нецелесообразно.)

Окисленные руды представлены купритом (Си₂О), малахитом (СиСОз Си (ОН) г), теноритом (СиО) и др. Кроме меди, в окисленных рудах содержатся железо, цинк, свинец, сурьма, золото, серебро, рас­сеянные металлы и др.

Добытые медные руды подвергаются обогащению. Концентраты содержат 15—-40% меди, до 35% серы и до 30% различных приме­сей — в сульфидных рудах главным образом железо.

Металлургическая переработка концентратов осуществляется по одному из двух способов— наиболее распространенному пирометал-лургическому или гидрометаллургическому. Пирометаллургический способ включает три последовательные стадии — получение штейна, черновой меди и рафинирование черновой меди. Получение штейна происходит в шахтных печах, называемых ватержакетами, или в отражательных печах. Сейчас применяют также электроплавку кон­центратов. В шахтных печах плавятся пириты с содержанием меди 2% и более. Перед плавкой предварительный обжиг руды не про­изводится. Температура в шахтных печах поддерживается за счет окисления серы и железа и горения кокса. Расход кокса составляет до 10% от веса сырья. При некоторых видах плавок в шахтных пе­чах на каждую тонну меди из руды извлекается до 8 т серы.

В отражательных почах (отражательная плавка — основной спо­соб выплавки меди в СССР) производится плавка обожженных фло­тационных концентратов меди при температуре 1500—1600°. Обра­зующиеся жидкие продукты скапливаются па поду отражательной печи. По мере плавки руды подаются новые ее порции. В результа­те плавки образуются штейн и шлак, которые выпускаются в соот­ветствующие отверстия. Отражательные печи имеют ширину 10 м, высоту — 4,5 м, длину — 40 м.

Штейн представляет собой сплав сульфидов меди и железа и содержит 20—50% меди, 20—40% железа и до 25% серы и являет-

ся полупродуктом для получения чистой меди. Жидкий штейн за­ливается в конвертеры для дальнейшей переработки. Для выжигания серы и железа из штейна через фурмы в конвертер вдувается" воздух в течение 15—30 часов (в конвертер загружается 40—100 т штей­на). Первоначально происходит выгорание железа. Добавление в конвертер кварца ведет к образованию шлака, который выпускается ►из конвертера. Дальнейшее продувание воздуха ведет к выгоранию серы с образованием черновой меди.

Черновая медь содержит от 0,5 до 4% различных примесей — железа, серы и в меньших количествах никеля, кобальта, золота, серебра, сурьмы и др. Большинство из этих примесей резко снижает качество меди — ее пластичность, электропроводность, ковкость и т. д. Для удаления указанных примесей производят рафинирование чер­новой меди, которое может быть или огневым, или электролити­ческим.

Огневое рафинирование производится в отражательных печах, но устройству напоминающих печи для выплавки штейна из кон­центратов. Используются также цилиндрические наклоняющиеся печи, по устройству подобные конвертеру (топливо — газ, мазут). Большинство примесей в черновой меди, за исключением благород­ных металлов, по отношению к кислороду химически более активно, чем медь. Поэтому во время плавки они окисляются и образуют шлак. Окислению примесей способствует и образование закиси меди, которая отдает кислород и восстанавливается. Оставшаяся закись меди восстанавливается с помощью мазута или природного газа; этот процесс называется «дразпением» меди.

Си₂О + С = Си + СО

Си₂О + СО = Си + СО₂

Полученная по огневому способу медь имеет чистоту до 99,5%' и более. Однако в ней остаются благородные металлы, которые мо­гут быть извлечены с помощью электролиза меди. Электролитиче­ский метод рафинирования меди основан на применении постоянного электрического тока определенного напряжения и силы.

Рафинирование меди производится в электролизных ваннах, внут­ренняя часть которых выложена свинцом или пластмассой. Электро­лит— медный купорос и серная кислота, анод — пластины из черно-noii меди или меди, прошедшей огневое рафинирование, катод — тон­кие пластины из чистой меди. Вовремя пропускания постоянного тока на катоде оседает чистая медь, а анод (черновая медь) постепенно переходит в электролит. Процесс продолжается 5 — 12 дней. На дно электролизеров выпадают примеси; их стоимость окупает расход электроэнергии, а иногда превышает стоимость меди. Электролитиче­ская медь отличается высокой чистотой. Расход электроэнергии для ее производства составляет 250—300 кВт-ч на тонну металла.

Гпдрометаллургический способ получения меди. Для получения меди гидромсталлургическим способом используется, как правило, окислен пая руда. Для перевода окисленных руд в растворимые со­единения па руду действуют серной кислотой, которая с окислом

меди образует сернокислую Соль. Для получения сернокислой меди могут быть использованы медные руды, которые непригодны для обогащения.

Из сернокислой меди металлическая медь может быть получена двумя способами — путем воздействия на раствор железом (цемен­тация меди) или электролизом водного раствора сернокислой меди.

Первичная обработка сырья и получение черновой меди осуще­ствляются в районах добычи сырья. Все медеплавильные заводы ра­ботают в районах добычи сырья.

Лишь производство вторичной меди (из металлолома), как пра­вило, осуществляется в районах потребления, например в Москве, Ленинграде.

VIII. 4. Производство цинка

Ц и п к — синевато-белый металл, обладающий средней плотно­стью и высокой антнкоррозийностыо. При обычной температуре он хрупкий, но при температуре 100—150° пластичен, хорошо куется и прокатывается.

Цинк и его сплавы находят широкое применение в промышлен­ности.

Цинк легко образует сплавы с рядом металлов — медью, желе­зом, серебром и другими. В сплавах устраняется отрицательное свой­ство цинка — хрупкость. Более 40% производимого цинка исполь­зуется для производства сплавов.

Половина производимого цинка идет для цинкования стальных изделий — труб, ванн, посуды и т. д., что улучшает их антикорро­зийные свойства. В электротехнике цинк используется для изготов­ления электродов, гальванических элементов. Большое количест­во цинка расходуется в полиграфической промышленности для изго­товления клише. Значительная часть сплавов цинка, особенно ла­туни, применяется в автомобильной, авиационной промышленно­сти, моторостроении, электротехнике и других отраслях машино­строения.

Примерно 10% производимого цинка идет для изготовления фар­мацевтических аппаратов — цинковых капель, мази, купороса и др., а также для производства цинковых белил.

Сырьем для производства цинка является цинковая обманка — сернистый цинк, встречающийся, как правило, в составе полиметал­лических руд, которые, кроме цинка, содержат свинец, серебро, медь, кадмий и другие элементы. Содержание цинка в руде — от 2 до 6-7%.

С помощью флотации цинковая обманка отделяется от руд дру­гих цветных металлов. Полученный цинковый концентрат подвер­гается обжигу до полного выгорания серы и образования окиси цин­ка, содержащей 60% цинка. Металлический цинк получают по одному из двух существующих способов — пирометаллургическому или гидрометаллургическому. Более распространен гидрометаллур­гический способ,

По пирометаллургическому способу цинк получают путем вос­становления окиси цинка углеродом (коксом). Для этого обожжен­ный концентрат цинка смешивается с коксом и прокаливается в закрытых ретортах, помещенных в специальные печи, при темпера­туре 1200—1300°. При прокаливании восстанавливается металличе­ский цинк. Поскольку цинк имеет температуру кипения 907°, то он в ретортах переходит в парообразное состояние. Пары цинка по специальным трубам отводятся и конденсируются. Этот процесс по­лучения Цинка называется дистилляцией и длится до 24 часов.

Полученный дистилляцией цинк содержит примеси других ме­таллов, которые подвергались возгонке вместе с цинком. Поэтому такой цинк называют черновым. Он подвергается вторичной возгон­ке — при температуре 1000° — и после этого имеет высокую степень чистоты.

Цинковые заводы, работающие по пирометаллургическому спосо­бу, расходуют на 1 т цинка до 4 т кокса и 1 тыс. кВт • ч электроэнер­гии, что отчасти находит отражение в размещении предприятий цинковой промышленности в районах добычи каменного угля (Куз­басс).

Более распространенным является гидрометаллургический спо­соб получения цинка. Сущность его сводится к следующему. На цинковый концентрат действуют слабой серной кислотой, и цинк переводится в растворимое соединение. Раствор серпокислого цин­ка очищается и подвергается электролизу. В качество катода при­меняются алюминиевые листы, а анода — свинцовые. При электро­лизе на катоде выделяется металлический цинк. Затем он плавится в индукционных печах. Расплавленный цинк отливают в слитки. Его чистота достигает 99,99%. Для получения 1 т цинка по этому способу расход электроэнергии составляет 3000 кВт-ч, а топлива — 0,5 т.

Первичная обработка цинковых руд осуществляется в местах их добычи. Полученные концентраты имеют большую транспорта­бельность, чем медные концентраты, и поэтому перерабатываются в зависимости от технологического процесса и в районах добычи сырья, и в районах, богатых топливом.

VIII. 5. Производство свинца

Свинец — мягкий и пластичный металл. Он легко поддается всем ни дам обработки — ковке, литыо, раскатыванию к т. д. Свинец об­ладает высокой химической стойкостью, антикоррозийностыо. Он применяется в кабельной промышленности, в производстве аккуму­ляторов, для получения подшипниковых сплавов (баббитов). Исполь­зуется для покрытия или изготовления кислотоустойчивых сосудов, труб, приборов для химической промышленности, в полиграфической промышленности, для производства медикаментов и белил. Способ­ность свинца поглощать рентгеновские и радиоактивные лучи опре­делила его применение в рентгенотехнике и ядерной технике.

Сырьем для получения свинца является ряд его соединений, встречающихся в природе. Основным сырьем выступает свинцовый блеск (галенит) — соединение свинца с серой, а также церусит (уг­лекислый свинец) и англезит (сернокислый свинец). Руды свинца в природе встречаются в составе полиметаллических руд.

После флотации полученный концентрат подвергают обжигу. Далее окисленный концентрат восстанавливают в шахтных печах с водяным охлаждением (ватержакетах).

В ватержакетах получают черновой свинец, в котором содержит­ся 3—8% других металлов. Черновый свинец подвергают пироме-таллургическому рафинированию. Некоторые заводы применяют электролитическое рафинирование свинца. При рафинировании из­влекаются и другие металлы. Предприятия свинцовой иромышлен-ности размещаются у источников сырья.

VIII. 6. Производство алюминия

Быстрому развитию алюминиевой промышленности способствует широкое применение алюминия во многих отраслях промышленно­сти благодаря его ценным и разнообразным свойствам. Алюминий сочетает в себе легкость и аптикоррозийность, высокую электро- и теплопроводность и пластичность. Алюминий легко образует различ­ные сплавы, которые находят большое применение в промышленно­сти, особенно авиационной.

Наиболее распространенным сплавом алюминия является дюр­алюминий, содержащий до 5% меди, 0,5—1% марганца, 0,2—2,7% магния, до 0,3% кремния и железа. Удельный вес дюралюминия несколько больше, чем у алюминия, однако механические свойства дюралюминия в несколько раз выше и приближаются к свойствам некоторых сортов стали.

Из литейных алюминиевых сплавов, предназначенных для изго­товления деталей литьем, наибольшее значение имеют кремнистые сплавы — силумины, содержащие от 6 до 13% кремния и небольшой процент меди, магния и цинка.

В качестве сырья для получения алюминия используются бокси­ты, нефелины, алуниты и сиениты. До недавнего времени основным сырьем были бокситы, а за последние годы все шире используются нефелины и алуниты.

Бокситы содержат ряд окислов — окись алюминия, или глино­зем (до 70%), окиси железа, кальция, титана, кремнезем и воду. В алюминиевой промышленности используются те бокситы, в кото­рых содержание глинозема превышает 40 % •

Нефелины содержат окиси алюминия (до 30%), натрия, калия
и кремнезем. '

Алуниты представляют собой соединение основных сульфатов алюминия и калия.

Среди окислов, входящих в состав бокситов и нефелинов, гли­нозем является наиболее стойким, что делает невозможным прямое восстановление алюминия из руды (образуется сплав металлов и

кремния). Первоначально из бокситов выделяют глинозе.ж,„а.лослбД' ний затем подвергают электролизу. С технологической точки зрения эти два процеса резко отличаются друг от друга и могут быть тер­риториально разобщены. Производство глинозема осуществляется в районах добычи сырья, так как расход его составляет 3,5—4 х на 1 т.,глинозема, а производство металлического алюминия размещает­ся в центрах дешевой электроэнергии, в основном у крупных ГЭС.

Производство глинозема. Получение глинозема осуществляется несколькими способами —щелочными, кислотными др. В СССР ис­пользуются только щелочные способы получения глипозема. Выбор способа получения глинозема зависит от состава сырья и особенно от количества в нем кремнезема.

При щелочном способе (здесь рассматривается так называемый мокрый щелочной способ производства глинозема — способ Байера) используются бокситы с •содержанием не более 2—4% кремнезема и 30% раствор едкого натра. Размолотый и цросушенный боксит смешивается с каустической содой, и образовавшаяся пульпа загру­жается в автоклав. Через нижнюю часть автоклава подается пере­гретый пар, с помощью которого в автоклаве поддерживается давле­ние 1—35 атмосфер (в зависимости от качества боксита) и темпе­ратура 105—240°. Пульпа в автоклаве перемешивается, а сам технологический процесс совершается в течение четырех часов.

Каустическая сода вступает в соединения с глиноземом бокситов и образует алюминат натрия. Другие окислы металлов, содержащие­ся в бокситах, в реакцию со щелочью не вступают. Кремнезем же взаимодействует с каустической содой с образованием силиката натрия, вступающего в реакцию с частью алюмината натрия с обра­зованием нерастворимого натриевого алюмосиликата, который вы­падает в осадок и удаляется. В осадок выпадают также окиси железа и титана. Таким образом, с помощью щелочи большая часть алюми­ния переводится в растворимое соединение и отделяется от других соединений.

Недостатком этого способа получения глинозема является то, что щелочь расходуется и для связи кремнезема, а силикат натрия, соединяясь с алюминатом натрия, ведет к безвозвратным потерям снизанного алюминия. Потери щелочи и глинозема находятся в пря­мой зависимости от количества кремнезема в бокситах. Поэтому по щелочному способу перерабатываются бокситы с небольшим со­держанием кремнезема.

Алюминат натрия фильтруется и загружается в специальные ча-1П.1, в которые подается вода. Под воздействием воды алюминат натрия охлаждается и. распадается с выделением гидрата окиси алюминия и слабого едкого натра:

NaAlO₂ + 2Н₂О = Al (OH)₃ -f NaOH

Едкий натр после выпаривания воды и повышения его концент­рации снова используется для получения алюмината натрия. Гид­роокись же алюминия подвергается прокаливанию в трубчатых иращающихся печах или печах с «кипящим слоем». При этом гпдро-

окись алюминия теряет воду и образуется окись алюминия, или гли­нозем.

Бокситы с высоким содержанием кремнезема перерабатываются сухим щелочным способом, предложенным в 1916 г. русским ученым А. А. Яковкиным.

По этому способу измельченный боксит смешивается с кальци­нированной содой и известняком. Образовавшаяся смесь подверга­ется прокаливанию во вращающихся печах. Кремнезем вступает в соединение с известняком, и образовавшийся шлам удаляется. Окислы металлов (алюминия и железа) и остатки кремнезема всту­пают в соединение с содой с образованием алюмината натрия и дру­гих соединений. Путем ряда операций отделяется алюминат натрия, который подвергается дальнейшей переработке по выше рассмотрен­ному способу с получением глинозема.

С 1952 г. в нашей стране впервые в мире стали применяться нефелины в качестве сырья для алюминиевой промышленности. Пе­реработка нефелинов начинается со спекания их с известняком. Из полученного продукта выщелачивается алюминат с помощью воды и осаждается в нерастворимое соединение углекислым газом, "который образуется при спекании нефелинов с известняком.

После отделепия соединений алюминия в растворе остаются ра­створы поташа и соды. Путем кристаллизации они также разделяют­ся. Шлам же — сырье для цементной промышленности. Таким обра­зом, при переработке нефелинов практически не образуется отходов: получают четыре ценных продукта — глинозем, соду, поташ и сырье для производства цемента. На 1 т глинозема выход других продуктов составляет: соды — до 1 т, поташа — около 1 т и цемента — до 10 т. Комплексное использование нефелинового сырья делает производ­ство экономически эффективным, несмотря на низкое содержание глинозема (20—30%). Комплексной переработке также подверга­ются алуниты, содержащие до 37% глинозема и 11—12% связанно­го калия. Отходы переработки алунитов, могут быть использованы для получения калийных удобрений.

Получение алюминия из глинозема. Глинозем является стойким окислом, имеющим температуру плавления 2050°. Поэтому получе­ние алюминия осуществляется электролитическим путем, в электро­лизерах, выложенных внутри огнеупорным материалом. Для умень­шения тепловых потерь в электролизер загружают криолит, который растворяет глинозем и имеет в 2 раза меньшую температуру плавле­ния (1000°). Кроме того, в криолит добавляют небольшой процент фторида кальция, что уменьшает температуру плавления криолита до 930—950°. При этой температуре и производится электролиз гли­нозема.

Анодом являются угольные пластины, а катодом — дно электро­литической ванны, выложенное угольными блоками, куда вставля­ются катодные шины.

В электролит загружается глинозем в количестве 8—10% от веса электролита и постепенно добавляется по мере его расхода при электролизе. При пропускании постоянного тока через электролит

80 '

па дне ванны (катоде) оседает расплавленный алюминий, который удаляется один раз в сутки с помощью вакуум-ковша. Освобождаю­щийся кислород выделяется на аноде и реагирует с угольной пласти­ной, образуя углекислый газ. Это ведет к большому расходу угольных пластин.

Электролиз глинозема — электроемкий процесс. Расход электро­энергии составляет 17—19 тыс. кВт • ч на 1 т алюминия, из которых примерно 30% идет для непосредственного выделения алюминия, а 70% Для поддержания электролита в жидком состоянии. Расход сырья составляет: глинозема — около 2 т, криолита — 0,1 т, угольных анодов — 0,6—0,65 т.

Полученный алюминий подвергается хлорированию с целью уда­ления неметаллических примесей — криолита, глинозема. Расход хлора составляет 1 кг на 1 т алюминия.

Производство алюминия в силу большой электроемкости разме­щается, как правило, у крупных ГЭС.