Основы производства и обработки металлов - Линчевский Б.В., Кальменев А.А., Еланский Г.Н.

Автор: Линчевский Б.В. Кальменев А.А. Еланский Г.Н.

Теги: металлургия металловедение машиностроение обработка металлов материаловедение

ISBN: 5-94475-018-9

Год: 2005

Похожие

Металлургия черных металлов

Современная технология производства стали

Производство цветных металлов

Основы термической обработки стали

Текст

ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ
ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ
ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ
МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ВЕЧЕРНИЙ
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ
Г. Н. ЕЛАНСКИЙ, Б. В. ЛИНЧЕВСКИЙ,
А. А. КАЛЬМЕНЕВ
ОСНОВЫ ПРОИЗВОДСТВА
И ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ
Допущено Министерством образования и науки
Российской Федерации в качестве учебника для
студентов высших учебных заведений, обучающихся
по направлению подготовки дипломированных спе-
циалистов «Металлургия» 651300 по специально-
стям 150101, 150102, 150103, 150104, 150105,
150106, 150107, 150108
МОСКВА
2005
УДК 669.01(075.8)
ББК 34.2я73
Е482
Рецензенты:
доктор технических наук профессор Падерин С.Н.,
кафедра пирометаллургических процессов
Южно-Уральского государственного университета,
заведующий кафедрой
доктор технических наук, профессор Рощин В.Е.
Еланский Г. Н., Линчевский Б. В., Кальменев А. А.
Е482 Основы производства и обработки металлов.
Учебник. - М.: МГВМИ, 2005. - 416 с.
ISBN 5-94475-018-9
В книге рассмотрены основные технологические процессы производст-
ва железа, чугуна, стали, методы разливки стали, способы внепечной обработки
металла. Описываются металлургические способы производства меди, никеля,
алюминия, титана, вольфрама и молибдена. Специальные разделы посвящены
обработке металлов давлением и термической обработке. Кратко изложены осно-
вы литейного производства, сварочной техники и пайки металлов, способы полу-
чения изделий из порошкообразных материалов.
Учебник предназначен для студентов, обучающихся по направлению
Металлургия 651300 по специальностям: 150101,150102,150103,150104,150105,
150106,150107,150108, атакже по другим родственным специальностям.
ISBN 5-94475-018-9
© Еланский Г. Н., Линчевский Б. В.,
Кальменев А. А. МГВМИ, 2005
ПРЕДИСЛОВИЕ
Сегодняшнее состояние мировой цивилизации однозначно
свидетельствует о том, что век металлов не только не закон-
чился в XX столетии, но и продолжится в XXI веке. Производство
черных и цветных металлов растет высокими темпами. Так, вы-
плавка стали в мире приближается к 1 миллиарду т в год, произ-
водство меди, никеля, алюминия характеризуется миллионами
тонн. Несмотря на то, что неметаллические материалы - пла-
стмассы и синтетические композиции - все больше внедряются в
человеческую жизнь, они не смогли существенно потеснить ме-
таллы. Сегодня и в обозримом будущем значение металлов в чело-
веческой жизни не только не умалится, но будет продолжать
возрастать. В связи с этим предмет данного учебника является
актуальным и востребованным в программах подготовки специа-
листов, связанных с производством и обработкой металлов.
Данный учебник написан в соответствии с программой кур-
са «Основы производства и обработки металлов», который чи-
тается студентам, обучающимся по всем металлургическим спе-
циальностям. Цель данного учебника состоит, во-первых, в том,
чтобы дать студентам общие представления о технологии про-
изводства черных и цветных металлов и об оборудовании, кото-
рое необходимо для их получения и обработки. Во-вторых - озна-
комить читателя с некоторыми широко распространенными ны-
не способами получения готовых изделий или составных деталей
различных машин, приборов, транспортных средств и т. д. путем
литья, сварки, пайки изделий, производства изделий из порошко-
образных материалов.
Более углубленные знания студенты могут почерпнуть в
учебниках и монографиях, которые указаны в перечне рекомен-
дуемой литературы.
При написании учебника авторы стремились с современных
позиций в сжатой форме ознакомить читателя с основами ме-
таллургии чугуна, железа, стали, некоторых цветных металлов.
3
При этом приведены самые необходимые уравнения реакций, про-
стейшие физико-химические закономерности процессов, проте-
кающих в металлургических агрегатах.
Схемы производства цветных металлов значительно упро-
щены по сравнению с теми, которые приводятся в учебниках по
специальностям. В них оставлены только основные технологиче-
ские операции и продукты, которые получают на тех или иных
ступенях производства. Кратко излагаются теоретические ос-
новы воздействия на металл усилий давлений, приведены различ-
ные конструкции прокатных станов. Основы термической обра-
ботки написаны применительно к сплавам на основе железа. Раз-
делы, касающиеся литейного производства, сварки и пайки зна-
комят читателя со способами литья в земляные и металлические
формы, изготовлением моделей, с литьем по выплавляемым моде-
лям, с основными способами электрической и газовой сварки и
пайки. Последняя часть книги посвящена методам получения из-
делий из порошкообразных материалов, способам изготовления и
подготовки порошков.
Несмотря на небольшой объем учебника, в нем освещены
некоторые перспективные направления в металлургической об-
ласти, которые без сомнения получат развитие в XXI веке.
Материал учебника может оказаться полезным не только
для изучения курса «Основы производства и обработки метал-
лов», но и как пособие для составления общих разделов курсовых и
дипломных проектов студентов, обучающихся в области эконо-
мики, металлообработки и других направлений, в которых так
или иначе затрагиваются вопросы, связанные с металлургической
отраслью промышленности.
Авторы выражают благодарность профессорам Чурси-
ну В. М., Ушакову Б. К., доцентам Бабичу В. К., Терновскому А. П,
Еланскому Д. Г. за ценные советы при подготовке рукописи учеб-
ника.
Первая часть учебника написана Г. Н. Еланским, 3-я часть
А. А. Кальменевым, 2,4,5, б, 7 части Б. В. Линчевским.
4
Часть 1. МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА,
ЧУГУНА И СТАЛИ
Глава 1. ОСНОВНЫЕ ПОНЯТИЯ
Среди многих металлов, используемых в народном хозяйст-
ве, железо и его сплавы - сталь и чугун - занимают особое место.
Они - основа конструкционных материалов, без них невозможна
современная цивилизация.
Железо. Под железом понимают химический элемент и ме-
талл, содержащий от 99,8 до 99,9 % Fe, остальное - примеси. Бо-
лее чистое железо произвести очень трудно.
Химический элемент железо является металлом и имеет
кристаллическое строение. Чистое железо в природе не встречает-
ся, оно связано с другими элементами в соединения (оксиды,
сульфиды, карбонаты и др.). Порядковый номер железа в перио-
дической системе элементов Д. И. Менделеева - 26, молярная мас-
са 55,85 г. Железо обладает валентностью +2 и +3. Плотность Fe
7,874г/см3.
Железо в зависимости от температуры обладает двумя кри-
сталлическими структурами; это явление называют аллотропией
(полиморфизмом). При комнатных температурах и до температу-
ры 911 °C железо имеет объемно-центрированную кубическую
(ОЦК) решетку (a-Fe, феррит, число ближайших соседей - коор-
динационное число - К = 8, рис. 1). При 911 °C происходит поли-
морфное (фазовое) превращение1 первого рода, и ОЦК-решетка
скачкообразно переходит в гранецентрированную кубическую
(ГЦК) кристаллическую решетку (y-Fe, аустенит, рис. 2). При этом
кристаллическая решетка увеличивается в размерах и содержит
1 фазовое превращение - это переход вещества из одной фазы в другую,
например, из твердой фазы в жидкую, из жидкой фазы в газообразную, от одной
кристаллической фазы в другую и т. д. Условно различают: 1) фазовый переход
первого рода, при котором выделяется или поглощается теплота и скачком изме-
няется плотность вещества и некоторые физические свойства; 2) фазовый пере-
ход второго рода, при котором теплота не выделяется и не поглощается и скачков
плотности не происходит. Так, у железа при температуре 770 °C (точка Кюри)
происходит фазовый переход второго рода a-Fe—>p-Fe, при этом структура оста-
ется ОЦК, но железо теряет магнитные свойства. Оно из ферромагнетика пре-
вращается в парамагнетик.
5
Рис. 1. Регулярное расположение атомов железа в объемно-центрированной
кубической решетке a-Fe (а) и элементарная ячейка кристалла a-Fe (6):
а - длина ребра элементарной ячейки, D - диаметр атома железа,
Z- величина зазора между атомами
Рис. 2. Регулярное расположение атомов железа в гранецентрированной
кубической (ГЦК) решетке y-Fe (а) и элементарная ячейка кристалла y-Fe (6).
Обозначения как на рис. 1
большее число атомов: К=12. Если повышать температуру дальше,
то при 1392 °C ГЦК-решетка снова переходит в ОЦК-решетку.
Высокотемпературное состояние железа обозначается как 5-Fe.
При температуре 1539 °C железо расплавляется, и кристалличе-
ская решетка разрушается. Если расплав охлаждать, то происходят
обратные превращения почти при тех же температурах: отверде-
вание, образование 5-Fe, переходы 5-Fe -> y-Fe -> a-Fe.
Затвердевание расплавленного железа (как и других метал-
лов) начинается с образования зародышей (малых кристалликов),
кристаллографические оси которых ориентированы в пространст-
ве случайно. За счет присоединения других атомов зародыши рас-
6
тут до тех пор, пока не закончится металлический расплав или по-
верхности кристалликов не коснутся друг друга. Возникает пер-
вичное кристаллическое зерно с разноориентированными кри-
сталлографическими осями. Между отдельными зернами имеется
поверхность раздела. Зерна имеют одинаковый состав и свойства
и не являются разнородными фазами. Поэтому отливки (слиток,
непрерывнолитая заготовка) в целом поликристалличны и гомо-
генны. Если в железе растворены другие элементы (например, ки-
слород, сера, углерод и др.), то при затвердевании могут возник-
нуть действительно другие фазы, и отливка становится поликри-
сталличной и гетерогенной.
При отвердевании объем металла скачкообразно уменьша-
ется. Это явление называют усадкой. Поэтому между отдельными
зернами могут возникнуть не заполненные металлом поры (уса-
дочная пористость), которые могут привести к забракованию от-
ливки. Имеются специальные технологические приемы, позво-
ляющие избежать образования усадочных пор в теле отливки и
получить отливку плотной, без пор.
Под железом понимается также продукт восстановления ок-
сидов железа в твердом состоянии. Такой продукт получил назва-
ние губчатого или прямовосстановленного железа (ПВЖ).
Сталь. Сталью называют сплав на основе железа, содержа-
ние которого в сплаве выше, чем содержание любого другого ме-
таллического (Мп, Cr, Ni, W, Мо и др.) или неметаллического (С,
Si, S и Р) элемента, а содержание углерода не превышает 2,14 %.
Некоторые марки хромсодержащих сталей могут содержать более
2,14 % С.
Сталь обладает разнообразными свойствами: способностью
к деформации в нагретом и холодном состоянии, хорошей свари-
ваемостью, хорошей обрабатываемостью резанием, высокими
твердостью, пластичностью и износостойкостью, высокой корро-
зионной стойкостью, способностью выдерживать высокие и низ-
кие температуры.
В стандартах развитых стран насчитывается около 2000 ма-
рок стали, при этом почти 1500 марок относятся к категории спе-
циальных.
В настоящее время мировое производство стали по крайней
мере в 20 раз превышает суммарное производство всех остальных
металлов.
7
Перспективность использования стали в будущем подкреп-
ляется следующими факторами. Запасы железных руд, которые
экономически целесообразно уже сегодня могут быть добыты из
недр земли и использованы в металлургической промышленности,
превышают 140 млрд т, то есть сплавы на основе железа имеют
надежный сырьевой базис.
По сравнению с другими элементами производство стали
требует относительно меньших затрат энергии. Различные марки
стали могут быть произведены сравнительно недорого при посто-
янстве качества металла от плавки к плавке. Сталь - экологически
безвредный материал. Он может быть на 100 % использован по-
вторно путем переплава (стопроцентная утилизация или рецик-
линг1). Желательные свойства стали достигаются путем введения
в железо в период выплавки других элементов. Эта операция по-
лучила название легирования (от немецкого слова legieren -
сплавлять металлы), а вводимые элементы называются легирую-
щими элементами.
Важнейшая задача металлургов - получить сталь с узкими
границами состава, с высокой степенью чистоты по посторонним
неметаллическим включениям, с высокой равномерностью структу-
ры, заданным размером зерна (отдельным кристалликам), с жела-
тельным типом и распределением по структуре необходимых фаз.
Размер зерна в стали играет большую роль с точки зрения
службы изделия при нормальных или высоких температурах. С
понижением размера зерна возрастает прочность и вязкость стали.
Имеются специальные приемы для получения мелкозернистой
структуры стали. Очень мелкую кристаллическую структуру мож-
но получить за счет быстрого охлаждения малых объемов стали.
При скоростях охлаждения более 106 К/с, при добавках в
железо бора или кремния удается получить материал без кристал-
лической структуры. Это так называемые аморфные сплавы или
металлическое стекло. Они обладают особыми магнитными и ме-
ханическими свойствами, необходимыми для современных прибо-
ров и изделий.
Так как сталь является сплавом на основе железа с другими
элементами, среди которых углерод играет важнейшую роль, то
1 От английского слова recycling - повторяющийся цикл.
8
после отвердевания расплавленной стали элементы могут разме-
щаться в кристаллической решетке железа следующим образом:
1. Элемент, имеющий атомный диаметр примерно равный
атомному диаметру железа, замещает железо в узле кристалличес-
кой решетки. В этом случае образуется раствор замещения (рис. 3).
• с Сг
© Nt’ О Fe
Рис. 3. Пример у-твердого раствора аустенитной стали 10Х18Н8
(0,1 % С, 18 % Сг и 8 % Ni). Хром и никель заместили атомы железа
в у-решетке, углерод образовал раствор внедрения
2. Легирующий элемент, имеющий атомный диаметр мень-
ший, чем атомный диаметр железа, размещается в пустотах внут-
ри кристаллической решетки. В этом случае образуется раствор
внедрения.
3. Легирующий элемент образует с железом или другими
элементами соединения с собственной кристаллической решеткой
(например, карбиды). В этом случае кристаллическая решетка но-
вой фазы размещается в недрах кристаллической решетки железа
(рис. 4).
Углерод при его содержании в железе более 0,02 % начина-
ет образовывать с железом или другими элементами карбиды с
собственной кристаллической решеткой. Карбиды в виде малых
кристаллов с самостоятельным строением решетки выделяются по
границам зерен или внутри ферритного зерна. Соединение железа
с углеродом называют карбидом железа или цементитом (Fe3C).
При содержании углерода более 2,14 % (область чугунов) выделе-
ния цементита настолько отрицательно влияют на способность
сплава Fe-C к деформированию, что придание затвердевшему ма-
териалу какой-либо формы может быть осуществлено только путем
литья. 2,14 % С - это как раз граница между сталью и чугуном.
9
Рис. 4. Схема выделения карбида легирующего элемента, например, вольфрама,
из пространственной решетки железа: 1 — пространственная решетка железа;
2 — внедренный атом углерода; 3 — легирующий элемент в твердом растворе
замещения; 4 - пространственная решетка выделившегося карбида
Присутствие углерода в расплаве железа изменяет темпера-
туры превращения a-Fe -> y-Fe.
Углерод как важнейший легирующий элемент сильно влия-
ет на механические и технологические свойства стали, такие как
прочность на растяжение, предел текучести, относительное удли-
нение, твердость и сопротивляемость к износу, а также сваривае-
мость и деформируемость.
Классификация сталей. Укрупненно все марки сталей
можно разбить на три класса: нелегированные (углеродистые) ста-
ли; легированные стали; стали и сплавы специального назначения.
Нелегированные стали - это стали, в которых содержание ле-
гирующих элементов не превышает определенных границ (табл. 1).
Таблица I
Верхняя граница содержания элементов в нелегированных
(углеродистых) сталях
Элемент А1 Сг Си Мп Мо Ni Si Ti V w '
Верхняя граница содержа- ния, % 0,3 о,з 0,4 1,65 0,08 0,30 0,60 0,05 0,10 0,30
10
Легированные стали (исключая коррозионно-стойкие) - это
стали, содержание одного или нескольких легирующих элементов
в которых превышает верхнюю границу нелегированных сталей.
Стали и сплавы специального назначения - это стали и
сплавы с высоким содержанием легирующих элементов и обла-
дающие особыми свойствами: коррозионно-стойкие, жаростойкие,
кислотостойкие и др.
Внутри каждого класса стали подразделяются по способу
производства, назначению, содержанию углерода, структуре и др.
В равновесном состоянии (после медленного охлаждения)
твердость и хрупкость нелегированной стали увеличивается с по-
вышением содержания углерода. Стали с низким содержанием
углерода называют мягкими, с высоким содержанием углерода -
твердыми (табл. 2).
Таблица 2
Механические свойства нелегированных (углеродистых)
сталей в зависимости от содержания углерода
Характеристика стали Содержание углерода, % Временное сопротивле- ние, Н/ мм2 Предел текучести, Н/ мм2 Относи- тельное удлинение, %
Сверхмягкая <0,15 320-400 210 30
Мягкая 0,15-0,20 450-500 270 23
Полумягкая 0,20-0,30 480-550 280 21
Полутвердая 0,30-0,40 500-680 280-330 21-17
Твердая 0,40-0,50 650-770 360-400 15-13
Очень твердая 0,50-0,60 740-860 430 11
Сверхтвердая 0,60-0,80 830-1050 — 9-5
В российских стандартах каждая марка стали имеет обозна-
чение, состоящее из букв и цифр. Первые две цифры указывают
среднее содержание углерода в сотых долях процента. Каждый
элемент обозначают присвоенной ему буквой, а цифры после них
отражают среднее содержание элемента в процентах.
Элемент Мп Si Сг Ni Мо W А1 Ti N V
Буква Г С X Н М В Ю Т А Ф
Пример 1. Сталь ЗОХСА содержит в среднем 0,30 % С,
1 % Сг; ~ 1 % Si; буква А, написанная в конце, означает, что это
11
сталь высококачественная, она содержит менее 0,025 % S и менее
0,025 % Р. Буква А, написанная в начале марки, означает, что эта
сталь относится к классу автоматных сталей. Буква А, написанная
в середине марки, означает элемент азот.
Пример 2. Коррозионно-стойкая сталь 08Х18Н10Т содержит
< 0,08 % С, ~18 % Сг, ~10 % Ni, ~0,5 % Ti.
Чугун. Чугуном называют сплав на основе железа с содер-
жанием углерода более 2,14 % и другими элементами. Чугун об-
ладает хорошими литейными свойствами и высокой износостой-
костью, но является хрупким материалом, его нельзя ковать, он не
выдерживает резких ударов. Чугун как конструкционный матери-
ал используют в виде отливок (станины, блоки цилиндров, радиа-
торы водяного отопления и др.). Однако основную массу чугуна
перерабатывают в сталь.
Глава 2. ИСХОДНЫЕ (СЫРЫЕ) МАТЕРИАЛЫ
ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА ЖЕЛЕЗА И ЧУГУНА
Сырые материалы, используемые для производства железа,
чугуна и стали, можно разбить на следующие группы:
а) железосодержащие материалы - железные руды, стальной
и чугунный лом (скрап);
б) топливо и восстановители - кокс, уголь, мазут, природ-
ный газ;
в) добавочные материалы - известняк, известь, ферросплавы
(легирующие материалы).
Процессы получения железа, чугуна и стали протекают при
высоких температурах, поэтому металлургические агрегаты име-
ют огнеупорную кладку и водяное или пароиспарительное охлаж-
дение. Важнейшим сырым материалом являются железные руды.
1. ЖЕЛЕЗНЫЕ РУДЫ
По распространенности элементов в земной коре железо
(Fe) занимает четвертое место после кислорода, кремния и алю-
миния и составляет 5,6 %.
12
В природе железо встречается в виде руд. Железными ру-
дами называют горные породы, переработка которых с целью
извлечения железа экономически выгодна на данной стадии
развития техники. В руде всегда присутствуют оксиды Si, Al, Ti,
Р, Са, Mg, Na, К, которые образуют пустую породу. Оксиды SiO2,
А12О3, TiO2, Р2О5 относят к кислым, а оксиды CaO, MgO, Na2O,
К2О - к основным шлакообразующим компонентам.
Внешний вид железной руды различных месторождений от-
личается друг от друга. Железные руды представлены преимуще-
ственно твердой каменистой массой. Цвет железных руд колеб-
лется между красноватыми и коричневатыми тонами, а также бле-
стящим черным. Плотность руд существенно зависит от содержа-
ния железа.
По современным данным запасы железных руд, которые мо-
гут быть добыты экономически целесообразным способом, со-
ставляют 140 млрд т. В табл. 3 приведена информация о запасах
железных руд в отдельных странах. При нынешних темпах добы-
чи железных руд этого запаса хватит почти на 100 лет.
В 2002 г. в мире добыто 965 млн т железной руды. Круп-
нейшими производителями железной руды являются Бразилия -
230 млн т, Австралия - 200 млн т, КНР - 125 млн т, Индия -
80 млн т. В России произведено 84,2 млн т товарной руды.
Таблица 3
Запасы железных руд в разных странах
Страна Количество, млрдт Страна Количество, млрдт
Китай 25,000 Венесуэла 5,300
Украина 22,430 Швеция 3,460
Россия 19,815 Индия 2,700
Австралия 17,400 Канада 1,700
США 10,000 Перу 0,700
Казахстан 8,300 Южная Африка 0,630
Бразилия 7,600 Прочие страны 14,965
Итого 140,000
13
Типы железных руд
Существует множество сортов железных руд в зависимости
от типа химического соединения железа, присутствия сопутст-
вующих элементов, рода пустой породы и др. Наиболее важные
сорта руд следующие.
Магнетит, магнитный железняк. В этой руде железо пред-
ставлено, главным образом, оксидом железа Fe3O4. Эти руды име-
ют высокое содержание железа (до 60-70 %) и почти не содержат
примесных элементов. В самом оксиде Fe3O4 содержится
72,4 % Fe. Пустая порода руды обычно кислая. В магнетите желе-
зо и кислород прочно связаны между собой, эта руда относится к
классу трудно восстановимых. Магнетит характеризуется высокой
магнитной восприимчивостью. Поэтому магнитные железняки
пригодны для электромагнитного обогащения. Магнитный желез-
няк имеет почти черный цвет и обычно представлен крепкими,
плотными кусковыми рудами.
Гематит, красный железняк. В этой руде железо представ-
лено оксидом Fe2O3. Эти руды имеют также высокое содержание
железа (55-60 %) и низкое содержание фосфора и серы. Пустая
порода либо кремнеземистая, либо глиноземистая. Красный цвет
руды вызван оксидом железа Fe2O3, содержание железа 70 %. В
нем связь железа с кислородом менее прочная, поэтому красный
железняк относят к легко восстановимым рудам. Руды бывают
кусковыми, иногда пылевидными.
Бурый железняк. В этих рудах железо представлено вод-
ными оксидами: лимонитом 2Fe2O3 • ЗН2О или гетитом1
Fe2O3 • Н2О. Бурый железняк образуется при выветривании и
окислении руд других типов. Пустая порода глинистая или крем-
неземистая. Лимонит наиболее широко распространен в земной
коре, однако эти руды бедные (37-55 % Fe). Они характеризуются
повышенным содержанием фосфора (0,5-1,5 %). Добыча этих руд
экономически выгодна при больших запасах в руднике.
Сидерит, шпатовый известняк. Железо в этих рудах пред-
ставлено карбонатом FeCO3. Сидерит содержит 30-40 % Fe. Это
1 Гетит — нем. Goehtit — минерал назван в честь великого немецкого поэта
и рудознатца Goehte (Гете).
14
сравнительно легко восстановимая железная руда. Сидерит имеет
второстепенное значение в металлургии железа, чугуна и стали.
Промышленно используемым является также минерал иль-
менит FeTiO3, встречающийся в сочетании с магнетитом. Руды, в
которых преобладает ильменит, называют титаномагнетитами.
Железистые кварциты. В этих рудах оксиды железа доста-
точно тесно связаны или смешаны с кремнеземом.
Требования к качеству и оценка железной руды
Качество руды оценивают по содержанию железа в ней и
типу химического соединения, по поведению руды в процессе
спекания и разрушению зерен при различных температурах, по
восстановимости («трудности» или «легкости» отнятия кислорода
от оксида железа), количеству вредных - S, Р, As, Zn, Pb - и по-
лезных - Мп, Ni, Mo, Сг, V - химических элементов2, а также по
обогатимости.
И, наконец, оцениваются расходы от добычи до получения
из руды железа и чугуна. Помимо содержания железа в руде (руды
бедные, средние или богатые), типа пустой породы (основная,
кислая, глинистая), величины запасов в руднике, способа добычи
(открытый карьер или шахта) необходимо также учитывать транс-
портные издержки от рудника до металлургического предприятия.
Основные месторождения железных руд
в Российской Федерации
Центр Европейской части РФ.
Курская магнитная аномалия (КМА) - крупнейшее место-
рождение железных руд. Месторождение представлено богатыми,
преимущественно мартитогематитовыми рудами с содержанием
50-62 % Fe и бедными железистыми кварцитами. Богатые руды
КМА легко восстановимы. Магнитные железистые кварциты лег-
ко обогащаются методом магнитной сепарации.
Руды КМА и продукты их переработки (концентраты, ока-
тыши) поступают на металлургические комбинаты: Новолипец-
2 Элементы находятся не в чистом виде, а в виде различных химических
соединений, главным образом, оксидов. Сера находится в виде сульфидов или
сульфатов.
15
кий, Оскольский электрометаллургический, Магнитогорский и
др., а также экспортируются в страны Европы.
Север Европейской части Российской Федерации. Здесь
находятся четыре месторождения: в Мурманской области - Оле-
негорское и Ено-Ковдорское, а в Карелии - Костомукшское и Пу-
дожгорское. Руды содержат в среднем 30 % Fe.
Урал. На Урале имеется несколько месторождений желез-
ных руд. Наиболее крупным месторождением является Качканар-
ское с бедными титано-магнетитовыми рудами с содержанием
16-17 % Fe. Достоинством этих руд является благоприятный для
металлургической переработки состав пустой породы, легкая обо-
гатимость и присутствие в них ванадия. Месторождение разраба-
тывают открытым способом. Руды обогащают магнитной сепара-
цией и получают концентрат с содержанием 63 % Fe и 0,35 % V.
Ванадий в доменном процессе переходит в чугун. При пере-
работке ванадиевого чугуна в кислородно-конвертерном цехе
Нижне-Тагильского металлургического комбината (ОАО
«НТМК») ванадий окисляют до V2OS и переводят в шлак. Шлак
используют для производства феррованадия.
Сибирь и Дальний Восток. Наиболее полно изучены желе-
зорудные районы Западной Сибири. К ним относят Горную Шо-
рию, Горный Алтай и Кузнецкий Алатау.
В Иркутской области расположено Ангаро-Илимское ме-
сторождение. Руды магнетитовые с содержанием железа 34,5 %.
Добычу и переработку железных руд ведут горно-обогати-
тельные комбинаты (ГОКи).
В 2003 году в России произведено 91,8 млн т товарной же-
лезной руды. Товарная железная руда - это руда (концентрат и
аглоруда), образующаяся после обогащения сырой (добытой из
недр земли) руды. Она поступает далее на окускование (получение
окатышей или агломерата) на самих ГОКах или металлургических
заводах. В табл. 4 отмечены главные ГОКи России, указано произ-
водство товарной железной руды и металлургические предприя-
тия - потребители этой продукции.
2. ФЛЮСЫ
Флюс — материал, используемый в металлургических
процессах при выплавке чугуна и стали для образования
16
Таблица 4
Основные горно-обогатительные комбинаты (ГОКи)
по производству товарной железной руды
Наименование Произведено в 2003 г. то- варной же- лезной руды, млнт Металлургические предприятия- потребители продукции1
Костомукшский государственный ГОК, Карелия, г. Костомукша 7,5 ОАО «Мечел»
ОАО «Качканарский ГОК «Вана- дий», Свердловская обл., г. Качканар 8,6 ОАО «НТМК»
ОАО «Ковдорский ГОК», Мурманская обл., г. Ковдор 4,6 ОАО «Северсталь»
ОАО «Комбинат КМА-руда», Белгородская обл., г. Губкин 1,8 ОАО «НЛМК» ОАО «ОЭМК»
ОАО «Коршуновский ГОК», Иркутская обл., г. Железногорск- Илимский 3,5 ОАО «ЗСМК»
ОАО «Лебединский ГОК», Белгородская обл., г. Губкин 19,0 ОАО «Мечел» ОАО «НЛМК» ОАО «ОЭМК»
ОАО «Михайловский ГОК», Курская обл., г. Железногорск 18,0 ОАО «ММК» ОАО «НЛМК» ОАО «ЗСМК» АО «Тулачермет»
ОАО «Оленегорский ГОК», Мур- манская обл., г. Оленегорск 3,6 ОАО «Северсталь»
ОАО «Стойленский ГОК», Белго- родская обл., г. Старый Оскол 12,8 ОАО «НЛМК»
1 ОАО - открытое акционерное общество; «Северсталь» - Череповецкий
металлургический комбинат, г. Череповец Вологодской обл.; НТМК - Нижне-
Тагильский металлургический комбинат, г. Нижний Тагил Свердловской обл.;
НЛМК - Новолипецкий металлургический комбинат, г. Липецк; ОЭМК - Ос-
кольский электрометаллургический комбинат, г. Старый Оскол Белгородской
обл.; ЗСМК - Западно-Сибирский металлургический комбинат, г. Новокузнецк
Кемеровской обл.; «Мечел» - Челябинский металлургический комбинат, г. Челя-
бинск; ММК - Магнитогорский металлургический комбинат, г. Магнитогорск
Челябинской обл.
17
шлака1 определенного состава и физических свойств (температу-
ры плавления и хорошей текучести) и способного удалять из ме-
талла серу, фосфор и другие примеси.
Температуры плавления чистых оксидов, входящих в состав
пустой породы железной руды (агломерата, окатышей), а также в
состав золы кокса (SiO2 - 1710, А12О3 - 2050, СаО - 2570, MgO -
2800 °C), значительно выше температуры плавления шлаков до-
менного (1500-1800 °C) и сталеплавильного (1600-1800 °C) про-
цессов. Вместе с тем при определенных соотношениях концентра-
ций указанных оксидов образуются легкоплавкие составы, темпе-
ратура плавления которых ниже 1300-1400 °C. При температурах
доменного или сталеплавильного процессов такие шлаки находят-
ся в жидком состоянии и обладают хорошей текучестью.
Важнейшим показателем состава шлаков и его свойств явля-
ется отношение содержания основных и кислых оксидов. Это
отношение называют основностью шлака. Для доменных шла-
ков отношение (% СаО + % MgO) / (% SiO2 + % А12О3) составляет
около 1 при отношении (% SiO2) / (% А12О3) = 2-4,5. Основность
сталеплавильных шлаков (% СаО) / (% SiO2) = 2,5-4,5.
В качестве флюсов используют следующие материалы: из-
вестняк (СаСО3); доломитизированный известняк ( известняк, со-
держащий карбонаты магния MgCO3); доломит (СаСО3 • MgCO3);
известь (СаО), боксит (горная порода, содержащая оксиды А12О3 -
более 35 %, SiO2, Fe2O3 и др.); плавиковый шпат (CaF2); кварцит
(SiO2) и др.
3. ПОБОЧНЫЕ ПРОДУКТЫ
В процессе производства железа, чугуна и стали, при нагре-
ве стали для последующей горячей пластической деформации
(прокатки, ковки) образуется достаточно много пыли, шламов,
окалины. В этих вторичных материалах содержатся оксиды желе-
за, а также оксиды других элементов (окалина — почти чистый ок-
сид железа Fe2O3). Материалы при соответствующей подготовке
1 Шлак - побочный продукт производства чугуна и стали, состоящий из
оксидов металлов и других соединений (SiO2, СаО, А12О3. MgO, FeO, MnO, Р2оз>
Fe2O3, CaS). Шлак используют в дорожном строительстве и для производства
различных строительных материалов.
18
поступают в исходный цикл производства чугуна, наиболее часто
на агломерацию.
4. ПОДГОТОВКА ЖЕЛЕЗНЫХ РУД
Добытая в карьерах или шахтах железная руда имеет куски
больших размеров (до 1,5 м в поперечнике) и, как правило, недос-
таточно высокое (менее 60 %) содержание железа. Такая сырая
руда не может быть использована напрямую для производства же-
леза и чугуна. Сырая руда проходит стадию подготовки, вклю-
чающую дробление и измельчение, грохочение и классификацию,
обогащение и окускование.
Дробление и измельчение
Дробление и измельчение - процесс деления твердых тел
на части, при котором путем приложения внешних сил преодоле-
ваются силы сцепления между отдельными зернами твердого тела
и образуются новые поверхности.
Условно принимают, что при дроблении получают продук-
ты крупнее 5 мм. Операции по уменьшению размеров кусков
меньше 5 мм называют измельчением. Для дробления применяют
дробилки, для измельчения - мельницы.
На ГОКах дробление и измельчение железных руд перед
обогащением производят до кусочков весьма малого размера. На-
пример, на Лебединском ГОКе железистые кварциты измельчают
до крупности меньше 0,1 мм. Дробление осуществляют в несколь-
ко стадий с использованием дробилок разного типа. После каждой
стадии дробления производят грохочение (рассев) материала. Ос-
тавшиеся крупные куски поступают на повторное дробление, а
мелкие куски идут на следующую стадию дробления.
В зависимости от крупности дробимого материала и дроб-
леного продукта выделяются следующие стадии дробления: круп-
ное дробление - от 1500-300 до 350-100 мм, среднее дробление -
от 350-100 до 100-40 мм, мелкое дробление - от 100-40 до 30-5 мм,
измельчение - от 30-5 до < 0,1 мм.
Дробление и измельчение - металле- и энергоемкие опера-
ции, требующие больших затрат металла в виде броневых плит
дробилок и мельниц, мелющих тел (чугунные или стальные шары,
19
стержни). Работа, необходимая для дробления и измельчения ру-
ды, прямо пропорциональна приращению удельной поверхности1.
При измельчении железистых кварцитов на ГОКах КМА расход
стали броневых плит составляет 0,1-0,2 кг/т руды. Расход энергии
составляет 3-5 кВт-ч/т руды.
По характеру процессов разрушения материалов различают
раздавливание, раскалывание, излом, удар и истирание. При под-
готовке к плавке руд, флюсов, топлива, а также агломерата при-
меняют следующие основные машины: щековые, конусные, вал-
ковые и молотковые дробилки, шаровые и стержневые мельницы
и др. Схемы машин для дробления твердых материалов представ-
лены на рис. 5, а на рис. 6 - для дробления мягких материалов и
их измельчения. Все машины выпускаются нескольких типораз-
меров, что обусловлено размерами поступающих материалов, их
физическими свойствами, требуемой производительностью и т. п.
Щековые дробилки (рис. 5, а) работают, в основном, по
принципу раздавливания, а также излома и истирания материалов;
при сближении подвижной 1 и неподвижной 2 щек происходит
дробление, при раздвигании - опускание материала.
Конусные дробилки (рис. 5, б) работают по принципу раз-
давливания и излома кусков материалов. В дробилках имеется два
конуса: неподвижный 1 и вращающийся (рабочий) 2. Оси враще-
ния приводного вала 4 и рабочего конуса 2 не совпадают, возника-
ет эксцентриситет. Материал, подаваемый сверху в загрузочную
щель 3, попадает между вращающимися конусом 2 и неподвиж-
ным коническим конусом 1, которые образуют эксцентрическую
коническую щель переменного сечения. В процессе прохождения
через щель материал дробится и по разгрузочному лотку 5 выпа-
дает в сторону. Конусные дробилки по сравнению со щековыми
более сложны по конструкции и дороги в эксплуатации. Произво-
дительность этих дробилок высокая, они готовят однородную по
крупности конечную фракцию с высокой степенью дробления
i = , где Dmx и dmx - максимальные диаметры кусков д0
и после дробления соответственно.
Молотковые дробилки (рис. 5, в) работают по принципу
ударного разрушения мягких и средней твердости материалов (из-
1 Удельная поверхность - это отношение обшей поверхности раздроблен-
ного материала (м2) к его массе (кг). Размерность удельной поверхности м / кг.
20
Рис. 5. Схемы машин для дробления твердых материалов
Рис. 6. Схемы машин для дробления мягких материалов и их измельчения
21
вестняк, уголь и др). Корпус дробилки 1 изнутри футерован (вы-
ложен) сменными стальными износостойкими плитами. Ротор
дробилки 2 собран из отдельных дисков. Между дисками подве-
шены молотки 3. Материал после разрушения просыпается через
колосниковую решетку 4.
Одновалковые зубчатые дробилки (рис. 6, а) работают по
принципу раскалывания и раздавливания мягких материалов, на-
пример, горячего агломерата.
В корпусе 1 расположен ротор 2, представляющий собой
набор звездочек на валу. Между зубьями звездочек и колоснико-
вой решеткой 3 имеется необходимый зазор. Отсечное устройство
4 предназначено для снятия агломерата с тележек агломерацион-
ной машины.
Двух- и четырехвалковые дробилки (рис. 6, б) работают
по принципу раздавливания и частично истирания мягких мате-
риалов. Подаваемый сверху на вращающиеся валки 1 материал
увлекается ими и раздавливается. Раздробленный материал про-
сыпается на стоящий снизу грохот. У четырехвалковых дробилок
вторую пару валков располагают под первой.
Шаровая мельница (рис. 6, в) работает по принципу из-
мельчения перемещающихся внутри вращающегося барабана 1
кусков материала между собой и шарами (стержнями). Барабан
мельницы внутри футерован износостойкими стальными плитами.
Загрузка и разгрузка барабана осуществляются через полые опор-
ные цапфы 3. Через бандажи 2 барабан опирается на ролики 4 и 5.
Имеются мельницы бесшарового помола типа «Аэрофол».
Крупные и мелкие куски руды вместе со сжатым воздухом входят
через питатель во вращающийся барабан. Крупные куски играют
роль дробящих шаров. Измельченный продукт уносится воздухом
через пустотелую цапфу в шахту выдачи, а затем скапливается в
пылеуловителях.
Рассев, классификация и усреднение
После каждого агрегата для дробления производят рассей
(грохочение) сыпучих материалов на классы крупности путем
просеивания через одно или несколько сит (решет, грохотов)
Процессы разделения сыпучих материалов на классы разной
крупности объединяют общим названием: классификация по круп
22
ности. Во всех случаях для операций грохочения в качестве рабо-
чих органов грохотов применяют просеивающие поверхности с
калиброванными отверстиями (ячейками) соответствующих раз-
меров. В качестве просеивающих поверхностей применяют колос-
никовые решетки, листовые решета, стержневые и струнные ре-
шетки, проволочные сита и др. Целью грохочения и классифика-
ции является получение дробленого материала определенной (не-
обходимой) крупности. Так, загружаемые в доменную печь мате-
риалы должны иметь крупность (размер в поперечнике), мм:
кокс - 40-80, сырая богатая железная руда - 10-40, окатыши -
Ю-16, агломерат 10-30. Перед обогащением железные руды из-
мельчают до размера частиц менее 1 мм.
Усреднение сыпучих материалов - технологический про-
цесс, целью которого является стабилизация (уменьшение колеб-
лемости) состава и качества сыпучих материалов. Необходимость
усреднения вызывается изменчивостью состава и качества полез-
ного ископаемого в месторождении, а также использованием ана-
логичных материалов разных месторождений.
Все способы усреднения разделяют на две группы: усредне-
ние в бункерах и усреднение в штабелях. В черной металлургии
усреднение осуществляют, как правило, в штабелях на рудных
дворах. В этом случае материал укладывают в штабель параллель-
ными слоями. Материал из штабеля забирают в направлении, пер-
пендикулярном построению слоев. Штабель формируют из
300-1000 слоев (масса штабеля 80-1000 тыс. т).
Обогащение железных руд
Обогащение - совокупность процессов первичной обработ-
ки руд с целью отделения железорудных минералов от минералов
пустой породы. Обогащению подвергают тонкоизмельченные руды.
Методы обогащения полезных ископаемых основаны на ис-
пользовании различий физических и физико-химических свойств
РУДных и нерудных минералов - плотности, смачиваемости, маг-
нитной восприимчивости и т. п. В результате обогащения руды
Получают концентрат, в котором сосредоточена основная масса
п°лезных составляющих руды (более высокая концентрация окси-
д°в железа, чем в исходной руде), и отходы - хвосты, в которые
переходит большая часть пустой породы с более низким содержа-
23
нием оксидов железа, чем в исходной руде. При наличии в руде
нескольких полезных составляющих в результате обогащения по-
лучаются хвосты и несколько концентратов.
Важнейшим показателем процесса обогащения, характери-
зующим его техническое совершенство, является степень извле-
чения из руды в концентрат полезного компонента и его содер-
жание в концентрате. /")
Степень извлечения рассчитывают по формуле /
6=-/^—v—100 %,
(p-v)a
где a, Р и v - содержание извлекаемого металла, например Fe, в
исходной руде, концентрате и хвостах соответственно, %.
Степень извлечения железа при обогащении железных руд в
зависимости от метода обогащения и конструкции аппарата колеб-
лется в пределах от 60 до 95 %.
Методы обогащения. Наибольшее распространение полу-
чили следующие способы: промывка, флотация, гравитация, маг-
нитная сепарация.
Промывка руд - наиболее простой и дешевый способ обо-
гащения. В результате промывки руд в бутарах (вращающихся
дырчатых барабанах) концентрацию железа в концентратах пс
сравнению с сырой рудой увеличивают путем удаления пусто<
породы, содержащей песок и глину. Потоки воды размывают 1
уносят глинистые и песчаные частицы, а также мелкую руду. По
этому промывке обычно подвергают крупнокусковые руды.
При флотационном обогащении через суспензию* (пуль
пу) пропускают пузырьки воздуха. В данном случае это взвес,
тонкоизмельченной руды в воде, в которую добавлены специаль
ные реагенты. Частицы одних материалов - обычно это зерна по
лезных минералов (концентрата) - вследствие плохой смачивав
мости водой прилипают к пузырькам воздуха и поднимаются вме
сте с ним, образуя на поверхности пульпы слой минерализованно,
пены. Другие частицы минералов, обладающие хорошей смачи
ваемостью, не прилипают к пузырькам воздуха и оседают на дне
1 Суспензия - взвесь твердых нерастворимых частиц в жидкости, напри-
мер, в воде.
24
Удалив пену, достигают разделения минералов руды. Флотацию
осуществляют на флотационных машинах.
Гравитационное обогащение основано на принципе ис-
пользования различных плотностей рудных минералов и минера-
лов пустой породы и разной скорости их движения в жидкости.
Тонкоизмельченную сырую руду погружают в жидкость, плот-
ность которой больше плотности пустой породы. Тяжелые зерна
рудного минерала осаждаются на дно, а частицы пустой породы
всплывают. При обогащении железных руд плотность жидкости
должна составлять 2800-3000 кг/м3. В качестве жидкости приме-
няют тяжелые суспензии - взвеси в воде тонкого порошка какого-
либо твердого тела, например ферросилиция (для обогащения же-
лезных руд) или свинцового блеска (для обогащения руд цветных
металлов). Для того, чтобы плотность была неизменной в любой
части аппарата, суспензия должна находиться в непрерывном
движении (перемешивании).
Для гравитационного обогащения применяют отсадочные
машины, сепараторы или спиральные классификаторы.
При магнитном обогащении используют принцип разли-
чия магнитных свойств материалов. Магнитные материалы (на-
пример, зерна магнетита) притягиваются к электромагниту; на не-
магнитные материалы магнитное поле не действует. Для обогаще-
ния магнитных железных руд крупностью более 3-6 мм применя-
ют сухую магнитную сепарацию. Руды меньшей крупности обо-
гащают, как правило, мокрым способом, поскольку при этом
устраняется пыление.
На рис. 7 приведена схема барабанных магнитных сепарато-
ров для сухого а и мокрого б обогащения магнитных руд.
Сепараторы состоят из закрытого вращающегося немагнит-
ного барабана 7, внутри которого размещен неподвижный элек-
тромагнит постоянного тока 2, создающий своими полюсами, об-
ращенными к стенкам барабана, магнитное поле. Сепаратор мок-
рого обогащения снабжен также водяными форсунками 3 для
смыва концентрата с барабана. Обогащаемую сухую руду или
пульпу (смесь тонко измельченной руды с водой) подают на бара-
бан. Частицы магнетита притягиваются электромагнитом к по-
Верхности барабана и перемещаются за ней до выхода из зоны
Действия. Здесь они под действием силы тяжести падают вниз в
приемный бункер концентрата. Немагнитные частицы ссыпаются
25
Рис. 7. Схема барабанного электромагнитного сепаратора для сухого а
и мокрого 6 обогащения магнитных руд
с барабана в бункер пустой породы. Так как месторождений маг-
нитных руд довольно мало, то остальные руды перед обогащением
подвергают магнетизирующему обжигу во вращающихся печах,
при котором оксид Fe2O3 переводят в оксид Fe3O4 (магнетит).
Таким образом, после дробления, измельчения и обогащения
сырой добытой руды получают тонкоизмельченный материал -
концентрат. Данный материал обладает низкой газопроницаемо-
стью, склонностью к пылению и к слеживанию (уплотнению). По-
этому его нельзя применять без окускования в процессах произ-
водства железа и чугуна.
Окускование - это процесс превращения мелких железо-
рудных материалов (руд, концентратов, колошниковой пыли) в
куски необходимых размеров, обладающих достаточной проч-
ностью и пористостью и пригодных для использования в метал-
лургических агрегатах. Для окускования применяют два способа:
агломерацию и окомкование.
Агломерация железных руд и концентратов
Агломерацией называют процесс окускования мелких же
лезных руд и концентратов путем спекания.
26
Целью агломерации является не только окускование мелочи,
но и введение флюса, удаление серы и мышьяка для улучшения
металлургических свойств сырья.
Наиболее производительным методом агломерации является
спекание с просасыванием воздуха через столб агломерационной
шихты с образованием спёка.
Продуктом процесса агломерации является агломерат, обра-
зующийся после дробления, грохочения и охлаждения спёка.
Сущность процесса агломерации заключается в следующем.
Железный концентрат или измельченную железную руду тща-
тельно смешивают с колошниковой пылью (продуктом очистки
доменного газа), мелким коксиком* и известняком, увлажняют для
облегчения окомкования шихты до размера комочков 3-5 мм и
загружают на непрерывно движущиеся спекательные тележки
слоем 300-400 мм. Затем при помощи зажигательного горна свер-
ху поджигают топливо шихты (коксик). Через столб шихты сверху
вниз просасывают воздух. Для создания направленного потока
воздуха под спекательными тележками размещены вакуум-
камеры. Горение топлива начинается сверху слоя шихты. Топливо
горит в слое без пламени; зона горения высотой около 20 мм по-
степенно продвигается сверху вниз (до колосников спекательных
тележек) со скоростью 20-30 мм/мин.
Для сохранения колосниковой решетки и избежания потерь
шихты на решетку укладывают слой возврата агломерации («по-
стель») крупностью ~ 25 мм. Горение топлива в слое шихты суще-
ственно отличается от горения угля или кокса в топке. Если в
обычной топке углерод полностью сгорает до СО2, то на ленте аг-
ломерационной машины появляется значительное количество СО
за счет неполного горения углерода 2С + О2 = 2СО и реакции
газификации С + СО2 = 2СО.
В зоне горения температура достигает 1400-1500 °C. При
таких температурах известняк разлагается на СаО и СО2:
СаСОз = СаО + СО2,
а часть оксидов железа Fe 20з восстанавливается до Fe3O4 и FeO:
1 Коксик - оставшаяся после сортировки кокса (металлургический кокс -
см. далее) мелочь с размером кусков менее 25 мм; используется при выплавке
Ферросплавов, а также в качестве энергетического топлива.
27
3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2;
Fe3O4 + CO = 3FeO + CO2.
В зоне горения при высоких температурах оксиды FeO,
Fe3O4, Fe2O3, CaO, SiO2, A12O3 и др. вступают в химическое взаи-
модействие с образованием легкоплавких соединений, которые
расплавляются. Образовавшаяся жидкая фаза пропитывает твер-
дые частицы шихты и химически взаимодействует с ними.
Как уже было сказано, зона горения топлива перемещается
сверху вниз при просасывании воздуха. Просасываемый воздух
охлаждает массу, расположенную выше зоны горения и пропи-
танную жидкой фазой, и последняя затвердевает. В результате
этого образуется твердый пористый спёк. Ниже зоны горения про-
дукты сгорания нагревают и сушат шихту, а сами охлаждаются.
Испарившаяся влага конденсируется на холодных частицах ниж-
него горизонта столба шихты.
Продвижение через слой шихты сверху вниз зоны, в которой
происходит горение топлива и формирование агломерата, длится
10-18 мин и заканчивается при достижении постели.
При агломерации удаляется сера и частично (около 20 %)
мышьяк. Сера в шихте находится в виде сульфида железа FeS2
(пирит) и сульфатов CaSO4-2H2O (гипс) и BaSO4 (барит). Пирит в
условиях агломерации окисляется по нескольким реакциям, одна
из них:
3FeS2 + 8О2 = Fe3O4+ 6SO2.
Гипс и барит разлагаются при 1200-1400 °C по реакциям:
CaSO4=CaO + SO3;
BaSO4 = BaO + SO3.
В процессе агломерации удаляется 90—98 % сульфидной се-
ры и 60-70 % сульфатной.
В настоящее время производят только офлюсованный агло-
мерат, имеющий основность (% СаО) / (% SiO2) = 1,1—2,0. Офлю-
сование пустой породы железной руды или концентрата осущест-
вляют путем добавления в шихту известняка, доломита или извес-
ти. Основность агломерата отвечает условию полного выведения
флюсов из доменной плавки.
28
Качество агломерата выражают рядом показателей, которые
группируют по признакам определенных свойств: химический со-
став, физико-химические свойства, механические свойства. Агло-
мерат разных заводов содержит 46-57 % Реобщ, 9-15 % FeO,
11-16 % СаО, 6-12 % SiO2, 1-2 % MgO. Доля двухвалентного же-
леза Fe2+ равна 17-24 %.
Физико-химические свойства агломерата отражают его
плавкость [температуры начала (1000-1150 °C) и окончания раз-
мягчения и плавления], пористость, восстановимость, газопрони-
цаемость. К механическим свойствам относят прочность и грану-
лометрический состав.
Производство агломерата ведут на агломерационных фабри-
ках, в состав которых входят комплекс оборудования для подго-
товки шихты, конвейерные агломерационные машины и комплекс
оборудования для дробления и охлаждения полученного агломе-
рата и отсева мелочи.
Шихта для агломерации имеет следующий примерный со-
став, %:
Руда и концентрат (крупность 0-8 мм) 40-50
Известняк (крупность 0-2 мм) 15-20
Возврат агломерата (крупность 0,1-30 мм) 20-30
Коксик (крупность 0,1-3 мм) 4-6
Вода (влага) 6-9
Главным элементом аглофабрики является агломерационная
машина (рис. 8) - спекательный агрегат конвейерного типа, со-
стоящий из непрерывно движущихся спекательных тележек-
паллет, снабженный устройствами для загрузки и зажигания ших-
ты и вакуум-камерами для просасывания воздуха и газов под дей-
ствием разрежения. Разрежение создают центробежные нагнета-
тели, называемые эксгаустерами.
На движущиеся спекательные тележки (паллеты) 4 питате-
лями 1 укладывается постель высотой ~ 30 мм из возврата агломе-
рата крупностью 10-25 мм; она предотвращает просыпание ших-
ты сквозь щели колосниковой решетки (паллеты) и предохраняет
решетку от перегрева. Затем загружают слой шихты высотой
300-400 (500) мм. Далее шихта на движущихся тележках попадает
под зажигательный горн 3, который нагревает поверхность шихты
по всей ширине до 1200-1300 °C, в результате чего загорается
29
щто
Рис. 8. Агломерационная машина: 1 — питатель для загрузки шихты;
2 - направляющие рельсы; 3 - зажигательные горны; 4 - спекательные тележки;
5 — ведомая звездочка; 6 — вакуум-камеры; 7 — приводная звездочка
топливо. При дальнейшем движении тележек за счет просасывае-
мого вакуум-камерами 6 сверху воздуха зона горения кокса и спе-
кания шихты перемещается вниз, а продукты сгорания поступают
в пылеуловитель и далее выбрасываются в атмосферу через трубу.
В конце агломашины линия нижней границы зоны горения пере-
секает линию колосникового поля. Процесс спекания заканчивает-
ся, температура отходящих газов резко снижается. Готовый спёк
при огибании тележек правой холостой звездочки 5 ссыпается
вниз. Он попадает на валковую дробилку горячего дробления и
затем на грохоты. Далее агломерат поступает на охладитель (пла-
стинчатый конвейер), где он в течение 40-60 мин охлаждается до
100 °C просасыванием воздуха. Затем агломерат направляют на
грохоты холодного агломерата, где отделяют постель. После этого
годный агломерат транспортируют в доменный цех, а мелочь по-
сле горячего и холодного рассева направляют на агломерацию.
Выход годного агломерата (фракции крупностью > 5 мм) из ших-
ты не превышает 70-80 %.
На производство 1 т агломерата расходуется 1230-1270 кг
шихты, в том числе руды и концентрата 800-950 кг, топлива
59—63 кг, электроэнергии 37—38 кВт-ч, воды 0,3—0,8 м3. Расход
флюсов зависит от типа пустой породы и составляет 60—180 кг.
В настоящее время на металлургических заводах мира рабо-
тает около 1000 агломашин. Крупнейшие агломашины имеют
площадь спекания до 600 м2. В России самые мощные машины
АКМ-312 имеют площадь спекания 312 м2 (ОАО «НЛМК», о до
зо
«Запсиб», ОАО «Северсталь»). Агломашина АКМ-312 оснащена
двумя эксгаустерами производительностью по сухому воздуху до
12 000 м3/мин с параллельным подсоединением.
Производство окатышей
Окатыши - твердые шарообразные тела, полученные путем
окомкования (окатывания) тонкоизмельченных рудных материа-
лов с добавками связующих веществ и флюсов с последующим
упрочнением обжигом.
Окатыши получают на окомковательных фабриках, распо-
ложенных при ГОКах. Широкое развитие процессов производства
окатышей началось с 1950-х годов. Оно обусловлено значитель-
ным увеличением производства тонкоизмельченных богатых кон-
центратов (крупностью менее 0,044 мм), получаемых в результате
глубокого обогащения бедных железных руд, окускование кото-
рых методом агломерации снижает технико-экономические пока-
затели процесса и резко ухудшает условия труда.
Кроме того, окатыши удобнее транспортировать на большие
расстояния с неоднократными перегрузками. Агломерат в таких
условиях разрушается с образованием большого количества мело-
чи, теряя свои свойства.
Производство окатышей является более экологически чис-
тым процессом по сравнению с агломерацией. В отходящих газах
отсутствует монооксид углерода СО. При агломерации его содер-
жание достигает 30 кг/т агломерата. Выбросы оксида азота в 10
раз ниже, чем при агломерации (0,3 против 3,0 кг/т); примерно в
10 раз ниже выбросы пыли. Топливно-энергетические затраты со-
ставляют около 0,5-1,75 МДж/т окатышей, в то время как при аг-
ломерации - 2,0-2,35 МДж/т агломерата. Однако по условиям ра-
боты доменных печей окатыши не могут полностью заменить аг-
ломерат.
Технология производства окатышей из тонкоизмельченных
концентратов осуществляется в два этапа: получение сырых ока-
тышей и упрочняющий высокотемпературный обжиг.
В мировой практике подготовки железорудного сырья про-
изводят неофлюсованные и офлюсованные окатыши. Для офлю-
сования пустой породы используют известь, известняк, доломит.
31
Сырые окатыши получают в барабанных и тарельчатых гра-
нуляторах. В процессе производства сырых окатышей шихту ув-
лажняют и в нее вводят связующие добавки, например, бентони-
товую глину1 или другие материалы.
Барабанный окомкователь представляет собой полый бара-
бан диаметром около 5 м и длиной 18—24 м, вращающийся отно-
сительно продольной оси со скоростью 4—6 об/мин и наклоненный
к горизонту на угол 2—3,5 °. Барабан бандажами опирается на
опорные ролики. Шихту загружают в барабан из загрузочной во-
ронки, и при вращении барабана шихта совершает многократные
подъемы и опускания по образующей поверхности. Перемещение
окатанных частиц вдоль оси барабана происходит за счет его на-
клона в сторону разгрузки (в противоположную от стороны за-
грузки). Эффективность окомкования шихты определяется кон-
структивными параметрами барабана: длиной, диаметром, углом
наклона, скоростью вращения и режимом увлажнения.
Тарельчатый гранулятор (рис. 9) состоит из чаши 1 с борта-
ми диаметром до 9 м, опоры чаши, механизма наклона 3, устрой-
ства для очистки чаши (скребков) 2, станины 4, привода и системы
увлажнения шихты.
На чашу 1 непрерывно и равномерно подают шихту и через
форсунки распыленную воду. При вращении чаши шихта окомко-
вывается, и готовые окатыши пересыпаются через борт чаши на
конвейер. Чаша представляет собой сварную конструкцию. Дно и
борт чаши выложены слоем бетона толщиной 36-50 мм. На нем в
процессе работы образуется слой комкующейся шихты (гарни-
саж). Толщину гарнисажа регулируют ножами устройства для
очистки чаши. Эффективность окомкования зависит от угла на-
клона чаши в пределах 45-60 °, скорости вращения (6-9 об/мин) и
режима увлажнения.
1 Бентонитовая глина получила название по месторождению Бентон
(США). Имеются и другие месторождения. Глина состоит из смеси многих мине-
ралов. В отличие от обычной красной глины бентонитовая глина практически не
содержит оксидов железа и содержит значительное количество оксидов натрия.
Глина обладает резко выраженными коллоидными и сорбционными свойствами,
обладает большими набухаемостью, влагоемкостью и связующими характери-
стиками, низкой температурой спекаемости. Цвет глины белый или бледно-
зеленый.
32
Рис. 9. Тарельчатый гранулятор:
а - схема движения материала в чаше; б — общий вцд гранулятора;
/ - чаша; 2 - скребки; 3 - механизм наклона чаши; 4 - станина
Важно, чтобы вода подавалась в виде тонких капель и оро-
шала всю поверхность движущегося материала. Скорость враще-
ния чаши устанавливают такой, чтобы неокомкованные мелкие
фракции шихты достигали верхний кромки борта и отрывались с
помощью скребка. Установка скребка предотвращает круговое
движение шихты.
Крупность (диаметр) окатышей может изменяться в преде-
лах 2-30 мм. В доменном процессе используют окатыши диамет-
ром 5-16 мм.
В основе процесса окомкования окатыванием лежат термо-
динамические свойства системы, состоящей из множества частиц
сыпучего материала, проявляющиеся в ее стремлении к уменьше-
33
нию свободной поверхностной энергии1. Связь между частицами
обусловлена силами различной природы, но наибольшее значение
имеют силы межмолекулярного сцепления Ван дер Ваальса и ка-
пиллярные силы. Непременным условием окомкования является
увлажнение сыпучего материала и перемещение частиц по отно-
шению друг к другу.
Вода заполняет неровности на поверхности частиц и благо-
даря полярности молекул Н2О увеличивает расстояние, на кото-
ром проявляется действие межмолекулярных сил. При перемеще-
нии частиц относительно друг друга реализуются условия наибо-
лее плотного соприкосновения их между собой.
Сырые (после барабанного или тарельчатого окомкователя)
окатыши подвергают сушке при 300-600 °C и упрочняющему об-
жигу при 1150-1350 °C. Для обжига используют конвейерные ко-
лосниковые машины, шахтные печи, кольцевые колосниковые
машины и другие устройства.
Процесс упрочнения окатышей высокотемпературным об-
жигом основан на спекании частиц концентрата за счет протека-
ния физико-химических реакций в твердой и расплавленной фа-
зах. Оптимальное упрочнение окатышей происходит при наличии
12-20 % жидкой фазы, которая после остывания служит цементи-
рующей связкой. На современных окомковательных фабриках
упрочняющий обжиг осуществляют в окислительной атмосфере
(сжигание топлива с коэффициентом избытка воздуха а > 1) с
окислением магнетита до гематита с заметным выделением теплоты:
4Fe3O4 + О2 = 6Fe2O3 + Q.
При этом между зернами магнетита появляются перемычки
из гематита, которые сцепляют все зерна в прочный монолит.
Твердофазные реакции в процессе обжига неофлюсованных ока-
тышей связаны с образованием жидких силикатов железа на осно-
ве фаялита (FeO)2 SiO2 (температура плавления фаялита 1200 °C).
При обжиге офлюсованных окатышей решающее значение имеет
образование жидких фаз на основе ферритов кальция СаО • Fe2O3
1 Согласно второму закону термодинамики, в системах, находящихся при
постоянной температуре и давлении, самопроизвольно могут протекать только
процессы, сопровождающиеся уменьшением энергии Гиббса. Свободная поверх-
ностная энергия численно равна работе (Дж), которую нужно затратить на обра-
зование 1 м* новой поверхности, и имеет размерность Дж/м .
34
и 2СаО • Fe2O3 ( в системе СаО - Fe2O3 имеется область эвтектики,
близкая к СаО • Fe2O3, с температурой плавления 1206 °C).
Окатыши получаются более прочными, чем агломерат.
Применение окатышей в доменной печи повышает ее производи-
тельность благодаря равномерному распределению материалов,
высокой газопроницаемости, применению продукта, хорошо под-
готовленному к восстановлению. Доля окатышей в общем объеме
железорудного сырья превышает 30 %. В США и Канаде она дос-
тигает 70-80 %, в странах Европейского союза и Японии она рав-
на 12-28 %, в России около 30 %.
Качество окатышей выражают большим перечнем показате-
лей, отражающих их свойства и функциональные признаки. Сюда
входит химико-минералогический состав - содержание общего
железа РеобЩ, FeO, S, Р и других элементов, основность
(% СаО) / (% SiO2) и количество фаз. Параметрами качества явля-
ются крупность, прочность на разрушаемость и истираемость, по-
ристость, содержание мелких фракций < 5 мм, восстановимость
и др.
В 2002 году в России произведено 29,75 млн т окатышей.
5. МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ КОКС
Металлургический кокс является непременным участником
производства чугуна, железа, стали, а также других металлов.
Кокс выполняет роль топлива, восстановителя и науглеро-
живателя. В электрометаллургических процессах используют гра-
фитизированные или самоспекающиеся электроды, изготовленные
из специальных сортов кокса.
Кокс - твердый углеродистый остаток, образующийся в ре-
зультате термической переработки (коксования) углей путем их
нагрева без доступа воздуха до 900-1200 °C.
При коксовании углей помимо кокса получают летучие па-
рообразные продукты, из которых извлекают многие химические
соединения и вещества. При коксовании на 1 т шихты в сухом со-
стоянии получают 750-800 кг кокса, 15-22 кг коксового газа,
0,2-0,4 кг аммиака и другие вещества.
Коксовый газ, содержащий после очистки примерно 6 %
СО, 60 % Н2, 25 % СН4, 2,5 % СО2, 4 % N2 и имеющий теплотвор-
35
ную способность (теплоту сгорания) ~18 МДж/м3, используют в
металлургической и энергетической промышленности как топли-
во. В частности, зажигательный горн агломерационной машины
отапливают смесью коксового и доменного газов.
Для получения металлургического кокса применяют камен-
ные угли, способные при нагревании спекаться и давать нелетучий
остаток. Для коксования используют смеси углей разных марок —
жирных Ж, коксовых К, отощенных спекающихся ОС.
При нагреве углей без доступа воздуха протекают следую-
щие процессы:
Температура, °C Термохимические и физические превращения
до 250 Испарение свободной (гигроскопической) влаги, выделение адсорбированных газов.
250-300 Выделение паров смолы и связанной (гидрат- ной) влаги, исходные частицы угля пропиты- ваются смолой и увеличиваются в объеме.
350-400 Переход угля в пластическое состояние.
400-550 Бурное разложение пластической массы с выделением газа и смол и ее отвердевание с получением полукокса.
550-700 Разложение полукокса с выделением газооб- разных продуктов, обогащенных Н2, СН4, С2Н4, упрочнение кокса.
>700 Превращение полукокса в кокс.
Процесс коксования протекает без доступа воздуха в специ-
альных герметизированных камерах, которые в совокупности с
обогревательными устройствами и системой газоходов называют
коксовыми батареями. Каждая камера представляет собой парал-
лелепипед объемом от 20 до 70 м3 при длине 14—18 м, высоте
4,0-7,8 м и ширине 0,4-0,6 м. В одной батарее группируется до 80
камер. Процесс коксования длится 14-20 часов.
После завершения коксования готовый кокс специальной
машиной выталкивают из камеры в вагон и направляют к башне
тушения. Здесь кокс, имеющий температуру 900—1200 С, воз-
36
можно быстро тушат и охлаждают водой или продувкой через не-
го нейтрального газа-охладителя на основе азота. После тушения
кокс сортируют на разные по крупности классы. Наибольшую
ценность для доменной плавки представляет кокс класса 40-
60 мм.
Кокс содержит 86-90 % С, пористость колеблется в преде-
лах 49-53 %, имеет насыпную плотность 400-500 кг/м3. Влаж-
ность кокса при тушении водой колеблется от 2,0 до 5,0 %, при
тушении нейтральным газом не превышает 0,5 %.
Качество кокса выражают химическим составом органиче-
ского вещества и минеральной части (золы) и физико-химичес-
кими и физико-механическими свойствами. Органическая часть
кокса содержит 96,5-97,5 % С, 0,5-0,8 % Н2 и 0,28-1,3 % S. Зола
кокса на 50-75 % состоит из SiO2 и А12О3, причем кремнезема все-
гда в 1,5-2 раза больше, чем глинозема. Содержание Fe2O3 -
10-20 % и оксидов калия и натрия - 3-5 %. Сера кокса представ-
лена тремя видами: органической (67-76 %), сульфидной (FeS -
18-26 %) и сульфатной (CaSO4, BaSO4 - 1,7-7,3 %). Главным фак-
тором, определяющим содержание серы в коксе, является концен-
трация ее в исходном угле: из малосернистых углей получают
низкосернистый кокс (угли Кузнецкого, Карагандинского и Пе-
чорского бассейнов), из сернистых углей - сернистый кокс (до-
нецкие угли). Точно также обстоит дело и с фосфором: кокс из
донецких углей содержит 0,015-0,020 % Р, а из кузнецких -
0,030-0,50 % Р.
Содержание в коксе золы, серы, фосфора, оксидов калия и
натрия, влаги должно быть минимальным. Кокс должен обладать
определенной прочностью, оцениваемой по результатам барабан-
ного испытания. Реакционная способность кокса характеризуется
константой скорости реакции газификации:
Ск+СО2=2СО,
а горючесть кокса - скоростью его горения в кислороде:
Ск "I" О2 = со2,
где Ск - углерод кокса.
В 2003 г. в Германии введен в строй новый завод по произ-
водству кокса, самый крупный в мире. Завод имеет две линейно
37
расположенные коксовые батареи по 70 камер в каждой. Парамет-
ры камер: ширина 0,59 м, высота 8,32 м, длина 20,80 м, полезный
объем 93 м3. Производительность завода 2,5 млн т кокса в год.
В 2002 г. в мире произведено 348,2 млн т кокса, в том числе
в западноевропейских странах ~50 млн т, в странах СНГ ~ 60 млн т, в
странах азиатского региона ~210 млн т. В России в 2002 г. произ-
ведено 30,93 млн т кокса.
Глава 3. ПУТЬ ОТ РУДЫ К ЖЕЛЕЗУ, ЧУГУНУ И СТАЛИ
Как уже было сказано, главными соединениями железных
руд являются оксиды железа. Они смешаны с пустой породой. По-
сле обогащения, получения концентрата и его окускования агло-
мерат, окатыши и скрап становятся исходными продуктами для
получения железа (железной губки), чугуна и стали. Для этого не-
обходимо отнять кислород у оксидов железа. Отъем кислорода из
оксида называют восстановлением. Восстановление металлов -
это химическая реакция, состоящая в присоединении электронов
ионом металла:
Me"* + пе = Me.
Восстановительные реакции протекают одновременно с
окислительными, при которых элементы - восстановители В от-
дают электроны (окисляются):
В = В"* + пе.
В общем виде процесс выражают уравнением:
МеО + В-> Me + ВО, ДС°<0,
где Д<3° - изменение энергии Гиббса реакции при стандартных
условиях.
Восстановителем выступает элемент или соединение, обла-
дающее большим химическим сродством к кислороду, чем оксид
металла. Мерой химического сродства к кислороду служит изме-
нение стандартной энергии Гиббса реакции окисления:
2В + О2 = 2ВО, Д(71< 0,
2Ме + О2 = 2МеО, ДС72< 0,
2В + 2МеО = 2ВО + 2Ме, Д<7 = Д<34 - Дб2.
38
Если AGi < AG2, AG < 0, то вещество В может выступать
восстановителем оксида металла МеО.
В металлургической практике в качестве восстановителей В
используют специально приготовленный восстановительный газ,
состоящий из СО и Н2, или углерод, или металлы (Si, Al и др.).
Последние - в производстве ферросплавов.
Процессы восстановления с участием газов называют газо-
выми, с участием углерода - углетермическими (карботермиче-
скими), а с участием металлов - металлотермическими (соответст-
венно силикотермическими и алюмотермическими).
Железо в зависимости от валентности может образовывать
три оксида: оксид Ш - Fe2O3 (высший оксид), оксид Ш-П - Fe3O4
(средний оксид) и оксид П - FeO (низший оксид); последний мо-
жет существовать только при температуре > 570 °C. По теории
академика А. А. Байкова, восстановление оксидов железа протекает
ступенчато: от высших к низшим. При температуре более 570 °C
восстановление проходит стадии: Fe2O3 —> Fe3O4 -» FeO-> Fe. При
температуре менее 570 °C имеют место следующие стадии:
Fe2O3 -> Fe3O4 -» Fe.
Восстановление оксидов железа с участием газов СО и Н2
называют косвенным, а с участием твердого углерода - прямым.
Реакции косвенного восстановления:
3 Fe2O3 + СО = 2Fe3O4 + СО2 + 57,74 кДж;
Fe3O4 + СО = 3FeO + СО2 - 36,68 кДж;
FeO + СО = Fe + СО2 - 16,03 кДж;
3 Fe2O3 + Н2 = 2Fe3O4 + Н2О - 4,2 кДж;
Fe3O4 + Н2 = 3 FeO + Н2О - 62,4 кДж;
FeO + Н2 = Fe + Н2О - 27,8 кДж;
Реакция прямого восстановления:
FeO + С = Fe + СО - 152,67 кДж.
Цель восстановления железорудных материалов - получе-
ние прямовосстановленного железа (губчатого железа и металли-
зованных окатышей) или чугуна как предварительной ступени
производства стали.
39
В зависимости от цены на кокс, уголь, природный газ, чу-
гун, скрап, электроэнергию и наличия исходных материалов вы-
бирают тот или иной способ производства стали.
Идеальный способ получения стали - это непосредственное
получение стали необходимых состава и свойств из руды. Однако
технически сегодня это невозможно.
В настоящее время существует два пути получения стали из
руды:
1. Восстановление оксидов железа с получением твердого,
прямовосстановленного (губчатого) железа с последующим пере-
плавом его в сталь.
Передел твердого прямовосстановленного (губчатого) желе-
за в сталь ведут в дуговых электропечах.
2. Восстановление оксидов железа с получением жидкого
чугуна [доменный процесс, процесс Корекс (Согех)] с последую-
щим переделом жидкого или твердого чугуна в сталь.
Передел жидкого чугуна в сталь осуществляют в кислород-
ных конвертерах и частично в электродуговых печах. В некоторых
странах (Россия, Украина, Индия и Китай) используют также мар-
теновский процесс.
Важную роль в процессах производства стали играет желез-
ный лом (скрап). Дуговые электропечи могут выплавлять сталь из
шихты, состоящей полностью из стального лома. В конвертерном
процессе в шихте используют 20-25 % лома.
В 2002 г. в мире выплавлено 902,2 млн т стали. Доля кон-
вертерной стали составила 62,2 %, электростали 33,9 %, мартенов-
ской стали 3,9 %. На производство такого количества стали затра-
чено 1050 млн т металлической шихты, в том числе 608 млн т чу-
гуна, 397 млн т стального лома и 45 млн т прямовосстановленного
железа. В среднем на 1 т жидкой стали затрачивается 1,164 т ме-
таллической шихты.
Сталь в виде определенного конечного продукта (листа раз-
личной толщины, балок, рельсов, железнодорожных колес, угол-
ков, прутков, арматуры, проволоки и др.), получаемого после го-
рячей или холодной пластической деформации, производят на ме-
таллургических предприятиях.
Металлургические предприятия можно разделить на не-
сколько групп:
40
1. Предприятия полного металлургического цикла. В их со-
став входят коксохимический, агломерационный, доменный, ста-
леплавильные, прокатные и другие цеха. Иногда в их состав вхо-
дят рудодобывающие предприятия.
2. Предприятия неполного металлургического цикла. В их
состав входят сталеплавильные и прокатные цеха.
3. Трубные заводы. На этих заводах производят трубы раз-
личного назначения. В составе заводов может иметься собствен-
ное сталеплавильное производство. При его отсутствии стальную
заготовку для труб приобретают на предприятиях 1 и 2-й групп.
4. Метизные предприятия. Эти предприятия из закупаемой
стальной заготовки производят металлические изделия промыш-
ленного назначения: проволоку, канаты, металлическую сетку,
сварочные электроды, пружины, крепежные изделия (гвозди, шу-
рупы, болты, гайки), рельсовые подкладки и др.
Глава 4. МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА
Под металлургией железа понимают производство из желез-
ной руды, агломерата или окатышей губчатого железа или метал-
лизованных окатышей. Далее будем называть эти продукты пря-
мовосстановленным железом (ПВЖ). В случае горячего брикети-
ривания губчатого железа или металлизованных окатышей полу-
чают горячебрикетированное железо ГБЖ*.
ПВЖ и ГБЖ являются шихтовым материалом для выплавки
стали в дуговых электропечах. ПВЖ, наряду с чугуном (в отличие
от стального скрапа), является первородным материалом, чистым
по нежелательным примесям (Си, Ni, Сг, Zn, Sn, Pb, As и др.).
ПВЖ - продукт твердофазного восстановления железа из
его оксидов твердым углеродом или газообразным восстановите-
лем при температуре не выше 1100 °C. Более высокие температу-
ры приводят к спеканию материала в агрегате твердофазного вос-
становления.
Одним из параметров процесса твердофазного восстановле-
ния является степень металлизации <р. Этот показатель рассчиты-
вают как отношение:
1 В зарубежной технической литературе эти продукты сокращенно назы-
вают DRI (Direct Reduced Iron) или HBI (Hot Briketed Iron).
41
Ф = (FeMCr. I FeoeoJ-lOO %,
где Fe^ - содержание металлического (восстановленного) железа, %;
Fe^ - содержание железа общего (металлического и находяще-
гося в связанном в оксиды состоянии), %. Как правило, ПВЖ со-
держит 90-94 % металлического железа.
Количество кислорода, связанного с железом в оксиды, рас-
считывают по формуле:
Хо2 = 0,302Feo6ui (100 - ф) /100,
XFeO = 1,302Feo61u (100 - ф) / 100.
Со степенью металлизации тесно связано содержание угле-
рода в ПВЖ. Идеальным является такое содержание углерода,
чтобы его было достаточно для восстановления оставшихся окси-
дов железа и частичного науглероживания металлического рас-
плава при переплаве в дуговых электропечах.
ПВЖ, если не принимать дополнительных мер, склонно к
самовозгоранию. Это связано с высокой пористостью ПВЖ и спо-
собностью свежевосстановленного железа окисляться в присутст-
вии влаги с выделением большого количества теплоты. Процесс
окисления описывается реакцией:
2Fe + 2Н2О + О2 = 2Fe (ОН)2 + 888 кДж.
В больших массах (при хранении в штабелях, транспортиро-
вании в вагонах или морских сухогрузах) выделяющееся тепло
сохраняется, что приводит к активации процесса окисления и са-
мовозгоранию.
Одним из способов предотвращения окисления ПВЖ слу-
жит горячее брикетировние. Продукт получил название горяче-
брикетированное железо (ГБЖ). Горячие брикеты благодаря их
уплотнению и ликвидации пор не проявляют склонности к окис-
лению и поэтому безопасны при хранении и транспортировке.
В настоящее время более 90 % всего ПВЖ и ГБЖ произво-
дят в процессах с использованием природного газа. Поэтому наи-
большая доля производства ПВЖ ложится на страны, которые
имеют большие запасы природного газа (Венесуэла, Мексика,
Тринидад и др.).
Среди множества существующих технологий производства
ПВЖ с использованием угля пока нет ни одного, подготовку кото-
42
рого к широкому индустриальному применению можно было бы
считать завершенной. Все эти процессы пока малопроизводитель-
ны, их продукты содержат золу и серу угля, причем содержание
серы часто является критическим.
Объем мирового производства ПВЖ и темпы годового при-
роста этого продукта зависят от соотношения цен на скрап, жид-
кий (твердый) чугун и ПВЖ. Ожидается, что рост производства
ПВЖ в ближайшие 15 лет не будет превышать 4,5 % в год, и к
2015 году оно составит 75 млн т.
Среди методов твердофазного восстановления оксидов же-
леза с использованием природного газа как восстановителя преоб-
ладающее место занимает процесс Мидрекс (Midrex). Второе ме-
сто занимает процесс ХИЛ (HYL). В качестве исходных материа-
лов в этих процессах используют железорудные окатыши или бо-
гатую кусковую железную руду.
1. ПРОЦЕСС МИДРЕКС
Процесс Мидрекс (Midrex) разработан в 1966 г. На рис. 10
показана принципиальная технологическая схема данного процесса.
Главными агрегатами в этом процессе являются шахтная
печь металлизации 6 и риформер1 9 для получения газа - восста-
новителя из природного газа.
Природный газ напрямую не может служить восстановите-
лем. Из него получают восстановительный газ путем конверсии1 2.
Конверсия природного газа заключается в превращении углеводо-
родов путем их разложения на водород и углерод с последующим
дожиганием углерода до СО при помощи кислорода, углекислого
газа или водяных паров. Процесс идет в риформере на никелевом
катализаторе по следующим реакциям:
СИ, + 0,5О2 = СО + 2Н2 + Qi; (А)
CH, + СО2 = 2СО + 2Н2 - Q2; (Б)
CH, + Н2О = СО + ЗН2 - Q3. (В)
1 Риформер - от английского reformer - преобразователь, от более раннего
латинского reformare - преобразовывать.
2 Конверсия - от латинского conversio - превращение, изменение.
43
2
5
Рис. 10. Схема процесса Мидрекс:
1 - труба для отвода дымовых газов в атмосферу; 2 - подача природного газа в
рекуператор 7 для подогрева; 3 - компрессор колошникового газа; 4 - скруббер
мокрой очистки колошникового газа; 5 - загрузочный бункер окисленных ока-
тышей; 6 - шахтная печь: а - зона восстановления, б - зона охлаждения;
7 - рекуператор; 8 - подача смеси природного и колошникового газа в риформер;
9 - риформер; 10 - подача восстановительного газа в шахтную печь; 11 - добавка
природного газа и кислорода к восстановительному газу; 12 - подача природного
газа для отопления риформера; 13 - компрессор холодного воздуха;
14 - подача нагретого в рекуператоре воздуха в риформер для сжигания природ-
ного газа; 15 - дымовые газы; 16 - брикетировочный пресс и выдача горячебри-
кетированного губчатого железа (ГБЖ)
На катализаторе устанавливается равновесие реакции водя-
ного газа:
СО + Н2О = со2 + н2.
Источником СОг В процессе Мидрекс служит колошниковый
газ, выходящий из шахтной печи 6. Колошниковый газ после мок-
рой очистки и охлаждения до 50—60 °C в скруббере 4 добавляют к
природному газу, нагнетая компрессором 3. Смешанный газ, про-
44
ходя через рекуператор1 поступает в риформер 9. Здесь метан
природного газа разлагается и сжигается при помощи СО2 колош-
никового газа, образуя восстановительный газ с температурой
850-1050 °C и содержанием 30-35 % СО и 70-65 % Н2.
Горячий восстановительный газ вдувают через сопла 10 в
шахтную печь примерно на половине ее высоты. К восстанови-
тельному газу добавляют природный газ и кислород в точке 11.
Газ поднимается вверх навстречу опускающимся окатышам. Дав-
ление в печи 0,2 МПа. Колошниковый газ покидает печь при дав-
лении ~ 0,13 МПа и температуре 400 °C. Колошниковый газ очи-
щают и охлаждают в скруббере 4 и используют для конверсии
природного газа и отопления риформера 9. Отходящие из рифор-
мера дымовые газы проходят через рекуператор 7, в котором по-
догревают смесь природного и колошникового газа, а так же воз-
дух, подаваемый воздуходувкой 13, необходимый для сжигания
природного газа в риформере 9.
Шахтная печь имеет сверху загрузочный бункер 5 для желе-
зорудных окатышей и динамический затвор. Печь разделена на
две зоны: верхнюю зону восстановления оксидов железа (металли-
зации) и нижнюю зону охлаждения и науглероживания ПВЖ. В
нижней части печи имеется динамический затвор и маятниковый
питатель для выдачи ПВЖ на двухвалковый брикетировочный
пресс 16. В шахтной печи в зоне металлизации протекают реакции
косвенного восстановления.
Схема реакций восстановления и науглероживания, проте-
кающих в шахтной печи, показана на рис. 11.
Окатыши, опускающиеся сверху вниз, восстанавливаются
постепенно, проходя стадии Fe2O3 (гематит)-» Fe3O4 (магнитит)-»
FeO (вюстит)-» Fe^g. В нижней части шахты происходит наугле-
роживание губчатого железа с образованием цементита Fe3C за
счет углерода, образующегося при разложении метана
СН4 = С +2Н2 и монооксида углерода 2СО = С + СО2:
ЗРвгуб + С = Fe3C.
1 Рекуператор - от латинского recuperator - получающий обратно, воз-
вращающий - теплообменник постоянного действия для использования теплоты
отходящих газов, в котором теплота от остывающего теплоносителя (например,
газа) передается непосредственно греющемуся теплоносителю через разделяю-
щую их стенку.
45
Оксцд железа
Отходящий газ
Науглероживающий газ
f 3Fe2 О3 + Н2 = 2Fe3 О4 + Н2 О
| 3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4 + CO2
I Н2О + СО = Н2 + СОг
г Fe3 О4 + Н2 = 3FeO + Н2 О
t Fe3 О4 + СО = 3FeO + СО2
* FeO + Н2 = Feryt + Н2 О
FeO + CO = Fery« + CO2
FeO + C = Fery6 + CO
FeO + СН4 = Fe,^ + 2H2 + CO
Восстановительный газ
3Fe + С -* FegC
2СО-*С + СО2
СН4->С4 2Н2
Горячее губчатое железо (ПВЖ)
Рис. 1Е Химические реакции в шахтной печи
На одном из последних модулей Мидрекс на заводе Ispat
Mexican (Мексика), пущенного в эксплуатацию в 1997 г. с исполь-
зованием последних достижений и вдувания кислорода; достигну-
та производительность 220 т/ч или 1,2 млн т/год. Степень метал-
лизации ПВЖ 94,2 %, содержание углерода в продукте 2,2 %.
Диаметр шахты 6,65 м. На 1 т ПВЖ расходуется — 265 м 3 природ-
ного газа и 41 м 3 кислорода.
В России процесс Мидрекс для получения ПВЖ с после-
дующим переплавом в 150-тонных дуговых электропечах применен
на Оскольском электрометаллургическом комбинате. Четыре уста-
новки Мидрекс имеют годовую производительность ~ 2 млн т.
46
2. ПРОЦЕСС ХИЛ
Процесс ХИЛ-1 (HYL-I) разработан в 1957 г. как процесс
восстановления в неподвижном (стационарном) слое. Процесс
протекает в четырех ретортах, одна их которых используется для
разгрузки готового ПВЖ и последующей загрузки железорудного
сырья. В трех остальных ретортах осуществляют последователь-
ную продувку столба железорудных материалов горячим (980-
1240 °C) конвертированным восстановительным газом. В первой
реторте идет подогрев шихты и восстановление ее газом, выходя-
щим из других реторт и прошедших очистку от паров воды и по-
догрев, во второй реторте происходит довосстановление шихты
свежим горячим газом из конверсионной установки, в третьей ре-
торте идет науглероживание восстановленного продукта. После-
довательность операций в ретортах меняется по мере завершения
процесса.
Восстановительный газ получают путем паровой конверсии
природного газа: СНд + Н2О = СО + ЗН2. Конверсионный газ после
осушки содержит 70-75 % Н2 и 15-20 % СО. При расходе природ-
ного газа 450-470 м3/т и электроэнергии 6-10 кВт-ч/т получают
ПВЖ со степенью металлизации 84-88 %.
Современный вариант процесса ХИЛ, получивший название
ХИЛ-Ш (HYL-III), реализуют в противоточном шахтном реакто-
ре, аналогичном реактору Мидрекс. Технология процесса преду-
сматривает использование восстановительного газа с повышен-
ным содержанием водорода (70-87 %), высокого давления в реак-
торе (более 0,55 МПа) и высокой температуры в зоне восстанов-
ленния (> 920 °C). Типичной шихтой для процесса ХИЛ-Ш явля-
ется смесь окатышей (70 %) и богатой кусковой железной руды
(30 %). Расход железорудных материалов на 1 т ПВЖ со степенью
металлизации 94 % и содержанием углерода 2,2 % составляет
1,45 т. Процесс позволяет повышать при необходимости содержа-
ние углерода в ПВЖ до 6 %, при этом основная часть углерода
находится в виде карбида железа Fe3C. По опыту работы заводов
фирмы ХИЛЗА (HYLSA) 1 кг углерода в ПВЖ экономит 2,5 кВт-ч
электроэнергии при электроплавке стали.
Себестоимость одной тонны ПВЖ, получаемая в процессе
ХИЛ, равна (доллары США): при 100 % окатышей в шихте - 90;
при 70 % окатышей + 30 % руды - 89; при 100 % руды - 63.
47
В России первая установка ХИЛ-Ш для получения горяче-
брикетированного ПВЖ построена на Лебединском ГОКе. Уста-
новка имеет производительность ~1 млн т в год. В качестве шихты
используют 100 % окатышей. Степень металлизации равна 94-
95 %, содержание углерода в ПВЖ составляет 1,2 %. На одну тон-
ну брикетов расходуется 1,5 т окисленных окатышей.
В 2002 г. в мире произведено всеми процессами 45 млн т
ПВЖ, из них процессом Мидрекс произведено 30 млн т (66,7 %),
процессом ХИЛ-1 и ХИЛ-Ш - 8,3 млн т (18,4 %), процессами с
использованием твердого угля 4,4 млн т (9,9 %), остальное - дру-
гими методами.
В настоящее время процессы Мидрекс и ХИЛ-Ш использу-
ются примерно одинаково в контрактах на новое строительство
установок прямого восстановления железа.
Развитие методов газового восстановления оксидов железа с
использованием природного газа заключается в подаче части ко-
лошникового газа в смеси с природным газом после подогрева
(минуя риформер) в зону восстановления шахтной печи. Туда же
подают конвертированный восстановительный газ с добавкой ки-
слорода. Для улучшения газопроницаемости столба шихтовых ма-
териалов газы подают на двух уровнях (см. рис. 11). Природный
газ, попадая в шахту, подвергается авториформингу. Авторифор-
минг означает конверсию природного газа в восстановительный,
при использовании каталитических свойств металлического железа:
СНд + FeO = Fery6 + 2Н2 + СО.
Глава 5. МЕТАЛЛУРГИЯ ЧУГУНА
В настоящее время основное количество чугуна выплавляют
в доменных печах. Наиболее крупные доменные печи имеют по-
лезный объем 4500—5500 м3, производительность таких печей мо-
жет достигать 12 000 т/сут.
Доменная печь — непрерывно работающий 10 и более лет до
капитального ремонта и находящийся под высоким давлением аг-
регат; выпуск чугуна и шлака производят по графику. На крупных
доменных печах с объемом 3200 м3 и более, оснащенных четырь-
48
мя чугунными лётками1, выпуск чугуна и шлака практически осу-
ществляется непрерывно за счет чередования лёток.
1. УСТРОЙСТВО ДОМЕННОЙ ПЕЧИ
Доменная печь (рис. 12) - металлургический агрегат шахт-
ного типа для выплавки чугуна из железной руды и продуктов её
подготовки (агломерата и окатышей) с использованием твердого
топлива (кокса и его заменителей - молотого угля, жидкого мазу-
та, природного газа).
Доменная печь - совершенный металлургический агрегат. В
нем осуществлен противоток материалов: сверху опускаются
твердые шихтовые материалы - железная руда, агломерат, окаты-
ши, кокс, а снизу вверх поднимаются реакционные газы, имеющие
высокую температуру. Этим обеспечивается тесный контакт ших-
товых материалов с газами, способствующий быстрому теплооб-
мену, нагреву, восстановлению оксидов железа, расплавлению
материалов с образованием жидких чугуна и шлака. Газ, поки-
дающий доменную печь, называемый доменным (колошниковым)
газом, имеет низкую температуру (200-300 °C) и низкую тепло-
творную способность (3500-4000 кДж/м3).
Профиль печи
На рис. 13 представлен профиль доменной печи. Внутрен-
нюю часть печи называют полезным объемом. В настоящее время
самыми крупными являются доменные печи с полезным объемом
5-5,5 тыс. м3 и годовой производительностью 3,5-4 млн т чугуна.
Верхнюю часть печи 1 называют колошником (от слова колоша:
так называли короба, в которых перевозили уголь для загрузки в
печь). Через колошник, имеющий форму цилиндра, в печь загру-
жают шихту и отводят доменный газ. Ниже колошника располо-
жена шахта 2, представляющая собой усеченный конус, расши-
ряющийся к низу. Такая форма шахты позволяет материалам рас-
ползаться в стороны и свободно опускаться вниз. Кроме того,
расширение шахты устраняет уплотнение шихты.
1 Лётка - канал (отверстие) в стене плавильного агрегата для выпуска
жидких продуктов плавки.
49
n
Рис. 12. Доменная печь объемом 5000 м3:
/ - транспортерная подача; 2 - бункеры с затворами для загрузки шихты;
3 — распределитель шихты; 4 — колонна; 5 - фурменное устройство
50
Рис. 13. Профиль доменной печи:
/ - колошник;
2-шахта;
3 - распар;
4 - заплечики;
5 - горн
Наиболее широкая часть шахты - распар 5 - представляет
собой короткий цилиндр, необходимый для создания плавного
перехода от нижнего широкого основания шахты к сужающимся
заплечикам 4. Заплечики приобрели сужающуюся конусообраз-
ную форму потому, что в них происходит резкое сокращение объ-
ема загруженных материалов в связи с выгоранием кокса и обра-
зованием жидких продуктов плавки. Нижняя часть печи представ-
ляет собой цилиндрический горн 5, в котором накапливаются
жидкие продукты плавки - чугун и шлак. В нижней части горна
расположены отверстия - лётки для выпуска чугуна. Выше чу-
гунных лёток располагается шлаковая лётка. В верхней части гор-
на размещены фурмы, через которые в печь подают нагретый
воздух (дутьё).
Фундамент печи
Современная печь (рис. 12) вместе со всеми сооружениями и
металлоконструкциями, футеровкой (огнеупорной кладкой) и на-
ходящимися в ней шихтовыми материалами и продуктами плавки
может иметь массу свыше 300 тыс. т. Эта масса должна быть рав-
51
номерно передана грунту. Нижнюю часть фундамента (подошву)
делают в виде массивной бетонной плиты толщиной до 4 м.
На подошву опираются колонны, поддерживающие метал-
лические конструкции печи (кожух).
Верхняя часть фундамента (пень) представляет собой моно-
литный цилиндр из жароупорного бетона, на котором находится
горн печи.
Горн доменной печи
Горн доменной печи - нижняя часть доменной печи, цилин-
дрическая по внутреннему очертанию и коническая (иногда ци-
линдрическая) по наружной форме (рис. 12).
Горн оснащен устройствами для выпуска чугуна и шлака
(чугунными и шлаковыми летками) и приборами (фурмами) для
вдувания нагретого до 1100-1400 °C, обогащенного кислородом
до 23-25 %, воздуха.
Горн доменной печи - наиболее ответственная часть ее кон-
струкции. Здесь скапливается до 1 000 т и больше расплавленных
продуктов плавки - чугуна и шлака. На дно горна оказывает дав-
ление весь столб шихты массой 9-12 тыс. т. Давление горновых
газов составляет 0,4-0,5 МПа, а их температура в очагах горения
кокса достигает 1700-2100 °C. Внутри горна непрерывно движут-
ся и обновляются кокс, жидкие чугун и шлак, горновые газы. По
сути это мощный непрерывно действующий реактор. В связи с
этим к конструкции горна предъявляются жесткие требования по
прочности, герметичности и огнеупорности. Основные конструк-
тивные элементы горна - кожух, холодильники, чугунная и шла-
ковая летки, фурменные приборы.
Кожух, футеровка, охлаждение
Доменная печь снаружи заключена в стальной сварной ко-
жух. Толщина кожуха колеблется в пределах 30-50 мм. На домен-
ных печах объемом более 3000 м3 кожух выполняют в виде само-
несущей конструкции, опирающейся на фундамент печи. Колош-
никовое устройство опирается либо на колонны, либо на шатер
здания литейного двора.
52
С внутренней стороны кожух защищен огнеупорной клад-
кой (футеровкой). В разных частях печи воздействия на огнеупор-
ную кладку различны, поэтому материал футеровки не одинаков.
В горне скапливаются чугун и шлак. Футеровка в этой части
печи должна обладать шлакоустойчивостью, не смачиваться1 чу-
гуном и шлаком и иметь высокую огнеупорность1 2. Этим требова-
ниям удовлетворяют высокоглиноземистый кирпич и углероди-
стые блоки.
Заплечики, распар и шахту выкладывают из шамотного кир-
пича повышенной плотности с содержанием А12О3 не менее
41-42% и не более 1,5 % Fe2O3 (остальное SiO2) и огнеупорно-
стью не ниже 1750 °C. Толщина кладки заплечиков и распара
345 мм, шахты - в зависимости от принятой конструкции: у тон-
костенных 230 - 245 мм, у толстостенных - 575-690 мм в нижней
части и 805-820 мм в верхней части. Для кладки колошника ис-
пользуют шамотные кирпичи с содержанием А12О3 > 37 %.
Для предохранения огнеупорной кладки и кожуха печи от
тепловых воздействий между кожухом и кладкой установлены
холодильники - металлические плиты, отлитые из чугуна, тол-
щиной 160 мм с залитыми змеевиками из стальных бесшовных
труб, по которым циркулирует охлаждающая вода. На доменных
печах последней постройки используют медные плитовые холо-
дильники для циркуляции воды.
Горн печи делится на металлоприемник и фурменную зону.
Подину металлоприемника называют лещадью. Часть металло-
приемника от лещади до оси чугунной лётки называют зумпфом
(болотом, отстойником). Эта часть горна постоянно заполнена чу-
гуном, образующим так называемый «мертвый» слой. Это делают
1 Смачивание - явление, возникающее при соприкосновении жидкости с
поверхностью твердого тела или другой жидкостью. Мерой смачиваемости слу-
жит краевой угол смачивания между смачиваемой поверхностью и поверхностью
жидкости. Если на твердой поверхности капля жидкости принимает форму шара
или элипсоида, то угол смачивания 0 > 90 °. В этом случае жидкость не смачива-
ет твердую поверхность. Если капля жидкости растекается по твердой поверхно-
сти, то 9 < 90 °, и жидкость смачивает твердое тело.
2 Огнеупорность - способность огнеупорных материалов или изделий
противостоять воздействию высоких температур, не теряя формы и не размягча-
ясь. По огнеупорности огнеупоры делят на группы средней огнеупорности
(1580-1770 °C) и высшей (> 2000 °C).
53
для предохранения лещади от воздействия высоких температур и
механического вымывания ее кладки чугуном. Высота мертвого
слоя составляет 0,6-1,7 м. На нем располагается постоянно возоб-
новляемый конус раскаленного кокса, подпирающий снизу всю
массу шихтовых материалов, находящихся в доменной печи.
Лещадь выкладывают толщиной 2,5-5,5 м из углеродистых
огнеупоров в сочетании с лещадным огнеупорным высокоглино-
земистым кирпичом. Снизу лещадь охлаждают воздухом, водой
или маслом. По периферии лещадь охлаждают с помощью гладких
плитовых холодильников; охлаждающая среда - вода.
Чугунная лётка - это канал прямоугольный формы шири-
ной 250-300 мм с высотой 450-500 мм. Канал делают в огнеупор-
ной кладке горна на высоте 600-1700 мм от поверхности лещади.
Каналы для шлаковых лёток выкладывают на высоте
2000-3600 мм. Канал чугунной лётки закрыт огнеупорной массой.
Открывают чугунную лётку путем высверливания буриль-
ной машиной отверстия диаметром 50-60 мм. После выпуска чу-
гуна и шлака (на современных больших доменных печах выпуск
чугуна и шлака осуществляется через чугунные лётки) отверстия
забивают с помощью электрической пушки. Носок пушки входит
в лётку и в нее из пушки под давлением подают лёгочную огне-
упорную массу.
Шлаковая лётка на доменной печи защищена водоохлаж-
даемыми элементами, которые в совокупности называют шлако-
вым прибором. Шлаковые лётки закрывают шлаковыми стопора-
ми рычажной конструкции с пневматическим приводом, управ-
ляемым дистанционно. Доменные печи большого объема
(3200-5500 м3) оборудованы четырьмя чугунными лётками, рабо-
тающими попеременно, и одной шлаковой лёткой.
Выпуск чугуна и шлака из доменной печи включает в себя
следующие операции:
1) открытие чугунной лётки (в необходимых случаях и
шлаковой);
2) обслуживание, связанное непосредственно с вытеканием
чугуна и шлака;
3) закрытие чугунной лётки (если шлак выпускали через
шлаковую, то и шлаковой);
4) ремонт лётки и желобов.
54
Фурмы
В верхней части горна расположены по окружности печи
фурмы для подачи в печь нагретого воздуха (дутья). Число фурм
зависит от размера печи и составляет от 18 до 42. Воздух к печи
подают по кольцевому воздухопроводу, окружающему доменную
печь. От воздухопровода при помощи фурменных приборов воз-
дух поступает в печь. Фурменный прибор заканчивается водоох-
лаждаемой медной фурмой с внутренним диаметром 150-220 мм,
которая выступает внутрь печи из кладки на расстояние 300-
500 мм. Каждый фурменный прибор оборудован устройством для
измерения и регулирования расхода воздуха и имеет глазок для
визуального наблюдения за процессом горения кокса перед
фурмой.
Колошниковое устройство
Сверху доменной печи над колошником размещается ко-
лошниковое устройство. Это комплекс механизмов и устройств,
обеспечивающих загрузку шихтовых материалов в доменную печь
и отвод из нее доменного (колошникового) газа. Колошниковое
устройство полностью изолирует рабочее пространство от атмо-
сферы. Доменный газ содержит до 30 % монооксида углерода СО
(угарного газа) и является поэтому ядовитым. Кроме того, домен-
ный газ содержит значительное количество твердых частиц (пыли)
и должен быть подвергнут очистке перед дальнейшим использо-
ванием.
Главным элементом колошникового устройства является за-
сыпной аппарат. Он предназначен для загрузки и заданного рас-
пределения шихтовых материалов в печи.
Большая часть доменных печей оборудована двухконусны-
ми засыпными аппаратами, а новые печи сооружают с засыпными
бесконусными аппаратами.
Двухконусный засыпной аппарат показан на рис. 14, а. Его
основными элементами являются: большой конус 1 с воронкой
(чашей) 2; вращающийся распределитель шихты, состоящий из
малого конуса 4 и воронки 10', приемная воронка 6. Большой и
малый конусы могут перемещаться вверх - вниз; в верхнем поло-
жении большой конус прижат к воронке 2, а малый - к воронке 10,
55
Рис. 14. Засыпной аппарат двухконусный а
и бесконусный фирмы «Пауль Вюрт» б:
а) 1 - большой конус; 2 - воронка (чаша); 3 - штанга; 4 - малый конус; 5 - полая
трубчатая штанга; 6 - приемная воронка; 7 - скип; 8 - рельсы наклонного моста;
9 - наклонный мост; 10- воронка;
б) 1 - конвейер шихтоподачи; 2 - приемная воронка; 3 - затвор; 4 - верхний га-
зоотсекающий клапан; 5 - бункер; б - затвор бункера; 7 - нижний отсекающий
клапан; 8 - трубка; 9 - отсечная задвижка; 10 - механизм вращения лотка;
11- вращающийся лоток
изолируя рабочее пространство печи от атмосферы; положение
конусов в опущенном состоянии показано пунктиром. Малый ко-
нус подвешен на полой трубчатой штанге 5, большой - на штан-
ге 3, проходящей внутри полой штанги 5. Благодаря этому конусы
могут подниматься и опускаться независимо друг от друга.
56
Воронка 10 связана с приводом, обеспечивающим её вращение
вместе с малым конусом.
Шихтовые материалы подают на колошник печи двумя ски-
пами (тележками) 7 поочередно. По наклонному мосту подъемни-
ка движутся одновременно два скипа: груженый поднимается
вверх, пустой опускается вниз. Скипы взаимно уравновешивают-
ся. Скипы движутся по рельсам 8.
Объем каждого скипа достигает 14 м3. В крайнем верхнем
положении скип опрокидывается, и материал из скипа высыпается
в приемную воронку на поверхность малого конуса. После высы-
пания материала одного скипа воронка 10 и малый конус повора-
чиваются на угол 60 0 для выравнивания засыпки. Затем малый
конус опускается вниз, и материал ссыпается на большой конус.
На большой конус набирают материал нескольких скипов одной
подачи. Когда материал в печи опускается до заданного уровня на
колошнике, опускается большой конус при закрытом малом, и
шихта одной подачи ссыпается в печь. Доменная печь работает на
повышенном давлении: давление дутья перед фурмами до
0,5 МПа, давление газа на колошнике до 0,25-0,3 МПа. Для бес-
препятственной работы конусов имеется устройство, которое вы-
равнивает давление в межконусном пространстве с давлением в
доменной печи при опускании и подъеме большого конуса или с
атмосферным давлением при опускании или подъеме малого ко-
нуса.
Двухконусный засыпной аппарат надежно закрывает домен-
ную печь и не дает возможности доменному газу уходить в атмо-
сферу при загрузке печи, так как при открывании одного из кону-
сов другой находится в закрытом положении. Кроме того двухко-
нусный аппарат позволяет регулировать уровень засыпки железо-
рудных материалов и кокса на колошнике.
Доменные печи большого объема (3200-5000 м3), а также
вновь построенные печи оснащены бесконусными загрузочными
устройствами, например, конструкции фирмы «Пауль Вюрт»
(Люксембург), рис. 14, б. Этот аппарат имеет два последовательно
загружаемых и разгружаемых бункера 5 объемом 50-80 м3 (подача
материала в них осуществляется не скипами, а транспортерной
лентой 1), имеющих нижний 7 и верхний 4 газоотсекающие кла-
паны и обеспечивающих герметизацию печи. При открытии ниж-
него газоотсекающего клапана 7 и шихтового затвора 6 материал
57
по трубе 8 попадает на вращающийся лоток 11 и скатывается по
нему в печь. После опорожнения бункера закрывают шихтовый
затвор 6 и газоотсекающий клапан 7. За время опорожнения бун-
кера (60-140 с) лоток 11 совершает не менее 10 оборотов. Лоток
11 может изменять угол наклона к горизонту в пределах 7-53 °.
Бункеры работают поочередно.
Загрузка шихты в доменную печь
Доменная печь требует непрерывной загрузки железоруд-
ных материалов (агломерата, окатышей) и кокса. На печах с двух-
конусным засыпным аппаратом шихту загружают в печь отдель-
ными порциями - подачами. Материал одного скипа высыпает-
ся через приемную воронку на поверхность малого конуса, после
чего он опускается, и материал просыпается вниз на поверхность
большого конуса, а малый конус сразу же поднимается. Подобным
образом на поверхность большого конуса загружают всю подачу -
2-6 скипов. После чего опускают большой конус, и шихта ссыпа-
ется в доменную печь на колошник. В каждом скипе находится
только один вид материала (или кокс, или агломерат, или окаты-
ши). Изменением числа скипов одного вида материала и последо-
вательности набора материалов в подаче регулируют распределе-
ние материала на колошнике доменной печи.
На печах с бесконусным загрузочным устройством шихту
загружают в печь через два поочередно открываемых шлюза бун-
керов, а в бункеры ее доставляют наклонным ленточным конвейе-
ром 1 (см. рис. 14, б), на котором с определенными интервалами
уложены порции агломерата, окатышей и кокса. В один бункер с
ленты поступает одна порция агломерата, окатышей или кокса. Из
бункера порцию выгружают на колошник печи по наклонному
вращающемуся лотку.
Применение вращающегося лотка и изменение угла его на-
клона в процессе выгрузки из шлюзового бункера каждой порции
материала позволяет в очень широких пределах перераспределять
шихту по сечению колошника и регулировать толщину слоев же-
лезорудных материалов и кокса.
Распределение материалов на колошнике и толщина отдель-
ных слоев - основные регулируемые параметры оптимального
распределения потока газов в доменной печи, обеспечивающего
58
плавное опускание шихты без зависаний и обвалов, безаварийную
и высокопроизводительную работу агрегата.
2. УСТРОЙСТВО ДОМЕННОГО ЦЕХА
Современный доменный цех (рис. 15) включает одну или
несколько доменных печей, отделения приемных бункеров сыпу-
чих материалов (бункерную эстакаду), систему подачи шихты,
литейный двор (для каждой печи отдельный) с системой желобов
и шлакоотделителей для раздельного сбора выпускаемых из до-
Рис. 15. Устройство доменного цеха с рудным двором:
1 - вагоноопрокидыватель; 2 - перегрузочный кран; 3 - штабеля материалов
рудного двора; 4 - коксовый силос; 5 - бункерная эстакада; 6 - перегрузочные
вагоны (рудный и коксовый); 7 - скиповая яма; 8 - скиповый подъемник;
9 - машинное здание; 10 - доменная печь; 11 - колошниковое устройство
доменной печи; 12 - газоотводы; 13 - литейный двор; 14 - чугуновозы;
15 - шлаковозы; 16- пылеуловители грубой очистки; 17 - агрегаты тонкой
очистки газа; 18 - воздухонагреватели; 19 - разливочная машина;
20 - воздуходувная станция; 21 - трубопровод холодного воздуха;
22 - трубопровод горячего дутья
59
менной печи чугуна и шлака соответственно в чугуновозные ковши
и шлаковозные чаши, воздухонагреватели с газовоздухопровода-
ми, систему газоочистки, отделение разливки чугуна в случае его
товарной поставки в твердом виде (чушковый чугун), склад твер-
дого чугуна, установку придоменной грануляции шлака, воздухо-
дувную станцию, отделение приготовления огнеупорных масс для
ремонта желобов и чугуновозных ковшей, отделение внедоменной
обработки чугуна и др.
Многие доменные цеха имеют в своем составе склад шихто-
вых материалов (рудный двор) с вагоноопрокидывателями (при
подаче руды в железнодорожных вагонах) и перегрузочными
грейферными кранами (при подаче руды водным путем в сухо-
грузах).
На ряде заводов склады шихтовых материалов расположены
вне доменного цеха, и железосодержащие материалы поступают с
агломерационных фабрик (агломерат) и с ГОКов (окатыши) в
вагонах.
Кокс с коксохимических заводов подают ленточными кон-
вейерами в коксовые бункера эстакады (коксовые силосы).
Новые доменные печи строят с конвейерной системой ших-
топодачи на колошник: все компоненты шихты из отделения при-
емных бункеров подают ленточными конвейерами непосредст-
венно к загрузочному устройству доменных печей.
Ковши для транспортировки чугуна и шлака
Чугун и шлак в расплавленном состоянии образуют две не-
смешивающиеся жидкости различной плотности. Плотность рас-
плавленного чугуна при температуре ~ 1450 °C составляет ~
6450 кг/м3, а расплавленного шлака ~ 2400 кг/м3. Система чугун -
шлак расслаивается на два слоя. Это позволяет отделять чугун от
шлака, поскольку их дальнейшие пути использования различны.
Чугун и шлак, выпускаемые из доменной печи по системе
желобов, оборудованных устройствами для отделения чугуна и
шлака, поступают в раздельные ковши: чугун - в чугуновозный
ковш, шлак - в шлаковый ковш (шлаковую чашу, шлаковоз).
Чугуновозы и шлаковозы устанавливают под соответст-
вующими сливными носками желобов литейного двора доменно-
го цеха.
60
Чугуновозы тепловозом металлургического завода отвозят
для перелива жидкого чугуна из ковшей в миксер1 сталеплавиль-
ного цеха либо для заливки непосредственно в сталеплавильные
агрегаты, а также для разливки чугуна в чушки в разливочном от-
делении доменного цеха.
Шлаковозы транспортируют шлак к отдельно стоящим агре-
гатам грануляции или к шлаковому отвалу. В случае применения
агрегатов для придоменной грануляции необходимость в транс-
портировании жидкого шлака шлаковозом отпадает.
Чугуновозы. В отечественной практике широкое распро-
странение получили чугуновозы с грушевидным ковшом вмести-
мостью 50, 100 и 140 т, рис. 16.
Рис. 16. Чугуновозный ковш грушевидной формы:
1 - платформа; 2 - ковш; 3 - ходовые тележки
Более вместительными являются чугуновозы с закрытым
ковшом миксерного типа, рис. 17. Вместимость таких ковшей
100-600 т жидкого чугуна. Ковш имеет Торпедо-, сигаро- или боч-
кообразную форму. Ковш, закрепленный на цапфах на железодо-
рожных тележках, может поворачиваться относительно продоль-
ной оси на угол 360 °.
1 Миксер - отапливаемый мазутом или доменным газом цилиндрический
или бочкообразный стальной с огнеупорной футеровкой сосуд для накопления
жидкого передельного чугуна и выравнивания его химического состава и темпе-
ратуры перед дальнейшим использованием в конвертерах или мартеновских пе-
чах. Вместимость миксеров составляет 600 - 2000 т.
61
Чугуновозные ковши футерованы шамотным кирпичом.
Стойкость футеровки ковша миксерного типа достигает 1000 на-
ливов.
Ковши миксерного типа имеют существенные преимущест-
ва перед грушевидными ковшами. При их использовании отпадает
необходимость иметь стационарный миксер в сталеплавильном
цехе. Ковш миксерного типа позволяет транспортировать жидкий
чугун по железной дороге на большие расстояния (до 50 км) от
одного завода к другому.
Рис. 17. Чугуновоз с ковшом миксерного типа
вместимостью 150 т
Шлаковозы имеют литую чугунную чашу круглого или
овального поперечного сечения вместимостью 11 и 16,5 м3 (рис.
18). Шлаковоз снабжен механизмом опрокидывания чаши.
Доменные воздухонагреватели
Воздух (дутьё), необходимый для горения топлива, перед
подачей в доменную печь (в верхнюю часть горна) нагревают в
специальных аппаратах - воздухонагревателях.
62
4270
Рис. 18. Шлаковоз с овальной чашей объемом 16,5 м3
Воздухонагреватель доменный - автономный высокотемпе-
ратурный теплообменник регенеративного типа1.
Каждая доменная печь оснащена тремя или четырьмя возду-
хонагревателями, образующими единый блок, основной функцией
которого является нагрев доменного дутья требуемого количества,
заданной температуры и определенного давления. В настоящее
время обычными значениями этих параметров являются: количе-
ство дутья - до 500 000 м3/ч, температура дутья - до 1350 °C и
выше, давление дутья перед фурмами - до 0,5 МПа. Эти парамет-
ры непосредственно связаны с объемом печи.
Имеется два типа воздухонагревателей - со встроенной бо-
ковой камерой горения и выносной камерой горения.
Современные воздухонагреватели проектируют на продол-
жительность срока службы 25 и более лет. Для достижения этой
цели используют прочные и надежные конструкционные и огне-
1 Регенератор - теплообменник периодического действия, в первом цикле
которого поверхность теплообмена (регенеративную огнеупорную насадку) на-
гревают за счет тепла отходящих газов или тепла продуктов сгорания, а во вто-
ром цикле происходит нагрев воздуха, продуваемого через насадку, за счет тепла,
аккумулированного огнеупорной кладкой.
63
упорные материалы. На рис. 19 представлена схема воздухонагре-
вателя с выносной камерой горения.
Воздухонагреватель работает в циклическом режиме: разо-
грев - охлаждение. Для разогрева воздухонагревателя в горелку 1
подают доменный газ и воздух. Газ сгорает в камере сгорания 2.
. 7400 , |
Рис. 19. Доменный воздухонагреватель
с выносной камерой горения
обеспечивается последовательной
Продукты сгорания, огибая
подкупольное пространст-
во 3, идут вниз через кана-
лы огнеупорной насадки 4.
Отдавая насадке тепло,
они охлаждаются до 300-
400 °C и отводятся через
дымовые клапаны в боров
к дымовой трубе.
После нагрева насад-
ку воздухонагревателя от-
соединяют от трубопрово-
да доменного газа и закры-
вают штуцер горелки и
дымовой клапан. Через
поднасадочное пространст-
во 5, насадку 4 и камеру
горения 2 подают воздух,
который через клапан го-
рячего дутья направляют в
воздуховод горячего дутья
и далее - в доменную печь.
Воздух, проходя через на-
гретую насадку 4, нагрева-
ется, а насадка охлаждается.
После охлаждения
насадки воздухонагрева-
тель вновь переводят в ре-
жим нагрева. Непрерыв-
ность подачи горячего дутья
заменой охлажденного возду-
хонагревателя разогретым.
Период нагрева насадки называют газовым, а период на-
грева воздуха - воздушным. Газовый период длится примерно 2 ч,
64
он более чем в 2 раза длиннее воздушного. Поэтому необходимо
иметь не менее трех воздухонагревателей, два из которых одно-
временно нагреваются.
Основным элементом воздухонагревателя является огне-
упорная насадка. Она представляет собой кладку из фасонных
кирпичей с вертикальным каналами сечения 45x45 или 60x60 мм с
толщиной стенки 40 мм или круглыми каналами диаметром 36-
45 мм. Нижнюю часть насадки делают из шамотных огнеупоров, а
верхнюю из высокоглиноземистых (62-72 % А12О3) и иногда из
динасовых (содержание SiO2 ~ 96 %) огнеупоров.
По мере охлаждения насадки температура дутья, выходяще-
го из воздухонагревателя, падает. Это недопустимо для нормаль-
ной работы доменной печи. Поэтому воздух нагревают до более
высокой температуры, чем это необходимо, а заданную темпера-
туру дутья поддерживают автоматически, подмешивая дозирован-
ное количество холодного воздуха в трубопровод горячего дутья
после воздухонагревателя.
Горячее дутье к доменной печи подают по воздухопроводу.
Воздухопровод опоясывает в виде кольца (кольцевой воздухопро-
вод) доменную печь. От кольцевого воздухопровода горячее дутье
поступает к фурмам, а через них непосредственно в доменную
печь. Воздухопровод горячего дутья имеет внутренний диаметр до
1400 мм, изнутри он защищен от воздействия высоких температур
огнеупорной и теплоизоляционной кладкой.
Подачу воздуха для нагрева и далее в доменную печь осу-
ществляют специальными высокопроизводительными центробеж-
ными машинами (турбовоздуходувками) с паротурбинными при-
водами. Если в дутье добавляют кислород (до 24-28 %), то его
вводят у воздуходувной машины. Природный газ, мазут и моло-
тый уголь добавляют в дутье через фурмы.
Очистка доменного газа
Очистка технологических газов - процесс отделения твер-
дых частиц от газа под воздействием инерционных или центро-
бежных сил, электрического напряжения или путем абсорбции и
фильтрации грязного газа через пористые фильтры.
Целью очистки газов является снижение концентрации
вредных веществ не выше допустимых санитарными нормами
65
(предельно допустимых концентраций ПДК). Немаловажное зна-
чение имеет и вопрос экономии сырых материалов и топлива:
пыль, содержащаяся в технологических газах, состоит из тех же
веществ и химических соединений, которые проплавляют в дан-
ном металлургическом агрегате. Поэтому улавливание пыли и по-
следующая ее утилизация имеет прямое отношение к снижению
удельных расходов сырых материалов на производство чугуна и
стали.
Очистка технологических газов металлургического произ-
водства сопряжена с рядом существенных особенностей: домен-
ный, конвертерный, коксовый газы, колошниковый газ установок
прямого восстановления оксидов железа взрывоопасны из-за вы-
сокого содержания СО и Н2. Кроме того, газы на выходе имеют
высокую температуру: конвертерные, электросталеплавильные
газы и газы ферросплавных печей - до 1700 °C, коксовый - до
1200 °C, доменный - 150-400 °C. Поэтому перед очисткой их
охлаждают. И, наконец, многие технологические газы содержат
оксиды серы, азота, углерода, иногда фтор и хлор.
Газообразные продукты доменной плавки образуют домен-
ный газ. Доменный газ с давлением 0,20-0,25 МПа и температу-
рой 150-400 °C отводят из печи четырьмя (на печи объемом
5000 м3 - восемью) газоотводами, которые попарно соединены в
нисходящие газопроводы грязного газа. Доменный газ помимо
газообразных продуктов содержит до 60 г/м3 пыли. Такой газ
нельзя использовать для работы отопительных устройств. Газ не-
обходимо очистить до содержания пыли ~ 0,005 г/м3. Это осуще-
ствляется при помощи системы очистки, которая имеет три ста-
дии, основанных на сухом и мокром способах:
1. Грубая - сухим способом в пылеуловителях до содержа-
ния пыли 1-3 г/м3 (осаждается до 80 % пыли).
2. Полутон кая - мокрым способом в скрубберах и трубах -
распылителях Вентури до 0,5-1,5 г/м3.
3. Тонкая - в трубах - распылителях Вентури, сухим или
мокрым способом в электрофильтрах до 0,001-0,005 г/м3. На мно-
гих заводах используют также сухую очистку в тканевых
фильтрах.
Стадии очистки протекают последовательно: после грубой
очистки следует полутонкая, а затем тонкая.
66
Схема инерционного сухого пылеуловителя представлена на
рис. 20. Очистка газа происходит под действием силы тяжести.
При поступлении газа в большой объем скорость газового потока
резко уменьшается, и происходит осаждение из него пыли. Пыль
собирается на дне пылеуловителя.
Рис. 20. Схема устройства сухого пылеуловителя:
/ - газопровод грязного доменного газа; 2,3 - трубы; 4 - пылеуловитель
Очистка газа в скрубберах (рис. 21) основана на смачивании
частичек пыли водой и удалении их в виде шлама (илистого осад-
ка). Скруббер представляет собой металлический резервуар высо-
той до 35 м и диаметром 4-6 м. Внутренняя полость скруббера
67
заполнена несколькими ярусами деревянных насадок. Насадки
орошают брызгалами, установленными в верхней части. Грязный
газ из инерционного пылеуловителя с большой скоростью посту-
пает в нижнюю часть скруббера радиально под углом 50 °. Круп-
ные частицы пыли, соприкасаясь с водой, смачиваются и осажда-
ются на днище, а мелкие частицы газом увлекаются вверх. На-
встречу газу движутся мелкие капельки воды, образующие туман.
Вода, соприкасаясь с горячим газом, испаряется и насыщает газ
парами, при этом газ охлаждается. Мелкие частицы пыли увлаж-
няются, прилипают к насадкам и смываются струями воды в ниж-
нюю часть скруббера, откуда в виде шлама через водослив на-
правляются в отстойные бассейны. Газ, очищенный и охлажден-
ный до 40 °C, выходит из скруббера и направляется к трубам -
распылителям Вентури.
Труба - распылитель (рис. 22) представляет собой верти-
кальную трубу с пережимом. В пережим трубы, в котором ско-
рость газа увеличивается в 2-3 раза, через специальные форсунки
под большим давлением подается вода. Турбулентное движение
газа и водяной туман создают благоприятные условия для коагу-
ляции (слипания) частичек пыли, которые осаждаются на выходе
из трубы и уходят в виде шлама в отстойник. После труб Вентури
устанавливают дроссельное (пережимное) устройство с клапанами
и водяными форсунками. Оно создает и регулирует повышенное
давление газа в трубопроводах и в доменной печи.
Дроссельная группа является эффективным устройством для
укрупнения частиц пыли и действует аналогично трубам Вентури.
Поэтому на некоторых заводах не используют трубы Вентури по-
сле скруббера.
После дроссельного устройства устанавливают электро-
фильтр. Электрофильтр представляет собой металлический ци-
линдр, внутри которого расположен набор металлических трубок
диаметром 325 мм и длиной ~ 4 м. Внутри трубок протянута про-
волока. К трубкам (положительный электрод) и проволокам (от-
рицательный электрод) подводят ток высокого напряжения 50-
100 кВ. Между электродами возникает коронарный разряд, газ ио-
низируется. Отрицательные ионы газа осаждаются на частицах
пыли и влаги, сообщая им отрицательный заряд. Пыль прилипает
к положительно заряженным анодам - трубкам. В сухих электро-
68
Рис. 21. Скруббер для полутонкой
очистки доменного газа
Рис. 22. Труба - распылитель Вентури
для полутонкой и тонкой очистки
доменного газа
фильтрах ее удаляют встряхиванием трубок, в мокрых - смывани-
ем водой. Затем газ поступает в инерционные водоотделители, в
которых отделяется наиболее крупная пыль и капли воды. Далее
69
газ поступает в заводской коллектор чистого доменного газа и по
нему - к потребителю.
Все аппараты, расположенные между доменной печью и
дроссельной группой, работают под повышенным давлением на
колошнике до 0,25-0,30 МПа. В последние годы многие доменные
печи с целью экономии энергоресурсов оборудуют газовыми ути-
лизационными бескомпрессорными турбинами - ГУБТ, которые
вырабатывают электроэнергию за счет использования энергии по-
вышенного давления доменного газа. Подаваемый в ГУБТ домен-
ный газ высокого давления обеспечивает вращение турбины, яв-
ляющейся приводом электрогенератора; давление газа в турбине
снижается до атмосферного. ГУБТ позволяет возвратить до 40 %
энергии, израсходованной на сжатие доменного дутья, при этом
себестоимость электроэнергии примерно в 2 раза ниже, чем при её
выработке на заводской ТЭЦ.
Разливка чугуна
На металлургических заводах не весь жидкий чугун перера-
батывают в сталь. Часть чугуна разливают в небольшие слитки
(чушки) массой 45-50 кг для создания запаса или продажи другим
потребителям.
Разливку чугуна осуществляют на разливочных машинах,
установленных в отделении разливки доменного цеха.
Разливочная машина представляет собой направленный
вверх конвейер из двух бесконечных цепей с закрепленными на
них корытообразными изложницами (мульдами). Жидкий чугун из
чугуновоза при кантовании (наклоне) попадает в футерованный
разливочный желоб, оканчивающийся двумя сливными носками, а
из них - в мульды. Наполненные чугуном изложницы движутся
наклонно вверх, охлаждаются водой из труб с брызгалами. В
верхней части мульды опрокидываются, и затвердевший чугун в
виде чушек вываливается из них и по желобам погрузочных уст-
ройств загружается в железнодорожные платформы.
Порожние мульды в опрокинутом положении движутся
сверху вниз к заливочной части машины. При движении вниз
мульды опрыскиваются известковым раствором для предотвраще-
ния приваривания чугуна.
Производительность конвейерной машины - 1800 т/сут,
угол наклона ленты ~ 9 °, скорость движения ленты 7-13 м/мин.
70
3. доменный процесс
Доменный процесс - комплекс физико-химических процес-
сов, протекающих в доменной печи и обусловливающих получе-
ние чугуна из железной руды или продуктов ее подготовки -
агломерата и окатышей с использованием кокса1 в качестве ос-
новного источника тепла и основного восстановителя.
Горение топлива в горне доменной печи
Горение - сложный физико-химический процесс, основой
которого является быстропротекающая химическая реакция окис-
ления, сопровождающаяся выделением значительного количества
теплоты и обычно ярким свечением (пламенем).
Горение топлива - кокса и его заменителей (молотого угля,
мазута, природного газа) - происходит в горне доменной печи в
среде нагретого до 1100-1350 °C воздуха (горячего дутья), пода-
ваемого в горн печи через воздушные фурмы. Дутье обогащают
кислородом до 24-28 %. Под воздействием воздушной струи слой
кокса перед фурмами разрыхляется с образованием полостей, где
горящие куски кокса, захваченные газовым потоком, совершают
циркуляционные перемещения (рис. 23). Куски кокса, упавшие
сверху в полость, захватываются газовыми струями и движутся от
фурмы к задней стенке очагов горения.
Полости перед фурмами называют очагами или зонами го-
рения кокса. В этих зонах горит также топливо, вдуваемое с воз-
душным дутьем. Характерными параметрами зоны горения явля-
ются ее геометрические размеры (глубина и высота простирания)
и температура газа. Эти параметры оказывают большое влияние
на работу доменной печи. Глубина зоны горения достигает 1500-
1900 мм. При диаметре горна 14 м доменной печи объемом ~
4500 м3 и его площади 620 м2 площадь зоны горения кокса, распо-
ложенная по внешнему контуру горна, составляет 70-85 м2 или
11-14 %.
1 Кокс является дефицитным и дорогим продуктом. Поэтому стремятся по
возможности заменить кокс другими материалами - углем, мазутом, природным
газом. В этом случае в процессах восстановления оксидов железа принимает уча-
стие и содержащийся в материалах водород.
71
Рис. 23. Схема циркуляции кокса
у фурмы доменной печи:
а - в вертикальной;
6 - в горизонтальной плоскости
Рис. 24. Схема окислительной зоны
перед фурмой доменной печи:
1 - кислородная зона;
2 - углекислотная зона.
Сгорание кокса происходит на поверхности кусков в резуль-
тате взаимодействия с окислительными газами, рис. 24. Во внут-
ренней, прилегающей к фурме части зоны горения (кислородная
зона 7), углерод, реагируя с кислородом, окисляется до СО2:
С + О2 = СО2 + 402,2 кДж/моль С.
В периферийной (углекислотной) 2 части зоны горения, где
кислород уже израсходован и содержится лишь СО2, углерод
окисляется (газифицируется), реагирует с СО2:
С + СО2 = 2СО - 166,3 кДж/моль С.
Суммарная реакция сгорания представляется уравнением:
С + 0,5О2 = СО + 117,95 кДж/моль С.
Изменение состава газа в окислительной зоне показано на
рис. 25. При использовании как окислителя сухого воздуха состав
72
Рис. 25. Изменение состава газа
и температур в зоне горения
у фурм доменной печи
Расстояние от торца <рургщм
горнового газа будет следующим: 34,7 % СО и 65,3 % N2. Обога-
щение дутья кислородом способствует повышению содержания
СО в газе. Увлажнение дутья вызывает появление в горновом газе
водорода вследствие течения реакции:
С + Н2О = СО + Н2 - 124,9 кДж/моль С.
При воздушном дутье температура в центре окислительной
зоны, где идут экзотермические реакции окисления углерода до
СО2, достигает 1900-2100 °C, а на границе окислительной зоны
снижается до 1650-1600 °C вследствие протекания эндотермиче-
ской реакции:
С + СО2 = 2СО - 166,3 кДж/моль С.
В центральной части горна температура составляет 1400—
1500 °C.
Поскольку кокс является дорогим и дефицитным мате-
риалом, то стремятся к снижению его расхода за счет вдувания в
горн через воздушные фурмы различных углеродсодержащих ве-
ществ - молотого угля, мазута, природного газа.
Вдувание молотого угля. Основной эффект от применения
молотого угля заключается в непосредственной замене углерода
кокса углеродом каменного угля. Уголь практически не содержит
73
водорода, и поэтому в отличие от углеводородов он не влияет на
ход восстановительных процессов.
На лучших заводах мира расход молотого угля достигает
200 кг/т, при этом расход кокса не превышает 300 кг/т (расход
кокса при работе доменных печей по обычной технологии состав-
ляет 500-600 кг/т).
Вдувание природного газа. Этот вид интенсификации до-
менного процесса наибольшее распространение получил на отече-
ственных заводах. Основу природного газа составляет метан СИ».
В горне происходит неполное горение газа с образованием СО и Н2:
СН, + 0,5О2 = СО + 2Н2 + 37 250 Дж.
При этом горновой газ обогащается водородом до 8-15 %.
При вдувании природного газа расход кокса снижается как за счет
образования дополнительного тепла, так и за счет повышения сте-
пени косвенного восстановления (участие в процессах восстанов-
ления водорода). При вдувании природного газа необходимо обо-
гащение дутья кислородом до 25-30 %.
Средний расход природного газа составляет 100 м3/т чугуна.
Вдувание мазута. Мазут состоит из сложных углеводоро-
дов Ст Нп. Он оказывает аналогичное природному газу воздейст-
вие на доменную плавку. Отличие заключается в том, что теплота
сгорания мазута (~40 000 кДж/кг) выше, чем у природного газа
(~36 000 кДж/м3), и он вносит меньше водорода. Мазут вдувают в
распыленном виде.
Применение молотого угля, природного газа и мазута, вду-
ваемых в горн, позволяет снизить расход кокса и повысить произ-
водительность доменных печей.
Для примера приведем данные по расходу топлива на 1 т чу-
гуна на одной из печей среднего объема: кокса 280 кг, угля 70 кг и
мазута 80 кг при обогащении дутья кислородом до 25 %.
Количество сжигаемого кокса в сутки, отнесенное к 1 м3 по-
лезного объема печи, называют интенсивностью доменной плавки
Л, т/(м3 сут). При использовании дополнительного топлива интен-
сивность рассчитывают по суммарному количеству углерода,
сожженного в сутки на 1 м3 полезного объема печи. Количество
сожженного топлива определяет суточную производительность
доменной печи.
74
Движение материалов в доменной печи
Шихтовые материалы, загруженные на колошник (верхнюю
часть доменной печи) медленно опускаются. Опускание связано с
тем, что в горне печи сгорает кокс, образуются жидкие продукты
плавки, через летки почти непрерывно или периодически выпус-
кают жидкие чугун и шлак. Длительность пребывания материалов
в доменной печи составляет 4-6 ч. Навстречу твердым материалам
с большой скоростью по всему сечению печи движется газовый
поток. Газы образуются при сгорании топлива около фурм. Дли-
тельность пребывания газа в доменной печи ~ 3 с. За это время
газы максимально отдают тепло холодным материалам и восста-
навливают оксиды металлов. Противоток движущихся сверху вниз
холодных твердых материалов и снизу вверх горячих газов обес-
печивает высокие скорости тепло- и массообменных процессов.
Важную роль в работе доменной печи играет распределение
газового потока по сечению шахты и колошника. Его регулирова-
ние осуществляют изменением высоты (уровня) столба шихтовых
материалов на колошнике и порядком засыпки материалов на ко-
лошнике.
Физико-химические процессы в доменной печи
Нагрев шихты. В зоне сгорания кокса температура состав-
ляет 1900-2100 °C, газообразные продукты сгорания (СО, СО2, Н2,
Н2О), азот воздуха нагреваются до высокой температуры и уст-
ремляются вверх. Тепло газов передается твердым материалам.
Степень нагрева материалов зависит от того, как далеко они рас-
положены от горна и какой газопроницаемостью обладают. В
верхней части горна температура газов достигает 2000 °C, в рай-
оне распара печи - 1200 °C, в нижней части шахты - 1100 °C. Га-
зы, достигшие колошника, успевают отдать большую часть тепла
шихтовым материалам и имеют температуру 200-400 °C.
При опускании шихтовые материалы изменяют свой состав
и свойства. В них протекают следующие процессы: удаление вла-
ги и летучих веществ, размягчение, восстановление оксидов ме-
таллов, плавление, образование чугуна и шлака.
Удаление влаги и летучих веществ. При нагревании мате-
риалов (руды, агломерата, окатышей, флюсов) до 100-200 °C из
75
них удаляется физическая (гигроскопическая) влага. При темпера-
туре 200-500 °C из материалов удаляется химически связанная в
соединения (гидратная) влага. Из кокса при 300-400 °C удаляются
остатки летучих веществ органического происхождения (СО2,
СНд, Н2).
При температуре ~ 1000 °C происходит интенсивное разло-
жение углекислых соединений - карбонатов СаСОз и MgCO3 по
реакциям:
СаСОз = СаО + СО2 - Qt;
MgCO3 = MgO + со2 - q2.
Эти реакции эндотермические, т. е. протекают с поглощени-
ем тепла. Образующийся при разложении карбонатов углекислый
газ СО2 реагирует с углеродом кокса также с поглощением тепла
по реакции:
С + СО2 = 2СО - Q3.
В современной технологии доменного производства с целью
экономии кокса известняк и доломит в шихту практически не вво-
дят, а для получения шлака надлежащей основности используют
офлюсованные агломерат и окатыши. Выведение из шихты 1 кг
известняка позволяет экономить 0,4 кг кокса.
Восстановление железа. Восстановителями оксидов железа
могут выступать углерод кокса С, газы СО и Н2. Восстановление
твердым углеродом называют прямым, а восстановление газами -
косвенным.
Процесс восстановления железа в доменной печи протекает
следующим образом. Во всем объеме печи, начиная от верха ко-
лошника до участков с температурой 900-1000 °C, протекают
процессы косвенного восстановления оксидов газом СО и частич-
но Н2. В этой зоне косвенного восстановления высшие и средние
оксиды железа успевают восстановиться до FeO:
3Fe2O3 + СО = 2Fe3O4 + СО2 + 57,74 кДж;
Fe3O4 + СО = 3FeO + СО2 - 36,68 кДж;
3Fe2O3 + Н2 = 2Fe3O4 + Н2О - 4,2 кДж;
Fe3O4 + Н2 =3FeO + Н2О - 62,4 кДж.
76
Часть оксидов железа восстанавливается до железа, при-
чем частицы восстановленного железа обнаруживаются в шихте
уже на уровне колошника при температурах менее 570 °C:
Fe3O4 + 4СО = 3Fe + 4СО2;
Fe3O4 + 4Н2 = 3Fe + 4Н2О.
В зоне высоких температур (>900-1000 °C) располагается
зона смешанного восстановления: часть FeO восстанавливается до
железа как косвенным, так и прямым путем из твердой или жид-
кой фазы:
FeO + С = Fe + СО - 152,67 кДж.
В зонах с температурами свыше 1100-1250 °C, когда сфор-
мировался жидкий шлак, в котором растворены оксиды железа,
железо восстанавливается прямым путем из жидкого шлака при
стекании его капель вниз между кусками кокса. Железо при вос-
становлении получается в твердом виде и имеет форму губки.
Схема расположения зон косвенного, смешанного и прямого вос-
становления оксидов железа в доменной печи показана на рис. 26.
В зоне горна восстановленное железо растворяет углерод,
температура плавления железа резко понижается с 1539 до
1147 °C (при эвтектическом содержании углерода 4,3 %), железо с
растворенным углеродом переходит в жидкое (расплавленное) со-
стояние, образуя чугун. В него переходят также восстановленные
другие элементы и сера. В доменной печи железо восстанавлива-
ется почти полностью. Степень восстановления железа составляет
0,990-0,998, что означает, что 99,0-99,8 % железа переходит в чу-
гун и лишь 0,2-1,0 % остается в шлаке.
Необходимо отметить, что приведенная запись реакции
прямого восстановления не отражает механизма ее протекания.
Дело в том, что непосредственное взаимодействие углерода с
твердыми оксидами ограничено, так как поверхность контакта
между неровными кусками очень мала. Фактически прямое восста-
новление протекает через газовую фазу и состоит из двух стадий:
FeO + СО = Fe + СО2;
СО2 + С = 2СО,
что после суммирования дает итоговую реакцию прямого восста-
новления:
FeO + С = Fe + СО.
77
Рис. 26. Расположение зон
косвенного (7),
смешанного (II)
и прямого (III)
восстановления
в доменной печи
Степень прямого восстановле-
ния оксидов железа в доменных печах
зависит от многих параметров (темпе-
ратуры дутья, вдувания природного
газа, мазута или молотого угля, давле-
ния газа на колошнике и др.) и колеб-
лется в пределах 20-60 %.
Наряду с железом в доменной
печи восстанавливаются другие эле-
менты - Si, Мп, Р, V, Сг и др. После
восстановления они переходят в чугун.
Железо выступает катализатором ре-
акций восстановления примесных
элементов.
Восстановление кремния про-
текает по реакции прямого восстанов-
ления:
SiO2 + 2С = Si + 2СО - 636,760 кДж.
Восстановлению кремния спо-
собствуют высокие температуры в зо-
не горна, а также кислые шлаки, в ко-
торых основность (отношение концен-
трации оксидов кальция и кремния в
шлаке) (% СаО) / (% SiO2) < 1. В чугу-
не, предназначенном для последующе-
го передела в сталь (передельном чу-
гуне), концентрация кремния обычно
составляет 0,5-0,8 %.
Восстановление марганца. В состав руд марганец входит в
виде оксидов МпО2, Мп2О3, Мп3О4. Эти оксиды легко восстанав-
ливаются до МпО косвенным путем. Низший оксид марганца -
МпО является химически более прочным и восстанавливается
прямым путем, требуя значительного расхода тепла:
МпО + С = Мп + СО - 298,3 кДж.
В доменной печи восстанавливается 55—65 % содержащихся
в шихте оксидов марганца. В современной технологии доменной
плавки в шихту марганцевую руду не вводят, и чугун содержит
столько марганца (от 0,1 до 0,3-0,5 %), сколько его восстанавли-
78
вается из оксидов марганца, содержащихся в железных рудах в
качестве примесей. Восстановлению марганца способствует по-
вышенная концентрация оксидов марганца в шихте, повышенная
температура в горне и основность шлака (% СаО)/ (% SiO2) >1.
Присутствие марганца в чугуне, предназначенном для передела в
сталь, в количествах 0,5-1 % желательно, поскольку это улучшает
шлакообразование в конвертерном процессе производства стали.
Восстановление фосфора. Фосфор в большинстве случаев
отрицательно влияет на свойства чугуна и стали. Поэтому стре-
мятся ограничить содержание этого элемента в чугуне. Фосфор
попадает в доменную печь с минералами пустой породы руды,
агломерата или окатышей. Чаще всего фосфор находится в пустой
породе в виде прочного соединения соли тетракальцийфосфата
(СаО)4 • Р2О5. Данная соль в присутствии кремнезема при высоких
температурах разлагается с образованием фосфорного ангидрида
Р2О5, который восстанавливается углеродом прямым путем с
большой затратой тепла:
(СаО)4 • Р2О5 + 4SiO2 = 4(СаО • SiO2) + Р2О5;
Р2О5 + 5С = 2 Р + 5СО - Q.
В реальных условиях доменной плавки при основности
шлака (% СаО)/ (%SiO2) = 1,1-5-1,25 оксид Р2О5 является непроч-
ным, легко восстановимым, и весь фосфор шихты переходит в чу-
гун. Добиться получения чугуна с низким содержанием фосфора
можно, лишь применяя низкофосфористую шихту или проводя
внедоменное удаление фосфора.
Восстановление других элементов. О возможности вос-
становления элементов в условиях доменной плавки судят по ве-
личине их химического сродства к кислороду, определяемой из-
менением энергии Гиббса ДС°98 образования оксидов из чистого
элемента при стандартных условиях.
По возрастанию сродства к кислороду элементы располага-
ются в следующем порядке: Си, As, Ni, Fe, Р, Zn, Мп, V, Сг, Si, Ti,
Al, Mg, Ca. Соответственно, степень восстановления элементов в
доменной печи тем меньше, чем правее стоит элемент в приведен-
ном ряду по отношению к железу.
Такие элементы, как никель, медь, мышьяк, подобно железу
и фосфору, почти целиком восстанавливаются в печи и переходят
в чугун.
79
Ванадий и хром восстанавливаются подобно марганцу - со-
ответственно на 70—80 и 80—90 %, а титан — аналогично кремнию,
хотя степень его восстановления значительно ниже. Алюминий,
магний и кальций в доменной печи не восстанавливаются.
Образование чугуна. Окончательно чугун в расплавленном
состоянии формируется в горне. Восстановленное железо, перво-
начально находящееся в твердом состоянии, растворяет углерод,
температура сплава железа и углерода понижается, сплав перехо-
дит в жидкое состояние, образуя чугун. Восстановленные элемен-
ты — марганец, кремний, фосфор и другие растворяются в чугуне.
В чугуне растворяется также сера шихтовых материалов и золы
кокса. Содержание углерода в чугуне зависит от его температуры
и состава и колеблется в пределах 4,3-5,3 %.
Шлакообразование. Параллельно с образованием чугуна в
доменной печи образуется шлак из невосстановившихся оксидов
CaO, MgO, А12О3, SiO2, содержащихся в пустой породе сырых ма-
териалов, флюсов и золы кокса, а также небольших количеств
MnO, FeO и CaS.
Процесс шлакообразования заключается в получении легко-
плавких соединений, температура плавления которых гораздо ни-
же температуры плавления каждого из входящих в состав шлака
оксидов в отдельности (см. раздел «Флюсы»). Шлак в доменной
печи образуется в результате расплавления пустой породы руды,
агломерата, окатышей и флюса, к которым впоследствии присое-
диняется зола кокса.
При опускании в печи шихтовых материалов сохраняется их
слоевое расположение (чередование слоев агломерата и кокса), и
материалы остаются твердыми до поступления в участки печи с
температурой около 1000-1100 °C, где начинается пластичная зо-
на за счет размягчения железорудных материалов. Ниже этой зоны
при температурах 1200-1250 °C происходит образование первич-
ного шлака за счет расплавления части оксидов. Первичный шлак
характеризуется повышенной концентрацией МпО и FeO (до 6-10
и 25—30 % соответственно). Количество первичного шлака неве-
лико. Этот шлак стекает вниз, нагревается и изменяется по составу
и количеству. В нем увеличивается содержание CaO, MgO, А12О3,
SiO2; содержание МпО и FeO уменьшается вследствие восстанов-
ления оксидов марганца и железа. Когда шлак попадает в горн пе-
чи, почти все железо и основное количество марганца успевают
80
восстановиться. На горизонте фурм в шлак переходит зола кокса.
В конечном шлаке полностью растворяется известь. В шлаке рас-
творяется также сульфид кальция, образующийся за счет взаимо-
действия оксида кальция с серой.
Важнейшими характеристиками шлака являются температу-
ра плавления и текучесть (вязкость). Первичные лекгоплавкие
шлаки имеют большую плотность вследствие высокого содержа-
ния в них оксидов FeO и МпО. Такие шлаки, как правило, быстро
стекают в горн. Время их собственного прогрева значительно со-
кращается, и в горне печи на них тратится большое количество
тепла не только для восстановления оксидов железа и марганца
твердым углеродом, но и для нагрева. Вязкий шлак опускается
медленно и задерживает сход шихты у стен, как бы «приклеивая»
к стенам печи твердые и размягченные куски шихты. Кроме того,
вязкий шлак, заполняя пространство между кусками шихты и кок-
са, ухудшает газопроницаемость шихты, приводит к расстройству
хода печи.
Следовательно, при подборе шихты необходимо избегать
очень вязких и чрезмерно текучих первичных шлаков. Для ровной
экономичной работы доменной печи необходимо, чтобы шлак был
достаточно текучим при 1400-1500 °C.
На вязкость и тугоплавкость шлаков оказывает влияние их
химический состав, соотношение концентрации СаО, MgO, А120з,
SiO2. Важной характеристикой шлака является его основность.
В зависимости от отношения концентраций основных (СаО,
MgO, BaO, FeO, МпО) и кислотных (SiO2, TiO2, Р2О5) оксидов
шлаки делятся на кислые и основные.
К кислым относятся шлаки, для которых (% СаО)/ (% SiO2)
менее 1, а к основным - шлаки с основностью 1,20 и более. Шла-
ки, имеющие основность от 1,0 до 1,20, принято называть шлака-
ми с пониженной основностью.
Преобладание кремнезема и глинозема над известью делает
шлаки густыми, тягучими, медленно застывающими и переходя-
щими при охлаждении в стекловидную массу.
Шлаки, для которых (% СаО)/ (% SiO2) = 1 или немного бо-
лее, в расплавленном состоянии жидкие, текучие, но для расплав-
ления их требуется значительное количество теплоты. Застывают
такие шлаки быстро, при охлаждении не проходят через тестооб-
разное состояние. В застывшем виде имеют камневидный излом.
81
При повышенной основности (% СаО)/ (% SiO2) > 1,4 шлаки резко
теряют свою текучесть, делаются густыми, но не тягучими. При
охлаждении они рассыпаются в порошок.
Основные шлаки способствуют удалению из чугуна серы,
восстановлению железа и марганца, а кислые шпаки — восстанов-
лению кремния. Для обеспечения ровной и экономичной работы
доменных печей при выплавке передельного чугуна основность
конечного шлака (% СаО) / (% SiO2) поддерживают в пределах
1,10—1,25. Такой шлак обладает хорошей жидкотекучестью при
температурах > 1400 °C.
В конечном шлаке доменных печей сумма концентраций
трех оксидов % СаО + % SiO2 + % А12О3 = 85 + 95 %. Кроме того,
шлак содержит 2-10 % MgO, 0,2 - 0,6 % FeO, 0,3 - 3,0 % МпО и
1,5-2,5 % S в виде CaS. Содержание в шлаке 5-8 % MgO обеспе-
чивает хорошую текучесть шлака.
В уральских титаномагнетитовых рудах содержится до 3 %
TiO2. Оксид титана TiO2 в основных шлаках повышает их вяз-
кость, в кислых шлаках увеличение содержания TiO2 до 17 % не-
значительно изменяет вязкость.
Поведение серы. Сера является для большинства марок
стали вредной примесью, понижающей свойства металла. На всех
стадиях производства стараются снизить содержание серы в ме-
талле. В чугуне может растворяться до 0,9 % серы.
Сера в доменную печь вносится железосодержащими мате-
риалами (рудой, агломератом, окатышами), флюсами и коксом. В
доменной печи сера распределяется между чугуном, шлаком, га-
зом и пылью. Сера может улетучиваться в виде паров сернистого
газа SO2, сероводорода H2S и других газообразных соединений.
При горении кокса часть серы может окисляться до SO2 и уно-
ситься газами.
Однако, значительная часть серы (60-80 %) остается в печи
и переходит в чугун и шлак. Распределение серы между чугуном и
шлаком описывается реакцией:
Fe + [S] + (СаО) = (FeO) + (CaS).
Константа равновесия этой реакции равна
js _ ^<C.S) ' ^<FeO)
^|S) ’
82
где ар] - активность серы, растворенной в чугуне; Я(СаО), й(?еО),
a(CaS) - активности оксида кальция СаО, оксида железа (П) FeO и
сульфида кальция CaS, растворенных в шлаке.
Процесс удаления серы из металла называют десульфураци-
ей. Показателем процесса десульфурации металла служит коэф-
фициент распределения серы между шлаком и металлом, выводи-
мый из константы равновесия:
£ _ ^(CiS) _ Д(СЮ)
Отсюда следует, что десульфурация металла шлаком проис-
ходит тем полнее при данной температуре (выше значение коэф-
фициента распределения серы Zs), чем выше активность (в первом
приближении концентрация) оксида кальция Д(саО) в шлаке и чем
ниже активность (концентрация) в нем оксида железа а^еоу Для
обеспечения наилучших условий десульфурации необходимо ра-
ботать на основных известковистых шлаках при высокой темпера-
туре в горне. С ростом основности шлака повышается а(СаО). Вы-
сокая температура необходима для обеспечения хорошей жидко-
подвижности (текучести) шлака, обуславливающей протекание
реакции удаления серы с высокой скоростью. Процесс десульфу-
рации чугуна протекает в горне доменной печи ниже оси воздуш-
ных фурм, когда капли образовавшегося чугуна стекают в горн,
проходя через слой шлака.
При выплавке передельных чугунов значение упрощенного
коэффициента распределения серы
£s = (S)/[S],
где (S) и [S] - содержание серы соответственно в шлаке и чугуне, %,
при основности шлака 1 и более составляет 30-70. При меньшей
основности L s может достигать 20 и менее. Содержание серы в
чугуне составляет 0,015-0,050 %, в шлаке - 0,55-2,0 %.
Удаление серы из чугуна может происходить и после вы-
пуска металла из печи в ковш по реакции с марганцем:
[S] + [Мп] = (MnS),
равновесие которой сдвигается в сторону перехода серы в шлак по
мере понижения температуры.
83
Эта реакция играет второстепенную роль при выплавке пе-
редельных чугунов с пониженной концентрацией марганца.
На современных заводах при выплавке сталей с особо низ-
ким содержанием серы < 0,005 % (автомобильный лист, стали для
труб магистральных газо- и нефтепроводов и др.) проводят де-
сульфурацию чугуна в ковшах после выпуска из доменной печи.
Внедоменная обработка чугуна
Внедоменную обработку чугуна осуществляют в чугуновоз-
ных ковшах грушевидного или миксерного типа. Она ставит своей
целью снижение в чугуне содержания серы, кремния и фосфора.
Соответственно процессы называют десульфурацией, десиликони-
зацией и дефосфорацией. Внедоменную обработку чугуна обычно
проводят путем вдувания в расплавленный чугун соответствую-
щих реагентов. Схема процесса внедоменной обработки чугуна
показана на рис. 27.
Рис. 27. Схема внедоменной обработки чугуна:
1 - бункер-накопитель с реакционными материалами; 2 - бункеры-нагнетатели
порошкообразных материалов; 3 — ковш миксерного типа, 4 — грушевидный
ковш; 5 - фурмы для ввода порошкообразных реагентов в жидкий чугун
Дня удаления серы используют специально подготовленные
шлакообразующие смеси на основе извести с флюсующими мате-
84
риалами, вдувают гранулированный магний или карбид кальция
СаС2. При этом протекают реакции:
[С] + [S] + (СаО) = (CaS) + {СО};
[S] + [Mg] = (MgS);
[S] + СаС2„ = CaS + 2[С].
По одной из технологий внедоменной десульфурации чугу-
на путем обработки специально приготовленным (синтетическим)
шлаком на основе СаО, А12О3, SiO2, MgO достигают значения
L's > 500 и содержания серы в металле менее 0,0010 % (ультраниз-
кие содержания серы).
Удаление кремния достигают путем вдувания в чугун моло-
той железной руды:
3[Si] + 2(Fe2O3) = 3(SiO2) + 4[Fe].
Удаление фосфора происходит при обработке чугуна специ-
ально приготовленными шлаковыми известковорудными смесями:
2[Р] + 5(FeO) + З(СаО) = (ЗСаОР2О5) + 5[Fe].
При обработке чугуна в ковшах содой (Na2CO3) путем вду-
вания происходит удаление всех трех элемеигов. В объеме метал-
ла происходит диссоциация соды:
Na2CO3 = (Na2O) + {СО2}.
Получающиеся при этом оксид углерода СО2 окисляет
кремний и фосфор, а оксид натрия, являясь более сильным осно-
ванием, чем СаО, связывает оксиды кремния и фосфора в прочные
силикаты и фосфаты.
Суммарные реакции взаимодействия соды с кремнием, фос-
фором и серой чугуна записываются следующим образом:
[Si] + 2Na2CO3 = (2Na2OSiO2) + 2{СО};
2[Р] + 5Na2CO3 = (3Na2OP2O5) + 2(Na2O) + 5{CO};
2[S] + Na2CO3 = (Na2S) + {SO2}+{CO}.
На рис. 28 приведены обобщенные данные японской прак-
тики обработки чугуна содой. Как видно из рисунка, реакции уда-
ления примесей чугуна с помощью соды протекают последова-
85
тельно: сначала преимущественно удаляется кремний, затем фос-
фор, сера удаляется в последнюю очередь. Удаление всех приме-
сей завершается при остаточном содержании каждого из них
0,005 %, то есть происходит глубокое рафинирование чугуна.
Расход соды составляет при этом 50-60 кг/т передельного чугуна.
Рис. 28. Изменение содержа-
ния примесей в передельном
чугуне при обработке (про-
дувке) его содой в ковше мик-
серного типа вместимостью
300 т (интенсивность продув-
ки 500-800 кг/мин)
Внедоменная обработка чугуна с целью уменьшения содер-
жания кремния, фосфора и серы благоприятно сказывается на
протекании сталеплавильных процессов, позволяет снизить расход
шлакообразующих материалов и получить сталь более высокого
качества с меньшими материальными затратами.
Обязательным условием успешной внепечной обработки чу-
гуна является скачивание шлака с поверхности металла до и после
обработки.
4. МАТЕРИАЛЬНЫЙ БАЛАНС ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ
Оценку минимального расхода углерода на восстановление
оксидов железа проведем по реакции:
Fe2O3 + ЗС = 2Fe + ЗСО;
160 г Fe2O3 + 36 г С = 112 rFe + 84 г СО.
На 1 т чугуна при содержании в нем 95,3 % Fe и 4,7 % С по-
надобится на восстановление (953/112)36 = 306 кг С. На наугле-
роживание чугуна до содержания углерода 4,7 % будет востребо-
86
вано 47 кг С. Часть углерода (примерно 59 кг на 1 т чугуна) тра-
тится на горение и выделение теплоты. Отсюда суммарный расход
углерода на образование 1 т чугуна будет равен 306 + 47 + 59 =
412 кг. Такое количество углерода может быть обеспечено при-
мерно 463 кг кокса в случае, если восстановление оксидов железа
и тепловые процессы будут осуществлены только коксом.
Самые крупные доменные печи в мире с диаметром горна
14 м и более и объемом 4500-5500 м3 производят в сутки более
12 000 т жидкого чугуна. В табл. 5 приводится примерный баланс
доменной плавки, при этом дается расход и приход материалов
как на 1 т чугуна, так и на суточную производительность в
12 000 т. Последнее дается с целью показать массу исходных ма-
териалов и получаемых продуктов, необходимых для перемеще-
ния в доменном цехе железнодорожным и трубопроводным
транспортом.
Таблица 5
Материальный баланс доменной плавки
Статьи баланса Расход на 1 т чугуна, т Расход на суточную производительность 12 000 т, т
Поступило, т: Железорудные материалы Кокс Вдуваемый уголь Горячее дутье Кислород ИТОГО: 1,6 0,36 0,12 1,36 (-1050 м3) 0,05 (-34 м3) 3,49 19200 4320 1440 16320 (~12,6-10б м3) 600 (~ 0,408-10бм3) 41880
Получили продуктов, т: Жидкого чугуна Жидкого атака Доменного газа Пыли и шлама ИТОГО: 1,0 0,32 2,16 т (-1700 м3) 0,01 3,49 12000 3840 25920 (20,40 106 м3) 120 41880
Дополнительно: - израсходовано воды на охлаждение - удалено загрязненного воз- духа от желобов литейного двора 20 м3 2000-3000 м3 240 000 м3 (24-36) 106 м3
87
5. УПРАВЛЕНИЕ РАБОТОЙ ДОМЕННОЙ ПЕЧИ
Доменный процесс является сложным физико-химическим
процессом с многочисленными входящими и выходящими пара-
метрами. Управление работой доменной печи осуществляется на
основе информационных технологий с центральной станции
управления, расположенной на территории доменного цеха и ос-
нащенной современной промышленной компьютерной техникой.
Задачей управления является ведение доменного процесса, обес-
печивающего безаварийную работу печи с высокой производи-
тельностью и получением продуктов заданного состава, темпера-
туры и качества. Это достигается равномерным и максимально
регулируемым ходом газа через столб шихтовых материалов и их
равномерным сходом.
Доменная печь оборудована большим количеством датчи-
ков, работающих в автоматическом режиме. Информация от них в
режиме текущего времени поступает на соответствующие вычис-
лительные машины. ЭВМ записывают и обрабатывают информа-
цию. В случае отклонения какого-либо параметра от заданных
значений ЭВМ дает рекомендации оператору по исправлению
создавшейся ситуации.
Назовем хотя бы некоторые контролируемые и регулируе-
мые параметры. Это состав, качество и количество шихтовых ма-
териалов, их распределение на колошнике; температура и расход
заменителей кокса (молотый уголь, мазут, природный газ); темпе-
ратура и распределение газа на колошнике, в районе стен и центре
доменной печи; распределение давления по высоте и сечению пе-
чи; тепловое состояние печи; температура кожуха печи, горна и
лещади по всему диаметру; температура и расход охлаждающей
воды; параметры чугуна и шлака на выпуске (состав, температура,
количество), параметры работы воздухонагревателей и системы
газоочистки доменного газа. Все параметры связаны воедино ма-
тематической моделью доменного процесса.
6. ПРОДУКТЫ ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ
Продуктами доменной плавки являются чугун, шлак, до-
менный (колошниковый) газ и пыль, извлекаемая из колошнико-
88
вого газа после его очистки, а также новый железосодержащий
материал, имеющий торговое название «Синтеком».
Чугун разделяется на три укрупненных класса: передель-
ный, литейный и специальный.
Передельный чугун в жидком или твердом состоянии ис-
пользуют для выплавки стали в кислородных конвертерах, марте-
новских и электродуговых печах. Его состав колеблется в преде-
лах 4,2-4,9 % С; 0,5-1,2 % Si; 0,2-1,0 % Мп; 0,15-0,20 % Р;
0,015-0,050 % S. Около 90 % выплавляемого чугуна предназначе-
но для передела в сталь.
Литейный чугун по сравнению с передельным имеет луч-
шую жидкотекучесть, позволяющую хорошо заполнять литейную
форму. Литейные чугуны делятся на классы в зависимости от со-
держания фосфора (от <0,1 до 1,2 %) и на марки по содержанию
кремния (от 0,5 до 3,75 %).
Специальные чугуны (доменные ферросплавы). К ним
относятся доменный ферромарганец с содержанием марганца
70-75 %; зеркальный чугун с содержанием 10-25 % Мп и < 2 % Si;
доменный ферросилиций с содержанием кремния 10-18 %. До-
менные ферросплавы используют при выплавке стали. Содержа-
ние углерода в них достигает 5-7 %.
К специальным чугунам относят также чугуны с особыми
свойствами - термостойкие, износостойкие и др. Для получения
особых свойств в чугуны вводят легирующие элементы (Сг, Ni,
Мп, Si и др.) Такие чугуны выплавляют либо в вагранках, либо в
индукционных печах.
Доменные шлаки содержат 35-40 % SiO2, 8-18 % А12О3,
40-46 % СаО, 2-10 % MgO и другие оксиды. Доменные шлаки
являются сырьем для последующих производств: цемента, вяжу-
щих веществ, растворов, бетонов, шлаковой пемзы, минеральной
ваты, балласта для железных дорог, щебня для шоссейных дорог,
теплоизоляционных и строительных материалов и др. Выход шла-
ка составляет 250-360 кг/т чугуна и определяется содержанием
пустой породы в железорудных материалах.
Доменный (колошниковый) газ - это газ, отводимый через
колошник из доменной печи. Выход колошникового газа состав-
ляет 1700-3000 м3/т чугуна. Газ при выплавке передельного чугу-
на содержит 25-32 % СО, 10-20 % СО2, 1,5-5 % Н2, 43-58 % N2,
89
0,1-0,3 % СН4. После очистки от пыли газ используют как топли-
во с теплотой сгорания 3600-3900 кДж/м3. При вдувании в домен-
ную печь природного газа содержание водорода в доменном газе
повышается до 6-8 %, иногда до 12 %, при этом теплота сгорания
возрастает до 4200 кДж/м3. Около 30-50 % доменного газа ис-
пользуют в доменном цехе для обогрева насадок воздухонагрева-
телей. Имеется технологический прием вдувания доменного газа в
доменную печь после частичного удаления СО2, что снижает рас-
ход кокса. Остатки доменного газа используют для отопления на-
гревательных печей прокатных цехов.
Колошниковая пыль - продукт грубой очистки колошни-
кового газа. Грубую очистку газа осуществляют в сухих пылеуло-
вителях, в которых осаждается до 65-80 % всей пыли, содержа-
щейся в доменном газе. Удельный выход колошниковой пыли со-
ставляет 25-75 кг/т чугуна. Она представляет собой смесь мелких
частиц (< 3 мм) всех компонентов шихты, загружаемых в домен-
ную печь: кокса, агломерата, окатышей и т. п. Колошниковую
пыль полностью возвращают в производство путем использования
ее в агломерационной шихте.
Сннтеком - новый железосодержащий материал, получае-
мый путем заливки железорудных окатышей или агломерата жид-
ким чугуном в различных соотношениях. Этот синтетический ма-
териал содержит одновременно железо, углерод и оксиды железа.
Синтеком используют как шихтовый материал в конвертерном и
электросталеплавильном процессах взамен чугуна или скрапа.
7. ОСНОВНЫЕ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ
ПОКАЗАТЕЛИ ДОМЕННОЙ ПЛАВКИ
Основными показателями, характеризующими работу до-
менной печи, являются: производительность в единицу времени
(сутки, год) и расход кокса на тонну выплавляемого чугуна.
Для оценки производительности доменных печей различ-
ного объема применяют показатель - коэффициент использова-
ния полезного объема (к.и.п.о.), равный отношению полезного
объема печи V (м3) к суточной производительности печи Р (т/сут):
к.и.п.о. = И/Р(м3-сут/т). Чем ниже к.и.п.о., тем более производи-
тельно работает доменная печь. За последние пятьдесят лет коэф-
90
фициент использования полезного объема улучшился почти вдвое,
с 1,15 до 0,55, а на передовых заводах он достигает 0,4 и ниже.
Показателем интенсивности плавки J является отношение
количества углерода топлива Ст (кокса и углесодержащих доба-
вок), израсходованного за сутки, к полезному объему печи V:
J=C1! К,т/(м3сут).
Показатель интенсивности плавки достигает значений
0,95-1,25 т/(м3 • сут).
Расход железосодержащих материалов определяется содер-
жанием железа в них, выносом их в виде колошниковой пыли и
потерей металла со шлаком, а также содержанием железа в чугуне.
Обычно он колеблется в пределах 1,5-1,9 т/т чугуна, а коэффици-
ент усвоения железа равен 0,98-0,99.
Удельный расход кокса, как отмечалось, составляет 400-
500 кг/т (например, на ОАО «Северсталь» - 418 кг/т, на ОАО
«ММК» - 439 кг/т, ОАО «НЛМК» - 444 кг/т). Количество пода-
ваемого дутья находится в пределах 1,6-2,3 м3 на 1 м3 объема печи
в час (1400-2000 м3/т). При вдувании в горн печи молотого угля,
мазута и природного газа расход кокса снижается.
Производительность труда составляет более 8000 т на одно-
го трудящегося в год.
8. ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ ДОМЕННОГО ПРОЦЕССА
Доменная печь, являющаяся одним из самых совершенных
металлургических агрегатов, прошла долгий путь своего развития.
Прообразом доменных печей являются сыродутные горны,
возникшие более 5000 лет тому назад, и домницы из средневеко-
вья. Топливом и восстановителем оксидов железа в этих агрегатах
являлся древесный уголь, получаемый путем нагрева древесины
без доступа воздуха. Первая доменная плавка на специально при-
готовленном каменном угле была проведена в 1619 г. в Англии. В
1735 г. в Англии был разработан способ коксования каменно-
го угля.
Использование кокса в доменной плавке позволило посте-
пенно отказаться от древесного угля, производство которого при-
вело к массовой вырубке лесов на больших площадях.
91
Развитие техники и технологии доменного производства
шло по пути увеличения полезного объема печей, усовершенство-
вания конструкций отдельных элементов, засыпных аппаратов,
холодильников, воздухонагревателей, газоочистных установок,
систем управления и др.
На рис. 29 для примера показано изменение профиля, разме-
ров и объема доменных печей Германии с 1861 по 1993 гг., а так-
же их суточной производительности: технический прогресс оче-
виден. Достижения последних лет позволили вывести из произ-
водства десятки старых доменных печей, многократно сократить
численность обслуживающего персонала, повысить производство
чугуна и производительность труда, существенно сократить на-
грузку на окружающую среду.
Современная технология доменной плавки включает ис-
пользование специально подготовленных железорудных материа-
лов (агломерата и окатышей), кокса с высокими металлургиче-
скими свойствами, применение дутья высокого давления (до
0,5 МПа), высокой температуры (до 1350 °C), регламентированной
влажности и обогащенного кислородом до 24-28 %. Для интенси-
фикации процесса, снижения расхода кокса и повышения произ-
водительности в горн доменной печи вдувают молотый уголь,
природный газ, мазут.
Доменная печь оборудована надежными механизмами за-
грузки, высокостойкой футеровкой и эффективным охлаждением,
совершенными дутьевыми устройствами и воздухонагревателями,
эффективными системами автоматизации и защиты окружающей
среды.
Доменная печь является прекрасным агрегатом для экологи-
честки чистой переработки различных отходов - старых бумаж-
ных денежных купюр, пластика (пленки, бутылок и т. п.) - их в
измельченном состоянии вдувают в горн печи.
Разработаны также новые высокоэффективные конструкции
малых доменных печей объемом 500-800 м3, которые могут хо-
рошо вписываться в так называемые мини-заводы для снабжения
дуговых электропечей жидким чугуном. Доменная печь может
хорошо сочетаться с другим способом производства чугуна - с
процессом Корекс (см. далее), используя колошниковый газ этого
процесса после отмывки от СОг для подачи в горн. Доменная печь
92
1993
15,3 м
25 400 2000 12000
Рис. 29. Изменение профиля и размеров доменных печей на заводах Германии.
Цифры, приведенные снизу, - производительность печей, т/сут
и доменный процесс на ближайшую перспективу в 25-50 лет бу-
дут оставаться главным способом производства чугуна для после-
дующего передела в сталь.
В перспективе доменная печь может быть использована как
агрегат для получения сырьевых материалов для цветной метал-
лургии. Дело в том, что в исходных материалах доменного про-
цесса (рудах, коксе, углях) присутствуют многие цветные, редкие
и рассеянные металлы в количествах 10-50 г/т материала. В связи
с огромными масштабами производства чугуна в мире масса этих
элементов в шихтовых материалах доменного процесса сопоста-
вима с уровнем их общемирового потребления. В условиях до-
менной плавки происходит селективное разделение примесных
материалов, более глубокое, чем в известных методах цветной ме-
таллургии: элементы переходят либо в чугун, либо в шлак и шлам,
либо в газ (возгоны), либо в существующую на дне горна печи фа-
зу расплавленного свинца. Ю. С. Юсфиным представлена принци-
пиальная схема переработки в доменной печи комплексных руд
или техногенных материалов (отвалов переработки руд в прошлые
годы), содержащих Fe, Al, Pb, Ga, In (рис. 30). Видно, что продук-
ты доменной плавки (чугун, шлак, шлам, возгоны) могут рассмат-
риваться как сырье для извлечения редких, рассеянных и цветных
металлов.
Извлечение
Шлак
алюминия
Извлечение
индия
Извлечение
галлия
Чугун
Рис. 30. Схема комплексной переработки руд сложного состава или техногенных
материалов в аглодоменном производстве
94
9. ПРОЦЕСС КОРЕКС
Корекс (Согех) - процесс возник как дальнейшие развитие и
в какой-то мере альтернатива доменному процессу в стремлении к
полной замене кокса на каменный уголь. Процесс разработан ав-
стрийской фирмой ФЕСТ-Альпине Индустрианлагенбау (VOST-
Alpineindustrieanlagenbau VAI) и немецкой фирмой КОРФ (KORF).
Первая опытная (пилотная) установка была построена на метал-
лургическом заводе в г. Кель (Kehl), Германия. Промышленные
установки работают в ЮАР, Южной Корее и Индии.
Процесс Корекс - плавильно-восстановительный процесс для
получения жидкого чугуна из руды и угля, осуществляемый в
двух технологически связанных агрегатах - в шахтной печи и пла-
вильно-восстановительном горне.
Схема установки Корекс приведена на рис. 31. Установка
состоит из двух расположенных друг над другом агрегатов: ниж-
него - плавильно-восстановительного горна 1 и верхнего - шахт-
ной восстановительной печи 2.
В восстановительную шахту загружают кусковую железную
руду, окатыши и флюсы. В шахте при температуре 800-850 °C
происходит твердофазное восстановление оксидов железа восста-
новительным газом (сумма концентраций СО + Н2 - 95 % при от-
ношении концентраций СО / Н2 = 3,5-5-4):
Fe2O3 +ЗН2 = 2Fery6+ ЗН2О,
Fe2O3 + ЗСО = 2Fery6+ ЗСО2.
Продуктом восстановления является губчатое железо
(ПВЖ), которое на 90-92 % состоит из металлического железа,
1,5-5 % растворенного в железе углерода и невосстановившихся
оксидов железа. ПВЖ с помощью транспортеров - питателей 5 из
шахты 2 вводят в плавильно-восстановительный горн 7, в котором
имеется неснижаемый запас жидкого чугуна. ПВЖ растворяется в
жидком чугуне, при этом невосстановившиеся оксиды железа
практически полностью восстанавливаются. Оксиды пустой поро-
ды шихтовых материалов и флюсы образуют жидкий шлак. Чугун
и шлак периодически выпускают через летку 19.
Восстановительный газ образуется в горне. Газ образуется
за счет газификации угля, который подают в горн из бункера 3 пи-
95
Рис. 31. Схема процесса Корекс:
1 — плавильно-восстановительный горн; 2 — шахтная восстановительная печь;
3 - бункер с углем; 4 - питатель угля; 5 - питатель губчатого железа (ПВЖ);
6 —циклон горячей очистки горнового газа; 7 — система возврата пыли из циклона
в горн; 8 и 9 - скрубберы мокрой очистки газов; 10 - горновой газ; 11 - восста-
новительный газ; 12 - колошниковый неочищенный газ; 13 - подача очищенного
газа потребителям; 14 — охлаждающий газ; 15 — подача кислорода (кислородная
фурма) в плавильно-восстановительный горн; 16 - шламосборник; 17 - подача
угля; 18 - загрузка кусковой руды; 19 - чугунная и шлаковая лётка
96
тателем 4. Одновременно в горн через фурму 15 вдувают кисло-
род. В контакте с кислородом и жидким чугуном происходит га-
зификация угля:
С + 0,5 О2 = СО.
Благодаря высокой температуре под куполом горна (более
1000 °C) высшие углеводороды, выделяющиеся из угля, момен-
тально разлагаются на СО и Н2.
Через газоотводящее отверстие в куполе горновой газ 10 по-
кидает горн. Газ имеет температуру 1350-1500 °C. Он не содер-
жит нежелательных примесей в виде смол, фенолов и т. п., но со-
держит угольную пыль и частицы железа. Отходящий газ прохо-
дит через циклон горячей очистки 6. Уловленная мелкая пыль че-
рез оборотную систему 7 возвращается в плавильно-восстанови-
тельный горн 1. Восстановительные газы 11, выходящие из цикло-
на, с температурой 800-850 °C, подают в восстановительную шах-
ту 2. Колошниковый газ 12, выходящий из восстановительной
шахты, очищают в скруббере мокрой очистки 8. Газ содержит
43 % СО, 32 % СО2 и 20 % Н2. Его можно использовать как топли-
во (экспортный газ 73) или как охлаждающий газ для подмешива-
ния к горновому газу.
В установке Корекс получают передельный чугун состава
4,2-4,3 % С, 0,4 - 0,6 % Si, 0,03-0,05 % S и -0,15 Р. Температура
чугуна на выпуске около 1500 °C. Выход шлака 0,45 т/т чугуна. На
1 т чугуна расходуют -1500 кг руды, 1190 кг угля, 430 кг флюсов
и 600 м3 кислорода.
Годовая производительность установки Корекс модели
С-2000, введенной в строй в 1998 г. на заводе Saldanha Steel Ltd в
ЮАР, составляет 650 000 т. Отходящий газ агрегата Корекс на
этом заводе после отмывки от СО2 используют в модуле Мидрекс
для производства ПВЖ. Чугун и ПВЖ предназначены для выплав-
ки стали в электропечах.
Процесс Корекс имеет следующие преимущества по сравне-
нию с доменным процессом: использование неподготовленного
энергетического угля, более низкое потребление энергии, мень-
шие выбросы в атмосферу. Себестоимость чугуна ниже на 25 % по
сравнению с доменным процессом. Однако производительность
установок Корекс уступает производительности крупных домен-
ных печей.
97
Процесс Корекс является более экологичным по сравнению
с технологией производства чугуна по схеме: коксохимическое
производство - аглофабрика - доменная печь - электростанция
(работающая на доменном газе). Производство чугуна в установке
Корекс почти в 11 раз снижает эмиссию оксидов серы SOX и в 5-8
раз эмиссию оксидов азота NOX.
Глава 6. МЕТАЛЛУРГИЯ СТАЛИ
Как уже было сказано, сталь является главнейшим конст-
рукционным материалом. Производство стали в мире непрерывно
повышается, млн т:
Год 1990 1998 1999 2000 2001 2002 2003
Мир в целом 770,0 775,9 788,5 847,6 850,5 902,2 965,0
Россия СССР 89,6 153,9 43,8 51,5 59,1 59,0 59,8 62,7
Самые крупные производители стали в 2003 г., млн т: Китай
220,1; Япония 110,5; США 90,4; Россия 62,7; Южная Корея 46,2;
Германия 45,0; Украина 34,0.
Самые крупные металлургические объединения и предпри-
ятия по производству стали (в том числе международные) в
2003 г., млн т.:
Фирма Arcelor LNM Nippon Steel JFE Posco Baoshan Corus TKS
Произ- водство стали 42,8 41,4 31,8 30,0 29,7 19,9 18,9 17,0
Фирма us Steel Riva Nu- cor Евраз- ХОЛДИНГ ОАО «ММК» ОАО «Северсталь» ОАО «нлмк»
Произ- водство стали 17,9 15,7 15,8 14,0 10,3 9,3 7,9
В настоящее время сталь выплавляют в кислородных кон-
вертерах, дуговых электропечах и в мартеновских печах. Соответ-
ственно по способу производства сталь подразделяют на конвер-
терную, электросталь и мартеновскую сталь. Имеются также не-
98
большие по объему специальные способы производства стали и
сплавов сложного состава и ответственного назначения.
В 2004 г. в мире выплавлено 1060 млн т стали. Из них доля
конвертерной стали составила 62,2 %, электростали 33,9 % и мар-
теновской стали 3,9 %. В России при объеме производства стали в
2003 г. 62,7 млн т доля конвертерной стали составила 62,0 %, мар-
теновской стали 23,0 %, электростали 15,0 %.
В отличие от доменного процесса, который протекает не-
прерывно, сталеплавильные процессы дискретны. В этих процес-
сах берут набор исходных (шихтовых) материалов в определенной
пропорции и заданной массы, определяемой вместимостью стале-
плавильного агрегата, загружают (заваливают) шихтовые мате-
риалы в сталеплавильный агрегат и совершают над ними метал-
лургические действия по переводу их в жидкую сталь заданных
состава и температуры. Такой дискретный цикл называют плав-
кой. После завершения одной плавки и опорожнения сталепла-
вильного агрегата начинают другую плавку, затем третью и т. д.
Современная технология выплавки стали состоит из двух
этапов. На первом этапе в сталеплавильном агрегате (кислородном
конвертере, дуговой электропечи) готовят жидкий металлический
продукт, имеющий определенные состав и температуру. Это еще
не сталь в полном понимании этого слова. Жидкий металлический
продукт, получаемый в сталеплавильном агрегате и выпускаемый
в сталеразливочный ковш, становится сталью на втором этапе -
этапе ковшовой металлургии. На этом этапе в металлический рас-
плав вводят необходимое количество легирующих элементов, рас-
кисляют1 его, удаляют серу и растворенные газы, точно устанав-
ливают заданные состав и температуру. Готовую расплавленную
сталь разливают в слитки или в непрерывнолитые заготовки. На
этом операции в сталеплавильном цехе заканчивают. Слитки и
заготовки поступают в прокатные цеха для горячей пластической
деформации на нужные профили.
При производстве стали используют как исходные (сырые)
материалы жидкий или твердый чугун, прямовосстановленное же-
лезо (ПВЖ), стальной лом (скрап), синтеком, шлакообразующие
материалы (известь, боксит, плавиковый шпат, железную руду),
1 Раскисление - процесс удаления из расплавленной стали растворенного
кислорода, раскислители - материалы, взаимодействующие с кислородом стали.
99
легирующие добавки и раскислители (ферромарганец, ферросили-
ций, феррохром, никель и др.). О чугуне и ПВЖ было подробно
рассказано в предыдущих разделах.
1. СТАЛЬНОЙ ЛОМ (СКРАП)
Стальной лом наряду с чугуном и ПВЖ является важнейшей
составляющей шихтовых материалов сталеплавильного производ-
ства. В 2004 г. в мире выплавлено 1060 млн т стали, на это исполь-
зовано 440 млн т лома (41,6 %).
Стальной лом - это отходы черных металлов, специальным
образом приготовленные для переплава в сталеплавильных агре-
гатах (конвертерах, электродуговых и мартеновских печах). Ис-
пользование лома позволяет существенно снизить расходы на
производство 1 т стали, повысить производительность сталепла-
вильных агрегатов и уменьшить вредные выбросы в атмосферу.
На выплавку 1 т стали в среднем расходуется 440-480 кг стально-
го лома (остальное - чугун и губчатое железо). По источникам
поступления стальной лом классифицируется на следующие виды:
- оборотный лом - это скрап и обрезь сталеплавильных и
прокатных цехов. Это самый ценный вид лома, поскольку он име-
ет высокую плотность, не содержит загрязнений (земли, ржавчины
и др.), химический состав его известен. Лом, содержащий ценные
легирующие элементы (Сг, Ni, W, Мо и др.), собирают отдельно и
используют для выплавки соответствующих марок стали. Это свя-
зано с тем, что цена 1 кг легирующего элемента в стальном скрапе
намного меньше, чем цена 1 кг чистого элемента или элемента в
сплаве с железом (в ферросплаве);
- новый лом - это отходы машиностроительных и автомо-
бильных предприятий;
- старый (амортизационный) лом - это машины ( в том чис-
ле и автомобили), оборудование, инструменты и другие орудия
труда, потерявшие потребительскую стоимость вследствие физи-
ческого износа или морального устаревания;
— собираемый ломоизготовителями обезличенный лом — это
металлические отходы неизвестного происхождения (бытовой
лом, лом из шлаковых отвалов, городских свалок). Это самый низ-
косортный лом. Он имеет низкую плотность, часто загрязнен
ржавчиной, землей, смешан с цветными металлами (Си, Ni, РЬ,
Zn и др.).
100
Технология сталеплавильного процесса предъявляет к
стальному лому вполне определенные требования, диктуемые
сортаментом выплавляемой стали (сплава) и затратами на ее про-
изводство. Стальной лом в зависимости от химического состава,
габаритов и формы подразделяют на категории (А - углеродистый
лом, Б - легированный лом), по содержанию легирующих элемен-
тов на 67 групп и на 28 видов по габаритам, насыпной плотности и
другим параметрам (ГОСТ 2787-75).
Подготовка стального лома имеет целью:
1 ) сортировку по химическому составу и физическому со-
стоянию;
2 ) придание стальному лому требуемых форм, размеров и
плотности.
В зависимости от состава стальной лом может быть ферро-
магнитым (притягиваться к магниту) и немагнитным (не притяги-
ваться к магниту). Обычный лом углеродистых и большинства
легированных сталей обладает магнитными свойствами. Для его
перегрузки (погрузки и разгрузки железнодорожных вагонов, са-
моразгружающихся автомобильных прицепов, загрузки в совки
конвертерных цехов, корзины электросталеплавильных цехов,
мульды мартеновских цехов) используют как магнитные шайбы,
так и многочелюстные грейферы, рис. 32.
Рис. 32. Устройства для перегрузки лома
Коррозионно-стойкие хромоникелевые стали, имеющие ау-
стенитную структуру, не обладают магнитными свойствами. Мел-
кие обрезки таких сталей перегружают многочелюстными грейфе-
рами. Большие монолитные куски таких сталей перегружают с
помощью клещевых захватов. Перегрузку лома осуществляют
101
мостовыми или козловыми кранами или автомобильными (гусе-
ничными) перегружателями, рис.33.
Рис. 33. Автомобильный перегружатель металлического лома:
1 - шасси; 2 - кабина оператора; 3 - стрела с гидравлическими приводами;
4 — многочелюстной грейфер (может навешиваться магнитная шайба)
Для придания лому необходимых размеров используют ог-
невую газокислородную резку монолитных кусков. Возможно
также их разделение взрывом. Длинномерные отходы и смешан-
ный лом подвергают резке на куски заданной длины (не более 1 м)
с помощью гидравлических ножниц, рис. 34. Они имеют прием-
ный бункер 7, поперечную 4 и вертикальную 5 подпрессовку, тол-
катель 6. Материал после подпрессовки подают в окно 3, зажима-
ют прижимом 1 и режут ножом с приводом от главного гидравли-
ческого цилиндра 2.
102
Рис. 34. Схема ножниц для порезки металлического лома:
/ - гидравлический цилиндр механизма прижима лома перед резом;
2 - главный гидравлический цилиндр привода ножниц для порезки лома;
3 - окно прохода и реза лома; 4 - механизм поперечной подпрессовки лома;
5 - механизм вертикальной подпрессовки лома;
6 - механизм подачи лома в окно реза (толкатель);
7 - приемный бункер лома
Легковесный стальной лом для увеличения его плотности
подвергают прессованию с получением пакетов необходимых
размеров (например, 0,5 х 0,5 х 0,5 м).
Значительной проблемой является переработка на металло-
лом вышедших из строя легковых автомобилей. Они представля-
ют собой сочетание несовместимых материалов - черных и цвет-
ных металлов, пластика, стекла, краски, резины. Современный
способ массовой переработки автомобилей заключается (после
снятия аккумулятора и слива жидкостей) в смятии автомобиля и
Дроблении его в молотковой дробилке Шреддер (Shredder). Схема
дробилки приведена на рис. 35. Главным элементом дробилки яв-
ляется мощный ротор, вращающийся с частотой 600 об/мин, на
103
котором закреплены молотки. За счет удара молотков автомобиль
раздирают на куски 50-200 мм. После дробилки производят раз-
деление материала на неметаллические, стальные, магниевые,
алюминиевые и медные составляющие.
Рис. 35. Схема молотковой скраподробилки Shredder:
1 - ролик для дозированной подачи материала;
2 - порог для первичного разрыва и измельчения;
3 - кант для дальнейшего измельчения и предварительного уплотнения;
4 - ударная стенка для желаемого уплотнения;
5 - решетка для выхода материала; б - газоотвод;
7 - дверца для выброса неразрушаемых грубых частей;
8 - вибрационный транспортер для отвода материала;
9 - качающаяся решетка для регулирования
крупности дробильного материала
2. ОСНОВНЫЕ РЕАКЦИИ СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ ПРОЦЕССОВ
Выплавка стали в конвертерах, в мартеновских и дуговых
электропечах связана с окислительными процессами. В этих про-
цессах под действием кислорода происходит окисление примесей
чугуна, ПВЖ, лома, синтекома. Речь идет об окислении углерода,
кремния, марганца, фосфора, к сожалению, и самой металличе-
ской основы - железа. Источником кислорода является атмосфера
сталеплавильного агрегата и газообразный кислород чистотой бо-
лее 99 % (остальное - азот), который под давлением с помощью
специальных водоохлаждаемых кислородных фурм вдувают в ме-
таллический расплав. Кислород, внедряясь в расплав, образует
реакционный кратер с развитой поверхностью раздела металл - газ.
104
На этой поверхности раздела (реакционной зоне) протекают клю-
чевые реакции окислительных процессов - растворение кислорода
в железе и шлаке:
[Fe] + O,5{02} =(FeO); (6.1)
(FeO) о [Fe] + [О]; (6.2)
0,5{02} = [0]. (6.3)
При записи металлургических реакций приняты обозначе-
ния: элемент, заключенный в квадратные скобки [R], растворен в
жидком железе; соединение, заключенное в круглые скобки (RO),
растворено в шлаке; элемент или соединение, заключенные в фи-
гурные скобки {!}, находится в газообразном состоянии.
Кислород, растворенный в железе [О], и оксид железа в
шлаке (FeO) являются источниками кислорода для окисления ос-
тальных примесей железа.
Окисление углерода
Важнейшей реакцией сталеплавильных процессов является
окисление углерода, растворенного в жидком железе:
[С] + [О] = {СО}. (6.4)
Продуктом реакции (6.4) является оксид СО, который не
растворяется в жидком железе, и в виде газообразной фазы (пузы-
рей) покидает расплав.
Пузыри СО при всплывании перемешивают расплав, спо-
собствуют выравниванию температуры в объеме металла, увели-
чению поверхности раздела металл-газ, металл-шлак и благопри-
ятно воздействуют на протекание других реакций и нагрев металла.
Константа равновесия реакции (6.4) записывается следую-
щим образом:
Кс.о=——• (65)
а|сГ«[о]
где Рсо - парциальное давление оксида углерода, а(С], Я[о] - актив-
ности углерода и кислорода, растворенных в железе.
105
При выражении Рс0 в атмосферах (1 атм = 1,013105 Па)
температурная зависимость константы равновесия описывается
уравнением:
lgXC0 = + 2,00. (6.6)
При Г = 1873 К (1600 °C) tfc,o = 416.
Обычно константу равновесия реакции окисления углерода
с определенным приближением (при содержании углерода менее
1%) представляют в виде:
(6.7)
К = 00
со [СЦоГ
где [С] и [О] - концентрации углерода и кислорода, растворенных
в стали, %.
Из последнего выражения следуют два важных вывода:
а) можно достичь весьма низких концентраций кислорода в
стали за счет взаимодействия с углеродом, если плавку проводить
при низких значениях Рсо (плавка в вакууме1, углеродное раскис-
ление металла):
[О]=—2со—.
*с.о [С]
(6.8)
б) можно достичь весьма низких (менее 0,01 %) концентра-
ций углерода, если окисление углерода вести при низких давлени-
ях Рсо (вакуумное обезуглероживание - процесс ведут путем про-
дувки металла газообразным кислородом в условиях вакуума):
[с]=
кс.° [О]
(6.9)
Окисление металлических и неметаллических примесей
Окисление металлических и неметаллических примесей же-
леза (за исключением углерода) сопровождается образованием
1 Вакуум (от лат. vacuum - пустота) - состояние заключенного в сосуд га-
за при давлениях существенно более низких, чем атмосферное. Нормальное дав-
ление равно 1 атм = 1,013 • 105 Па = 760 мм ртутного столба. Каждому процессу,
осуществляемому в вакууме, соответствуют свои конкретные значения остаточ-
ного давления.
106
конденсированных (жидких или твердых) фаз, которые в силу
меньшей плотности по сравнению с расплавленным железом
всплывают на его поверхность и образуют совместно с присажи-
ваемыми флюсами жидкий шлак.
Окисление марганца:
[Мп] + [О] о (МпО) + 245 000 Дж/моль; (6.10)
[Мп] + (FeO) (МпО) + [Fe] + 122 950 Дж/моль. (6.11)
Окисление кремния при одновременном участии оксида
кальция СаО в шлаке:
[Si] + 2[О] + 2(СаО) (2CaOSiO2); (6.12)
[Si] + 2(FeO) + 2(СаО) о (2CaOSiO2) + 2[Fe], (6.13)
Окисление фосфора при одновременном участии оксида
кальция СаО в шлаке:
2[Р] + 5 [О] + З(СаО) (ЗСаОР2О5); (6.14)
2[P]+5(FeO)+3(CaO)<x>(3CaOP2O5)+5[Fe]+767 300 Дж/моль. (6.15)
Окисление (удаление из металла) фосфора называют дефос-
форацией.
Дефосфорация протекает в два этапа: окисление фосфора
2[Р] + 5(FeO) = (Р2 О5) + 5 [Fe]
и связывание оксида фосфора в сравнительно прочное соединение
трифосфата кальция
(Р2О5) + З(СаО) = (ЗСаОР2О5).
Для успешной дефосфорации необходимо осуществлять
раннее образование гомогенного (однородного) основного шлака
(обязательное наличие в шлаке 50-55 % СаО) с высокой окисли-
тельной способностью шлака (концентрация оксида железа FeO
приблизительно 15-18 %) при основности (% СаО) / (% SiO2) =
2,8-3,5.
Показателями процесса дефосфорации служит коэффициент
распределения фосфора L р = (Р2О$) / [Р] и степень дефосфорации
107
как отношение начальной концентрации фосфора в металле к ко-
нечной: Т] = [Р]я / Рк.
Окисление примесей железа протекает по экзотермическим
реакциям, то есть с выделением теплоты. В зоне внедрения кисло-
родной струи при продувке металла кислородом (в зоне реакцион-
ного кратера) развиваются высокие (> 2300 °C) температуры. Это
способствует быстрому нагреву металлического и шлакового рас-
плавов. В конвертерном процессе, протекающем без внешнего
подвода энергии, экзотермические реакции являются единствен-
ным источником тепла для нагрева стали до заданной температу-
ры выпуска (1650-1670 °C).
Реакции (6.1, 6.3,6.4) являются необратимыми. Реакции (6.2,
6.10-6.15) при определенных условиях могут протекать обратно.
Одновременно с реакциями окисления происходит перерас-
пределение серы между расплавленным металлом и шлаком:
[S] + (СаО) = (CaS) + [О];
[S] + (СаО) + [Fe] = (CaS) + (FeO).
Реакция удаления серы успешно протекает только при низ-
ких активностях (концентрациях) кислорода в металле и шлаке. В
окислительных процессах коэффициент распределения серы меж-
ду шлаком и металлом:
Z's=(S)/[S]
составляет 6-10, а в специальных процессах по десульфурации
металла в условиях очень низкого окислительного потенциала L s
может достигать 500.
Шлакообразование
В сталеплавильных процессах важную роль играет шлак.
Через шлак происходит передача кислорода и других газов, в
шлак переходят оксиды окислившихся элементов, за исключением
оксида углерода СО, переходящим в газовую фазу. В шлак пере-
ходит сульфид кальция CaS. Через шлак происходит обмен метал-
ла с газовой фазой агрегата и передача тепла.
Шлак образуется за счет оксидов окислившихся элементов
шихты (FeO, Ре2Оз, MnO, SiO2, Р2О5), сульфида серы CaS, неме-
108
таллических поверхностных примесей шихтовых материалов, осо-
бенно лома (земли, песка, ржавчины), оксидов огнеупорной клад-
ки сталеплавильного агрегата (MgO, CaO), а также соединений
флюсов (CaO, CaF2, А12О3, SiO2, Fe2O3). Сталеплавильные процес-
сы требуют более высокой основности шлака (2,5-4), чем домен-
ный процесс (1,1 -1,25).
Главным флюсом сталеплавильных шлаков является из-
весть, получаемая путем обжига природного материала - извест-
няка СаСО3:
СаСО3 = СаО + СО2.
В известняке ограничивают содержание кремнезема SiO2 и
сульфатных соединений CaSO4 и BaSO4. Свежеобожженная из-
весть не должна долго храниться на воздухе из-за возможной гид-
ратации влагой:
СаО + Н2О = Са(ОН)2.
Гидратированную (разложившуюся, гашеную) известь нель-
зя использовать при выплавке стали: она становится источником
водорода в металле:
[Fe] + Са(ОН)2 = (СаО) + (FeO) + 2[Н].
Газы в стали
На всех этапах производства жидкие чугун и сталь контак-
тируют с воздухом. Газы воздуха - кислород, азот и водород (в
виде влаги Н2О) способны растворяться в металлическом распла-
ве, а также в твердом металле.
В жидком металле газы находятся в растворе, а в твердом
металле они могут находиться в растворе (растворы внедрения)
или химических соединениях - оксидов и нитридов (гидриды в
стали не образуются). Газы (даже при их концентрации в сотые и
тысячные доли процента) оказывают существенное, как правило,
отрицательное влияние на свойства металла, поэтому вопросам
удаления газов из металла всегда уделяют особое внимание.
Растворение двухатомных газов (О2, Н2, N2) в расплавлен-
ном железе протекает с диссоциацией молекул на атомы:
Г2о2[Г]; (6.16)
109
(6.17)
(6.18)
где Кр - константа равновесия реакции растворения газа; Г2 - газ
(кислород, азот, водород) в молекулярной форме; [Г] - газ, рас-
творенный в расплавленном железе в атомарной форме1; Цп- ак-
тивность растворенного газа в расплаве, ~ [Г]; /г2 - парциаль-
ное давление газа.
Отсюда следует, что растворимость газа в расплавленном
металле пропорциональна квадратному корню из парциального
давления (закон Сивертса). Соответственно:
{О2}=2[О]; [О]=кО;, ]РО1 ’ (6.19)
{Н2} = 2[Н]; И-Л'н,, (6.20)
{N2}=2[N]; INJ-X'n,, К- (6.21)
Влияние температуры на растворимость газов в расплавлен-
ном железе проявляется в температурной зависимости констант
равновесия реакций (6.19 - 6.21).
При переходе железа из расплавленного состояния в твердое
(процесс отвердевания) растворимость газов резко снижается. Это
приводит к выделению по границам зерен кислорода в виде окси-
да железа FeO или (в присутствии в стали углерода) пузырей СО
за счет течения реакции (6.4):
[О] + [С] = {СО}.
Водород выделяется в молекулярном состоянии
2[Н] = {Н2} (6.22)
1 Концентрацию растворенного газа выражают, как правило, в процен-
тах (%). В зарубежной технической литературе низкие концентрации растворен-
ных веществ часто выражают в промилле (%о, ppm - parts per million - число час-
тиц на 1 миллион частиц): 1 %о = 1 ppm = 10"4 %.
ПО
и образует в слитках дефект под названием флокены2. Азот выде-
ляется в виде дисперсных частиц нитридов железа FeN, пони-
жающих пластичность стали:
[N] + [Fe] = FeN„. (6.23)
В расплавленном железе растворимость кислорода зависит
от температуры:
При температуре 1600 °C (1873 К) растворимость кислорода
равна 0,23 %, а при температуре 1700 °C (1973 К) она равна
0,34 %. В расплавленном железе при температуре кристаллизации
1539 °C растворимость кислорода равна 0,175 %, а в твердом же-
лезе б-Fe при той же температуре она более чем в 10 раз меньше и
равна 0,00156 %.
При достижении предела растворимости кислорода на по-
верхности расплавленного железа возникает шлаковая фаза, со-
стоящая полностью из оксида железа (FeO), то есть наступает об-
ратимое равновесие реакции (6.2):
[О] + [Fe] <х> (FeO).
Растворимость кислорода в жидком железе описывается за-
коном квадратного корня Сивертса (уравнение 6.19) только в том
случае, если расплав остается гомогенным, то есть на поверхности
расплава не возникает оксидная фаза. Однако предел растворимо-
сти кислорода в жидком железе достигается уже при очень низких
давлениях Ро2. Так, при 1600 °C растворимость кислорода 0,23 %
достигается уже при Ро2 = 0,61 Ю"3 Па.
Углерод, растворенный в жидком железе, препятствует рас-
творению кислорода, взаимодействуя с ним по реакции (6.4). Ме-
жду содержаниями кислорода и углерода в стали устанавливается
равновесие, выражающееся при 1600 °C соотношением
[С][О] = 0,0025. (6.24)
2 Флокены (от лат. flocculus, нем. die Flocke - снежинка, пушинка) -
беспорядочно ориентированные извилистые трещины длиной от 1 до 30 мм, на
месте которых в изломе располагаются белые пятна округлой формы.
Ill
На практике в окислительных условиях плавки это соотно-
шение не выполняется, и реальные концентрации кислорода в ме-
талле существенно выше равновесных с углеродом, по крайней
мере, при его концентрации > 0,04 % (рис. 36).
Рис. 36. Зависимость концентрации кислорода в металле от концентрации
углерода при выплавке стали различными способами
(прямая линия соответствует равновесным значениям [С] [О] = 0,0025)
Влияние вакуума
Вакуумная обработка расплавленной стали с целью удале-
ния из нее растворенных газов основана на зависимости раство-
римости газов от их парциального давления [уравнения (6.20,
6.21)]. При обработке больших масс расплавленной стали (до
380-400 т) удается достичь в вакуумных камерах давления 100 Па
и менее. В методах спецэлекгрометаллургии плавку ведут при
давлении до 0,1 Па.
При вакуумной обработке удается не менее, чем в 2 раза,
понизить содержание водорода и азота по обратимым реакциям:
2[Н] = {Н2} (6.25)
с 0,0005 до 0,0002 % и содержание азота
2[N] = {N2} (6.26)
с 0,004 -0,010 до 0,002-0,003 %.
112
Кислород по реакции
2[0] = {02} (6.27)
удалить не представляется возможным, так как технически не ре-
ально достичь давлений менее 10“3-10"5 Па. Кроме того, при таких
низких давлениях будет интенсивно испаряться железо. Кислород
при вакуумировании удаляется благодаря взаимодействию с угле-
родом по реакции (6.4):
[С] + [О] = {СО},
равновесие которой, как уже сказано, смещается в правую сторону
(в сторону образования и удаления СО) при понижении Рсо (при
вакуумировании). Образование пузырей СО способствует удале-
нию водорода и азота из стали. Подобным образом действует и
продувка стали аргоном. В начальный момент пузыри СО и аргона
являются минивакуумными камерами, в которых Рн2 и Р^2 близко
к нулю. Поэтому на поверхности пузырей СО и аргона активно
протекают реакции (6.25) и (6.26). Кроме того, к пузырям СО и
аргона прилипают частички неметаллической фазы, всегда имею-
щейся в расплавленной стали, и транспортируются (флотируются)
вверх в шлак. Шлак захватывает неметаллические частички и ас-
симилирует (поглощает) их.
Раскисление
Раскислением называют процесс удаления растворенного в
стали кислорода путем взаимодействия с элементами, получив-
шими название раскислители, обладающими большим химиче-
ским сродством1 к кислороду, чем железо и углерод. Углерод вы-
ступает раскислителем в условиях вакуума. В качестве раскисли-
телей используют марганец, кремний и алюминий. В особых слу-
чаях используют ванадий, ниобий, титан, редкоземельные элемен-
ты Се, La и др.
Реакции раскисления записывают следующим образом:
[О] + [Мп] = (МпО), AGi < 0; (6.28)
1 Мерой химического сродства служит изменение энергии Гиббса реакции
[О] + [R] = (RO), ДО < 0, где R - элемент-раскислитель. Чем меньше значение
Д6, тем большим сродством к кислороду обладает элемент-раскислитель.
113
2[0] + [Si] = (SiO2), Д62 < 0; (6.29)
3[O] + 2[A1] = (A12O3), AG3< 0. (6.30)
В этих реакциях AG3 < AG2 < AGi. Следовательно, раскисли-
тельная способность повышается в ряду Mn-»Si-»Al. Марганец и
кремний используют в виде сплавов с железом (ферромарганец,
ферросилиций), а алюминий в чистом виде. Иногда используют
комплексные сплавы, состоящие из двух и более различных эле-
ментов.
Неметаллические включения
Продуктом реакций раскисления являются чистые оксиды
или их растворы в твердом или жидком состоянии. Их называют
первичными неметаллическими включениями. Неметаллические
включения имеют меньшую плотность, чем расплавленная сталь,
поэтому они всплывают. Скорость всплытия включений Квкл (м/с)
описывается уравнением Стокса:
ивкл = - •(бст , (б.з 1)
9 г|
где Рст и рвкл - плотности расплавленной стали (~7000 кг/м3) и
включений (2500-5500 кг/м3) соответственно; g - ускорение сво-
бодного падения (9,81 м/с2); гвкп- радиус включений, м; т] - коэф-
фициент динамической вязкости жидкой стали (0,0050-0,0085 Па с).
Крупные включения (гВЮ1 >30 мкм, 1мкм = 10-6 м) всплыва-
ют быстро, а мелкие (rBI0I < 10 мкм) могут долго оставаться в жид-
кой стали и переходить при отвердевании в слиток или непрерыв-
нолитую заготовку. Присутствие большого количества неметал-
лических включений, особенно многоугольной или коралловид-
ной формы, существенно снижает свойства готовой стали.
Раскислительная способность элементов повышается при
снижении температуры от температуры плавки до температуры
отвердевания, то есть равновесие реакций (6.28-6.30) смещается
вправо - в сторону образования неметаллических включений.
Наиболее неблагоприятные условия для удаления включений из
металла создаются тогда, когда эти включения (так называемые
вторичные) образуются в процессе отвердевания стали. Образова-
ние включений (третичных) продолжается и в твердой стали.
114
Это означает, что выплавить сталь, полностью свободную от
включений, нельзя. В обычной стали содержится 0,01-0,02 %
включений. Более низкое содержание включений достигают за
счет методов глубокого раскисления стали углеродом под вакуу-
мом благодаря смещению равновесия реакции [С] + [О] = {СО}
вправо.
Легирование
Большинство марок стали относится к категории легирован-
ных, то есть содержащих помимо железа и углерода другие эле-
менты в повышенных количествах (см. табл. 1). Это Мп, Si, Ni, Сг,
W, Mo, V, Си, Al, Ti и др. Многие легирующие элементы являются
одновременно раскислителями. Для легирования используют как
чистые элементы (Си, Ni, Al), так и их сплавы с железом с различ-
ным содержанием легирующих элементов (ферромарганец, фер-
росилиций, феррохром, ферровольфрам, ферротитан и др.). Эле-
менты Мп, Si, W, Сг, Al, Ti и др. обладают более высоким сродст-
вом к кислороду, чем железо и углерод, поэтому их следует вво-
дить в сталь после раскисления. Элементы Си, Ni, Мо не окисля-
ются в присутствии железа, их можно вводить в сталь в любой
период плавки.
Стальной легированный лом с целью экономного использо-
вания легирующих элементов переплавляют в дуговых электропе-
чах по специальной технологии.
Глава 7. КОНВЕРТЕРНОЕ ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
Массовое производство стали в жидком (расплавленном) со-
стоянии началось с 1855 г. после создания англичанином Генри
Бессемером процесса, получившего название бессемеровский.
Процесс протекал в цилиндро-коническом сосуде со скошенной
горловиной под названием конвертер’, имеющем кислую (из ди-
наса и кварцевого песка, содержание SiO2 > 96 %) футеровку.
Вторым исторически важным конвертерным процессом был
томасовский, осуществленный англичанином Сиднеем Томасом в
1878 г. для переработки в сталь высокофосфористых чугунов
1 Конвертер - от английского convert и более раннего латинского соп-
vertere - изменять, превращать.
115
(1,6-2,0 % Р) с получением фосфатшлаков (с содержанием Р2О5
16-25 %), применяемых в качестве удобрения. Томасовский про-
цесс проводили в конвертере с основной футеровкой, выполнен-
ной из обожженного доломита (MgO-CaO).
Сущность бессемеровского и томасовского процессов за-
ключается в том, что залитый в конвертер чугун продувают снизу
воздухом. Кислород воздуха окисляет примеси чугуна (кремний,
марганец, углерод, частично железо, в томасовском процессе и
фосфор), в результате чего он превращается в сталь. Тепло, выде-
ляющееся при окислении примесей чугуна, обеспечивает нагрев
стали до температуры выпуска (1580-1600 °C).
Бессемеровская и томасовская сталь была низкого качества
из-за повышенных содержаний азота, серы и фосфора.
Бессемеровский и томасовский конвертерные процессы в
1960-1970-х годах уступили место более прогрессивным кисло-
родно-конвертерным, обеспечившим при высокой производитель-
ности высокое качество стали и возможность переработки значи-
тельной доли скрапа, а также чугунов любого химического сос-
тава.
В кислородно-конвертерных процессах воздух как источник
азота в стали и балласт с тепловой точки зрения заменен на кисло-
род чистотой 99,2-99,9 %.
В промышленном масштабе кислородно-конвертерный про-
цесс был впервые осуществлен в 1952-1953 гг. в Австрии на заво-
дах в г. Линце и Донавице. По первым буквам этих городов про-
цесс получил название ЛД, используемое в зарубежной европей-
ской практике. В США и Японии этот процесс называют BOF (Ba-
sic Oxygen Furnace - основная кислородная печь). Замена воздуха
на кислород позволила получить сталь с содержанием азота
0,002-0,005 %.
При окислении примесей кислородом возникает избыток теп-
ла, что требует охлаждения металла. В качестве охладителя ис-
пользуют стальной углеродистый лом в количестве 20-25 % от
массы металлошихты (остальное - жидкий чугун).
Наиболее простым и самым распространенным вариантом
конвертерных процессов является проведение плавки в одношла-
ковом режиме при использовании передельного чугуна с содержа-
нием фосфора не более 0,2 %.
116
1. устройство кислородных конвертеров
С ВЕРХНЕЙ ПРОДУВКОЙ
На рис. 37 приведена схема кислородного конвертера. Ки-
слородный конвертер представляет собой симметричный цилинд-
ро-конический сосуд. Конвертер имеет стальной кожух, закреп-
ленный в несущем кольце. В несущем кольце установлены две
цапфы, которые позволяют конвертеру вращаться относительно
поперечной оси на угол 360 ° в любую сторону. Наклоны конвер-
тера необходимы для завалки лома, заливки чугуна и выпуска
продуктов плавки.
Рис. 37. Схема конструкции кислородного конвертера (а) и
структуры ванны при продувке кислородом сверху (6):
а) 1 - корпус; 2 - огнеупорная футеровка; 3 - рабочее пространство;
4 - горловина; 5 - опорное кольцо; 6 - опорный подшипник; 7 - станина;
8 - водоохлаждаемая фурма для подвода кислорода;
6) 1 - зона продувки (прямого реагирования металла с кислородом);
2 - зона циркуляции металла; 3 - пузыри; 4 - крупные газовые полости;
5 - металл; 6 - шлак
Внутри конвертер имеет огнеупорную основную футеровку,
состоящую обычно из двух слоев: арматурного и рабочего. Арма-
турный слой (слой длительной работы) примыкает к кожуху, он
имеет толщину 110-250 мм. Он предназначен для снижения теп-
лопотерь и защиты кожуха в случае прогара рабочего слоя. Внут-
ренний или рабочий слой изнашивается во время работы и его за-
117
меняют при ремонтах футеровки, его толщина составляет в зави-
симости от вместимости конвертера 500-800 мм. Наилучшую
стойкость имеет огнеупорная кладка из периклазоуглеродистых
кирпичей (кирпичи готовят из плавленного периклаза с добавкой
10-20 % углерода). Для повышения стойкости на футеровку после
выпуска металла периодически наносят шлаковый гарнисаж1 пу-
тем раздува шлака, предварительно загущенного доломитом до
содержания MgO в шлаке 10-12 %, азотом, подаваемым через ки-
слородную фурму. Стойкость такой футеровки достигает
4500-5000 плавок (120-160 суток работы конвертера).
Конвертер имеет сферическое или сфероконическое днище,
цилиндрическую часть и коническую суживающуюся горловину.
В месте перехода цилиндрической части к конической горловине
расположено отверстие (лётка) для выпуска стали. При выпуске
производят отсечку шлака от стали. Это необходимо для успешно-
го проведения последующих операций ковшовой металлургии, так
как конвертерный шлак содержит оксид железа (источник кисло-
рода), оксид фосфора и сульфид кальция (возможен обратный пе-
реход фосфора и серы в металл - явление рефосфорации и ре-
су льфурации). Одним из способов отсечки шлака от металла явля-
ется введение в отверстие (лётку) при появлении шлака огнеупор-
ного конуса или шара, имеющих плотность более плотности шла-
ка, но менее плотности металла. Шлак сливают в шлаковую чашу
через горловину, наклонив конвертер в противоположную от лёт-
ки сторону.
Кислородная фурма
Кислород вдувают в металл с помощью кислородной фур-
мы. Фурму вводят в конвертер сверху по центру. Фурма состоит
из трех концентрических (соосных) труб: по центральной подают
кислород, по двум другим подводят и отводят воду для охлажде-
ния фурмы. Применяют стальные цельнотянутые (бесшовные)
трубы. Длина фурмы 300-т конвертера достигает 27 м. Высоту
фурмы над металлической ванной изменяют по ходу плавки: от 4-
5 м от уровня ванны в спокойном состоянии в начале продувки, до
1,8-2,4 м в середине продувки и 1,2-2,0 м в конце продувки (дан-
1 Гарнисаж - твердый защитный слой из проплавляемых материалов или
шлака, образующийся на рабочей поверхности стенок металлургических агрегатов.
118
ные для 370-т конвертера ОАО «Магнитогорский металлургиче-
ский комбинат»). Механизм подъема и опускания фурмы сблоки-
рован с механизмом вращения конвертера: конвертер нельзя на-
клонять, пока из него не извлечена фурма.
Самая ответственная часть фурмы - ее нижняя часть - го-
ловка (рис. 38). Она расположена вблизи реакционного кратера
внедрения кислорода в металл. Головку изготавливают из красной
меди, имеющей высокую теплопроводность, методом сварки из
штампованных деталей или литья. В головке имеются 4-6 отвер-
стий (сопел) для прохода кислорода. Сопла имеют специальный
профиль2, позволяющий газу (кислороду) истекать со сверхзвуко-
вой скоростью.
Рис. 38. Сварная головка кислородной фурмы:
1 - сопло Лаваля (медь); 2 - наружная тарелка (медь);
3 - распределитель воды; 4 - стальной патрубок;
5 - внутренняя тарелка; 6 - телескопическое соединение;
7 - компенсатор; 8, 9,10 - стальные трубы;
11 - места сварки при смене головки
2 Это так называемое сопло Лаваля, состоящее из конфузора (суживаю-
щейся части), шейки и диффузора (расширяющейся части).
119
Для обеспечения нормальных гидродинамических характе-
ристик струи кислорода необходимо иметь давление в фурме пе-
ред соплами > 1 МПа (> 10б Па), а в магистрали с учетом потерь
давления в фурме 1,5-2,0 МПа и более.
Расход кислорода на 1 т стали составляет 50-55 м3. Кисло-
род подают с удельной интенсивностью 4-5 м3/(т-мин). Продол-
жительность продувки 10-15 мин. Средний за плавку коэффици-
ент усвоения кислорода металлом составляет 90-95 %.
2. ТЕХНОЛОГИЯ ПЛАВКИ
На рис. 39 схематически показаны отдельные операции
плавки стали в кислородном конвертере. Технологический цикл
состоит из следующих операций, продолжительность которых
приведена ниже, мин:
Загрузка скрапа..................................3-4
Заливка чугуна...................................3-4
Продувка металла кислородом....................10-25
Взятие пробы, ожидание анализа...................3-4
Слив (выпуск) металла............................5-10
Слив шлака.......................................1-2
Осмотр и подготовка конвертера к очередной
плавке, в том числе нанесение гарнисажа на футеровку..0-5
Общая длительность плавки......................25-50
Продолжительность отдельных операций, как правило, не
зависит от вместимости конвертера. Продолжительность продувки
определяется удельной интенсивностью подачи кислорода.
Загрузку скрапа осуществляют в наклонном положении
конвертера при помощи 1-2 совков (рис. 39, а). Равномерное рас-
пределение скрапа на днище достигают наклоном конвертера в
противоположную от загрузки сторону.
Заливку чугуна в требуемом количестве, известного хими-
ческого состава и температуры осуществляют в один прием при
помощи чугуновозных ковшей грушевидной формы (рис. 39, б).
Перед заливкой из ковша скачивают шлак, чтобы уменьшить по-
ступление серы в процесс.
Продувка является основной технологической операцией
конвертерного процесса. Для этого конвертер устанавливают в
вертикальное положение, опускают фурму на необходимую высо-
120
Рис. 39. Рабочее положение конвертера при выполнении разных операций:
а - загрузка скрапа; б - заливка чугуна; в - продувка и подача сыпучих;
г - выпуск металла; д - слив шлака
ту и подают кислород (рис. 39, в). По ходу, обычно в первой поло-
вине продувки, в конвертер из расположенных сверху бункеров по
трубам-течкам подают порциями сыпучие материалы - известь,
плавиковый (полевой) шпат1 и другие материалы для образования
шлака.
Момент окончания продувки при ручном управлении опре-
деляют по количеству израсходованного кислорода, а при автома-
тических системах управления - по результатам прямого или кос-
венного измерения содержания углерода и температуры металла в
сочетании с количеством израсходованного кислорода с обработ-
кой этих данных на ЭВМ.
1 Плавиковый (полевой) шпат - минерал, содержащий фторид кальция
CaF2. В металлургии стали используют как флюс, ускоряющий растворение из-
вести в шлаке и повышающий его жидкотекучесть.
121
Отбор пробы металла и шлака на химический анализ, а также
измерение температуры металла производят в конце продувки с
помощью специальных зондов, вводимых сверху через горловину,
или, повалив конвертер в горизонтальное положение, с помощью
разных пробоотборников и термопар. Основная цель этой опера-
ции - определение содержания углерода и температуры металла.
Слив (выпуск) металла осуществляют в сталеразливочный
ковш через отверстие (лётку) конвертера (рис. 39, г). Выпуск ме-
талла совмещают с его раскислением и легированием (присадкой
ферросплавов и алюминия в ковш). Ковш с металлом поступает на
стенд ковшовой металлургии для окончательного доведения до
требуемых значений состава и температуры стали и далее на уста-
новку непрерывной разливки стали.
Слив шлака осуществляют в шлаковый ковш (шлаковую
чашу, аналогичную шлаковой чаше для транспортировки домен-
ного шлака, см. рис. 18), через горловину конвертера, повернув его
в противоположную от выпуска металла сторону (рис. 39, д).
Осмотр и подготовка конвертера к очередной плавке сво-
дятся к осмотру и ремонту футеровки, в том числе нанесению
шлакового гарнисажа.
Поведение составляющих чугуна при продувке. С самого
начала продувки, при внедрении струи кислорода в металл и обра-
зования реакционного кратера, на его поверхности начинают про-
текать реакции окисления:
{О2} + 2[Fe] = 2(FeO); (FeO) = [Fe] + [О];
0,5{О2] = [О].
Кислород, растворенный в металле и шлаке, окисляет угле-
род, кремний, марганец и фосфор по реакциям:
[С] + [О] = {СО}; [Si] + 2(FeO) = (SiO2) + 2[Fe];
[Мп] + (FeO) = (МпО) + Fe; 2[P] + 5(FeO) = (P2O5) + 5[Fe].
На рис. 40 показано изменение состава металла и шлака по
ходу продувки в кислородном конвертере. Весь кремний и боль-
шая часть марганца выгорают в первые минуты продувки. Более
быстрое их окисление по сравнению с углеродом объясняется их
более высоким сродством к кислороду при температурах менее
1500 °C. Реакция окисления марганца обратима, и во второй поло-
вине продувки возможно частичное восстановление марганца.
122
Рис. 40. Изменение состава металла (а) и шлака (6) по ходу
продувки в кислородном конвертере
Окисление углерода в кислородном конвертере протекает
преимущественно до СО. Продукт окисления углерода - газооб-
разный оксид СО, образуя пузыри, всплывает, перемешивает ме-
талл и шлак, вспенивает их, создает шлако-металлическую эмуль-
сию. Во второй половине продувки, при бурном окислении угле-
рода, шлако-металлическая эмульсия может заполнить весь объем
конвертера (рис. 37, б). Задача оператора, управляющего плавкой, -
не допустить взрывоопасного течения реакции окисления углеро-
да и выброса эмульсии из конвертера. Это достигается уменьше-
нием расхода кислорода или подъемом фурмы.
123
В кислородном конвертере благодаря высоким (до 2300 °C)
температурам в реакционном кратере и высокому начальному со-
держанию оксида железа (FeO) в шлаке (> 20 %) происходит ран-
нее шлакообразование с растворением подаваемой порциями
сверху извести. Поэтому окислившийся до Р2О$ фосфор связыва-
ется в трифосфат кальция, обеспечивая быструю дефосфорацию
уже в первой половине продувки:
2[Р] + 5(FeO) + З(СаО) = (ЗСаОР2О5) + 5[Fe] + 767 300 Дж/моль.
Коэффициент распределения фосфора между шлаками и ме-
таллом
L р = (Р2О5)/[Р]
в условиях кислородно-конвертерного процесса равен 50-100.
Степень дефосфорации как отношение начального [Р]н содержа-
ния фосфора в металле к конечному [Р]к: т] = [Р]н/[Р]К« 54-10.
В кислородно-конвертерном процессе происходит частич-
ное удаление серы из металла. Часть серы (5-10 %) окисляется
кислородом дутья и удаляется в виде SO2. Остальная сера распре-
деляется между шлаком и металлом по реакции десульфурации
[S] + [Fe] + (СаО) = (CaS) + (FeO). Коэффициент распределения
серы между шлаком и металлом невелик L s = (S) / [S] = 2-е-б.
Окончание продувки.
В настоящее время получили распространение два способа
окончания продувки: с остановкой продувки на заданном содер-
жании углерода или с продувкой до низких содержаний углерода с
последующим науглероживанием в ковше путем присадки расчет-
ного количества молотого кокса.
Первый вариант является наиболее рациональным по произ-
водительности и выходу годного. Однако такой вариант техноло-
гически более сложен и возможен только при компьютерном
управлении плавкой. Второй вариант технологически значительно
проще, в нем можно независимо от марки выплавляемой стали
использовать постоянное количество чугуна и скрапа на плавку.
Однако при такой технологии несколько меньше выход жидкой
стали вследствие дополнительных потерь металла со шлаком в
виде оксидов железа. При этом также удлиняется плавка и снижа-
ется производительность конвертера.
124
При выпуске в ковш вводят необходимое количество рас-
кислителей и легирующих элементов. Окончательный состав ста-
ли и ее температуру получают методами ковшовой металлургии.
Управление конвертерной плавкой.
В мире имеется множество компьютерных автоматизиро-
ванных систем управления (АСУ) конвертерной плавкой.
Основной задачей компьютерного управления является рас-
чет расхода шихтовых материалов и кислорода, выработка управ-
ляющих воздействий для регулирования хода продувки и, что
особенно важно, точное определение момента окончания продув-
ки при заданном содержании углерода в металле. Это сокращает
продолжительность плавки, увеличивает производительность цеха
и снижает потери металла со шлаком в виде оксидов железа. Часто
в цепи АСУ плавкой используют отбор пробы металла для опре-
деления состава и измерение его температуры без повалки конвер-
тера путем введения в объем металла специального пробоотбор-
ника (зонда) в начале второй половины продувки. Знание состава
и температуры металла позволяет точно рассчитать момент окон-
чания продувки.
Материальный баланс конвертерной плавки
с верхней продувкой кислородом
В табл. 6 приведен материальный баланс конвертерной
плавки в 380-т конвертере при массе металлозавалки 377,3 т, со-
ставе чугуна 4,2 % С, 1,15 % Мп, 1,23 % Si и содержании углерода
перед сливом металла 0,07 %. Выход жидкой стали составил
89,5 % от массы металлической части шихты.
Таблица 6
Материальный баланс кислородно-конвертерной плавки
в 380-т конвертере
Поступило, кг/т жидкой стали Получено, кг/т жидкой стали
Чугун жидкий 820,7 Сталь жидкая 1000,0
Лом стальной 284,7 Шлак 158,9
Миксерный шлак 4,5 Корольки металла в шлаке 18,2
Ферросплавы 12,7 Газы 106,7
Известь 86,5 Пыль 13,3
Футеровка 5,4
Кислород 82,6
Итого 1297,1 Итого 1297,1
125
3. РАЗНОВИДНОСТИ КОНВЕРТЕРНЫХ ПРОЦЕССОВ
В настоящие время имеется три главных разновидности
конвертерных процессов (рис. 41):
а) процесс ЛД с верхней продувкой кислородом через
фурму;
б) процесс ОБМ с продувкой кислородом через донные
фурмы (для охлаждения реакционной зоны и защиты днища от
разрушения струю кислорода защищают оболочкой из природного
газа СН4, пропана С3Н8 или жидкого топлива; углеводороды в
контакте с жидким металлом разлагаются с поглощением тепла
CmHn = тС+% лН2 - Q);
в) комбинированный процесс с верхней продувкой кислоро-
дом и вдуванием через дно сквозь пористые блоки или щелевые
фурмы азота или аргона ( иногда с добавкой кислорода).
Преимущества и недостатки процессов приведены ниже:
Процесс Преимущества Недостатки
ЛД Гибкость, хорошее шлакообразование Возможность пере- окисления металла, бурное течение ре- акций, недостаточ- ное перемешивание металла
ОБМ Низкая окисленность металла и шлака, хорошее перемешивание ванны, спокойное течение реакций Замедленное шлакообразование, пониженный расход лома
Комбини- рованный Низкая окисленность металла и шлака, хорошее перемешивание ванны, спокойное течение реак- ций, хорошее шлакообразование, гибкость Нет
126
в
Рис. 41. Схема разновидностей кислородно-конвертерных процессов:
а - процесс ЛД; б - процесс ОБМ;
в - комбинированный процесс
На передовых заводах мира наиболее широкое распростра-
нение получил комбинированный конвертерный процесс.
4. КОНВЕРТЕРНЫЙ ЦЕХ
Конвертерный цех состоит из нескольких отделений (проле-
тов), главными из которых являются шихтовый пролет, через ко-
торый поступают стальной скрап и жидкий чугун, конвертерный
пролет, в котором установлены один, два или три конвертера, и
отделение непрерывной разливки стали. На рис. 42 представлен
поперечный разрез одного из современных конвертерных цехов с
конвертерами большой вместимости и подачей жидкого чугуна из
доменного цеха в ковшах миксерного типа.
5. ЭКОЛОГИЯ И УТИЛИЗАЦИЯ КОНВЕРТЕРНЫХ ГАЗОВ
При продувке металла в результате окисления углерода воз-
никает большое количество газов, которые через горловину поки-
дают конвертер. Газ, покидающий конвертер, содержит 70-80 %
СО, 12-18 % СОг, 8-12 % N2, он имеет высокую - до 1700 °C тем-
пературу и уносит с собой 50-150 г/м3 пыли. Пыль образуется за
127
Рис. 42. Разрез конвертерного цеха:
а - шихтовый пролет; б - конвертерный пролет;
в - отделение непрерывной разливки стали;
1 - транспортер подачи сыпучих материалов; 2 - вертикальный газоход;
3 - кислородная фурма; 4 - котел-утилизатор; 5 - пульт управления конвертером;
6 — 310-тконвертер; 7-600-тчугуновозныйковш миксерноготипа;
8 - сталевоз; 9 - пост (канава) перелива чугуна из ковшей миксерного типа
в заливочные ковши; 10 - сталеразливочный ковш с металлом;
11 - сталеразливочный ковш во время разливки стали;
12 - поворотный стенд для смены ковшей при непрерывной разливке;
13 и 14- установка непрерывной разливки стали (УНРС);
15 - пульт управления УНРС; 16 - затравка;
17 - порезка заготовок на мерные длины
счет испарения железа с последующим его окислением. Пыль на
90-95 % состоит из оксидов железа. Пыль является хорошим же-
лезосодержащим сырьем (> 65 % Fe) и подвергается утилизации.
Количество образующихся конвертерных газов в основном
зависит от количества окисленного углерода. Удельный выход
газа составляет 60-65 м3/т. Для конвертера вместимостью 350 т
при удельной интенсивности продувки кислородом 5 м3/(т-мин)
выход конвертерного газа может достигать 35 000 м3/мин при его
температуре 1500-1600 °C.
Имеется два способа переработки конвертерного газа:
а) с полным дожиганием СО в котле-утилизаторе, расположенном
над горловиной конвертера (рис. 42), вследствие подсоса окру-
128
жающего воздуха, при этом объем продуктов сгорания увеличива-
ется более чем в три раза; б) без дожигания СО благодаря устра-
нению подсоса воздуха путем опускания на горловину подвижной
части газохода (муфты). В этом случае конвертерный газ поступа-
ет в газгольдер (стационарную емкость для хранения газа) для по-
следующего использования его как топлива или газ сжигают на
свече конвертерного цеха. В обоих случаях горячий газ охлаждают
до температуры ~300 °C в котле-утилизаторе и орошаемых водой
газоходах. После охлаждения газ очищают в аппаратах сухой,
мокрой или электростатической очистки. При отводе газов без
дожигания применяют трубы Вентури (рис. 43).
Рис. 43. Схема отвода и очистки конвертерного газа
без дожигания оксида углерода СО:
1 - конвертер; 2 - подвижная водоохлаждаемая муфта; 3 - кислородная фурма;
4 - котел-утилизатор; 5 - орошаемый газоход; 6 - коллектор запыленного газа;
7 - гидрозатвор; 8 - низконапорные трубы Вентури - охладители газа;
9 - инерционный пыле- и брызгоуловитель; 10- газоход; 11 - высоконапорная
труба - коагулятор; 12 - центробежный скруббер с завихрителем газа;
13 - дымосос; 14 - труба Вентури для измерения количества газа;
15 - дымовая труба; 16 - дожигающее устройство
Преимуществом мокрых газоочисток является простота и
надежность их работы, недостатки - большой расход воды (4-8 м3
на 1000 м3 газа), сложная и громоздкая система оборотного водо-
снабжения и утилизации шлама. Очищенный конвертерный газ
129
содержит не более 0,1 г/м3 пыли. Приведенная на рис. 43 схема
работает без газгольдера, а очищенный газ дожигают на свече.
6. КОНВЕРТЕР АРГОНО-КИСЛОРОДНОГО
ОБЕЗУГЛЕРОЖИВАНИЯ
Данный конвертер предназначен для выплавки коррозион-
но-стойкой стали. Коррозионной стойкостью обладают изделия,
на поверхности которых в агрессивных средах образуется прочная
защитная пленка из оксидов, препятствующая проникновению и
взаимодействию агрессивного вещества с более глубокими слоями
металла. Такую пленку на поверхности стали образует легирую-
щий элемент хром. При содержании 12-13 % Ст сталь становится
нержавеющей, то есть устойчивой в атмосфере и в окисляющих
средах. Увеличение содержания хрома до 28-30 % делает ее стой-
кой к сильно агрессивным средам.
Никель в количестве 7-30 % повышает коррозионную стой-
кость сталей, их жаростойкость и жаропрочность. Часто в корро-
зионно-стойкие стали добавляют титан или ниобий, они снижают
интеркристаллитную (по границам зерен) коррозию. Типичной
коррозионо-стойкой сталью является сталь 08Х18Н10Т, содержа-
щая не более 0,08 % С, 17-19 % Сг, 9-11 % Ni и ~ 0,4 % Ti.
Выплавлять такую сталь в окислительных условиях без спе-
циальных приемов невозможно из-за больших потерь хрома. Дело
в том, что при содержании углерода менее 0,2 % сродство хрома к
кислороду превышает таковое углерода, и хром будет окисляться
предпочтительно. Технология производства коррозионно-стойких
сталей с содержанием углерода менее 0,03 % в аргоно-
кислородном конвертере (конвертер АОД - Argon - Oxygen - De-
carbonization) основана на зависимости равновесия реакции окис-
ления углерода от давпания: при снижении парциального давле-
ния Рс0 равновесие реакции смещается вправо, в сторону окисле-
ния углерода. Это достигается продувкой металла не чистым ки-
слородом, а смесью с аргоном:
[С] + ’/2{О2 + Аг} = {СО + 72Аг}.
При этом по мере окисления углерода доля кислорода в сме-
си понижается в соотношении 3:1 в начале плавки, 1:1 в середине
плавки и 0:1 в конце продувки.
130
На рис. 44 показано устройство АОД-конвертера. Газовую
смесь подают не через вертикальную фурму, а через сопла (3-5
штук), размещенные у днища в стене, противолежащей сливному
носку горловины. Сопла состоят из центральной трубы диаметром
13 мм и наружной трубы диаметром 16 мм. Через центральную
трубу подают смесь кислорода с аргоном, а в зазор между трубами
подают аргон для охлаждения сопла. Футеровка конвертеров смо-
л ©доломитовая.
*4350
Рис. 44. Устройство аргоно-кислородного конвертера; футеровка:
а - обожженный смолодоломитовый кирпич;
б - смолодоломитовый кирпич повышенного качества;
в - обожженный доломитовый кирпич;
г - смолодоломитовая набивная масса
Конвертер АОД работает в тандеме с дуговой электропечью.
В ней выплавляют полупродукт из высокоуглеродистых более
дешевых материалов, содержащий 1,7-3,0 % С, ~ 0,2 % Si и нуж-
ное количество хрома и никеля. Полупродукт вместе с печным
шлаком переливают из дуговой электропечи в конвертер АОД и
ведут продувку металла. Конвертер находится в вертикальном по-
ложении. По завершении обезуглероживания ведут продувку
131
только аргоном, в ванну присаживают ферросилиций для восста-
новления оксидов хрома. Общая продолжительность процесса в
конвертере АОД составляет 70-90 мин. Стойкость смолодоломи-
товой футеровки конвертера составляет 50-100 плавок.
7. ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ КОНВЕРТЕРНЫХ
ПРОЦЕССОВ
Конвертерное производство предназначено для переработки
жидкого чугуна в сталь. Ни один другой процесс производства
стали не может конкурировать с конвертерным производством в
технологической цепи: жидкий чугун - сталь. Конвертерный про-
цесс обладает высокой технологической гибкостью, высокой про-
изводительностью, высокими показателями производительности
труда и качества стали, благоприятными экологическими показа-
телями. В ближайшей перспективе (25-50 лет) он сохранит свою
актуальность. В это время могут быть найдены возможные соче-
тания конвертерных и электросталеплавильных процессов, что
еще более усилит гибкость этих производств. Однако полностью
вытеснить другие процессы производства стали он не сможет, по-
скольку по тепловому балансу плавки в конвертере экономически
нецелесообразно переплавлять более 25 % стального лома.
Глава 8. ЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИЯ СТАЛИ
Электрометаллургия стали - это процесс выплавки стали в
сталеплавильных печах с использованием в качестве источника
энергии электрического тока.
По способу превращения электрической энергии в тепловую
все электрические печи можно разбить на четыре группы: печи
сопротивления, дуговые печи, индукционные печи и установки
электроннолучевого нагрева. Электрический нагрев металла мо-
жет осуществляться при обычном (атмосферном) давлении, при
пониженном давлении (в вакууме) или избыточном (повышенном)
давлении.
Для сталеплавильного производства наибольшее значение
имеют дуговые электропечи, работающие при атмосферном дав-
лении.
132
1. УСТРОЙСТВО ДУГОВЫХ ЭЛЕКТРОПЕЧЕЙ
По типу применяемого тока печи делятся на трехфазные
(питаемые переменным током промышленной частоты, в России
50 Гц) и однофазные, питаемые постоянным током, получаемым
путем преобразования трехфазного в постоянный.
Трехфазные дуговые печи
На рис. 45 представлена схема современной высокомощной
дуговой электропечи вместительностью 100 т. Печь имеет подину
3, выложенную из высокоогнеупорного периклазового кирпича
(концентрация MgO > 95 %) и формирующую ванну, в которой
размещается расплавленный металл 9; толщина огнеупорной
кладки подины равна 600-700 мм. Водоохлаждаемые стены 8 и
свод 7 печи образуют рабочее пространство. Через отверстия в
своде с помощью электрододержателей в рабочее пространство
вводят три графитизированных электрода диаметром 610 мм. В
своде имеется также четвертое отверстие; через это отверстие в
период плавки из рабочего пространства отводят образующиеся
газы. Газы дожигают, охлаждают, очищают и выбрасывают через
трубу в атмосферу. Свод при выведенных вверх электродах под-
нимают и отворачивают для завалки в печь твердых шихтовых
материалов. Через рабочее окно 4 производят обслуживание по-
дины и стен, вводят манипулятором стальные трубки (одну или
две) для подачи газообразного кислорода и вдувания углесодер-
жащих материалов, через рабочее окно производят отбор проб ме-
талла и замер его температуры. При достижении заданного соста-
ва и температуры сталь выпускают через отверстие в подине 11 ъ
сталеразливочный ковш 12, находящийся на самоходной тележке
(сталевозе) 13. На современных высокомощных дуговых печах в
стенах печи, а также в рабочем окне монтируют 3-7 топливно-
кислородных горелок. Это ускоряет плавление шихты и экономит
дорогую электроэнергию.
На дуговых печах малой (3-25 т) и средней (25-60 т) вме-
стимости подину также изготавливают из высокоогнеупорного
периклазового кирпича. Для кладки стен и свода печи используют
высокоогнеупорные периклазохромитовые изделия огнеупорно-
стью > 2000 °C, изготовляемые из хромита (хромовой руды) и
133
спеченного магнезита. Основной составляющей (65-70 %) этих
изделий является оксид магния (периклаз).
Рис. 45. Схема современной высокопроизводительной
трехфазной дуговой электропечи:
1 - фундамент; 2 - гидравлический привод наклона печи; 3 - подина;
4 - рабочее окно; 5 - механизм подъема и отворота свода;
б - графитизированные электроды; 7 - водоохлаждаемый свод;
8 - водоохлаждаемые стены; 9 - расплавленные металл и шлак;
10 - площадка обслуживания выпускного отверстия;
11 - эксцентрично расположенное выпускное отверстие;
12 - сталеразливочный ковш; 13 - сталевоз
134
В литейных цехах используют также кислые дуговые элек-
тропечи малой вместимости. Для изготовления кислой футеровки
используют кварцит и изделия из него (динас) с содержанием
главного компонента SiO2 > 95-97 %.
Для выпуска стали и облегчения скачивания шлака печь
может наклоняться в сторону сливного носка на угол до 40-45 °, а
в сторону рабочего окна - на угол 10-15 °.
Вместимость по металлу трехфазных дуговых печей равна
3-180 т.
Электропитание трехфазных дуговых печей
На рис. 46 приведена схема электропитания дуговой элек-
тропечи. Крупная печь питается индивидуальной линией электро-
Рис. 46. Схема электропитания
дуговой электропечи:
1 - высоковольтное распредели-
тельное устройство;
2 - приборы защиты;
3 - высоковольтный кабель;
4 - печная подстанция;
5 - приборы учета и измерения;
6 - ванна печи;
7 - перемешивающий статор;
1Р-ЗР- высоковольтные разъе-
динители (безопасности);
1В - высоковольтный выключа-
тель защиты печи;
2В - оперативный выключатель;
1РЗ- ЗРЗ - заземляющие
разъединители;
TH - трансформатор напряжения;
Тр - трансформатор печной;
Пр - низковольтные предохрани-
тели;
ITT- ЗТТ- токовые
трансформаторы
135
передачи. Печная подстанция 4 подключена к линии высокого
35-220 кВ напряжения. В печной подстанции размещены печной
трансформатор Тр и вспомогательное оборудование. Печной
трансформатор служит для преобразования электроэнергии высо-
кого напряжения в энергию низкого 110-1000 В напряжения и вы-
сокой силы тока. Мощность трансформаторов достигает 800-
1000 кВ А/т садки печи, то есть для 100 т печей она равна 80-
100 MB A. Трансформатор имеет устройство для переключения
ступеней напряжения под нагрузкой, предназначенное для изме-
нения мощности, выделяющейся в дугах. В схеме питания элек-
тропечи устанавливают, как правило, два трехфазных выключате-
ля мощности 1В и 2В. Выключатель 1В служит для отключения
печи при аварийных режимах, выключатель 2В является опера-
тивным, он служит для дистанционного отключения печи при за-
валке, скачивании шлака, присадке материалов через рабочее ок-
но, выпуске плавки.
Ток от печного трансформатора к электродам печи подают с
помощью медных шин, идущих от трансформатора, гибких мед-
ных водоохлаждаемых кабелей и медных водоохлаждающих труб,
идущих вдоль рукавов электрододержателей. На современных пе-
чах роль медных водоохлаждаемых труб выполняют сами элек-
тропроводящие рукава электрододержателей (стальные, плакиро-
ванные медью или изготовленные из алюминиевых сплавов).
Гибкие кабели обеспечивают возможность наклона печи в сторону
сливного носка или рабочего окна, а также подъем и отворот свода
при завалке. Участок электропечи от трансформатора до электро-
дов называют короткой сетью. Короткая сеть должна обеспечить
минимальные электрические потери, равномерное распределение
мощности по электродам и высокий коэффициент мощности
(cos <р).
Вторичное напряжение трехфазных дуговых печей равно
110-1000 В при силе тока до 70-80 кА.
Дуговые печи постоянного тока
Конструктивно данные печи мало отличаются от трехфаз-
ных дуговых электропечей, рис. 47. Они также имеют подину, об-
разующую ванну металла, стены и свод. Отличие заключается в
типе питающего тока, наличии только одного графитизированного
136
Рис. 47. Схема дуговой электропечи постоянного тока
электрода, подключенного к отрицательному полюсу преобразо-
вателя тока и являющегося катодом. Анодом является металл, ко-
торый через электрод в подине (подовый электрод) замкнут с по-
ложительным полюсом преобразователя тока.
Различают четыре типа подовых электродов (рис. 48):
1 - неохлаждаемые стальные пластины, заложенные вертикально
или слегка наклонно в подину; 2 - охлаждаемые снизу воздухом
штыри, заложенные в подину; 3 - стальной стержень, заложенный
в подину и приваренный к медному водохлаждаемому цилиндру;
4 - электропроводящая подина с воздушным охлаждением снизу.
Для обеспечения надежного контакта металла с подовым
электродом на дуговых печах постоянного тока плавку стали
137
। 2 3 4
Рис. 48. Схема подовых электродов - анодов
ведут с «болотом», то есть оставлением части металла (10-20 %) и
шлака в дуговой печи.
Вместимость дуговых печей постоянного тока изменяется в
пределах 12-170 т. Современные высокопроизводительные печи
имеют вместимость 130-170 т. Суммарная мощность двух печных
выпрямителей 170-т печи равна 150 МВт.
Электрооборудование дуговых печей постоянного тока бо-
лее сложное и дорогое. В нем помимо печного трансформатора
имеется тиристорный преобразователь, обеспечивающий получе-
ние постоянного тока. Напряжение дуги на печах постоянного то-
ка может составлять 400-800 В при силе тока до 120 кА.
За последние 10-20 лет в мире было построено значитель-
ное число высокопроизводительных дуговых печей постоянно-
го тока.
Дуговые печи постоянного тока превосходят таковые пере-
менного тока, в том числе, с высоким импедансом (полным сопро-
тивлением) и насыщенным реактанцем (реактивным сопротивле-
нием), так как имеют меньший расход электроэнергии, электро-
дов, огнеупоров; более эффективно используют электроэнергию.
В дуговых печах постоянного тока меньше уровень фликкера
(возврат реактивной составляющей тока в электрическую сеть,
приводящий к мерцанию осветительных приборов и неустойчивой
работе электронной техники), но они требуют более высоких ка-
питальных затрат на строительство и использования более доро-
гих графитизированных электродов диаметром 710 и 800 мм.
Дуговые печи постоянного тока характеризуются также
меньшим уровнем шума (30-60 дБ).
138
Электроды
На дуговых сталеплавильных печах применяют графитизи-
рованные электроды круглого сечения, диаметр которых опреде-
ляется допустимой плотностью тока (до 35 А/см2). Длина электро-
дов 2-3 м, их свинчивают в свечи необходимой длины. Электроды
в зоне дуги обгорают, и свечи удлиняют путем навинчивания
сверху нового электрода (операция наращивания электродов).
Электроды свинчивают посредством промежуточного вкладыша -
ниппеля. Диаметр электродов зависит от вместимости печи. Для
трехфазных дуговых печей вместимостью 100-130 т применяют
электроды диаметром 610 мм, для дуговых печей постоянного тока
вместимостью 130-170 т диаметр электрода равен 710 или 800 мм.
На высокомощных дуговых печах применяют поливное во-
доохлаждение электродов. Для этого снизу механизма зажима
элекгрододержателя вокруг электрода устанавливают кольцевой
водопровод, из отверстий которого на электрод подают струи во-
ды. Вода охлаждает электрод, испаряется и в рабочее пространст-
во печи не попадает.
Электроды изготавливают на специализированных элек-
тродных заводах. Сырьем для их изготовления служит графит,
лучшие сорта углей и кокса. Исходный материал дробят, прокали-
вают для удаления влаги, смешивают со связующим веществом -
каменноугольным электродным пеком и прессуют в горизонталь-
ных прессах. Спрессованные заготовки обжигают в течение 15-
30 суток, а затем подвергают графитизации в электрических печах
сопротивления при 2600-2800 °C. Сопротивлением служат сами
изделия и материал засыпки. В процессе графитизации изделия
приобретают необходимую кристаллическую структуру. Это
обеспечивает высокие электрическую проводимость, теплопро-
водность, термостойкость, механические свойства и сопротивле-
ние окислению. После графитизации и охлаждения электроды по-
ступают в механическое отделение для придания им на токарных
станках необходимой формы и чистоты поверхности и для нарез-
ки резьбы под ниппель1. У электродов с двух сторон вытачивают
1 Ниппель (от англ, nipple) - в данном случае графитизированный цилин-
дрический или двухконусный элемент, служащий для соединения (свинчивания)
электродов в свечи необходимой длины.
139
ниппельные гнезда с цилиндрической, а на электродах больших
диаметров с конической резьбой.
Электрическая дуга
Трансформация электрической энергии в тепловую в дуго-
вых печах происходит в электрической дуге, возникающей между
торцом электрода и поверхностью металла. Дуговой разряд - одна
из форм разряда в газах. В обычном состоянии газ состоит из
элекгронейгральных частиц, и газ ток не проводит. Он приобрета-
ет проводимость, когда в нем помимо электронейтральных атомов
и молекул появляются заряженные частицы - свободные электро-
ны и ионы.
Для возбуждения дуги концы электродов сначала приводят в
соприкосновение друг с другом, а затем электроды разводят. В
дуговых печах электродами являются графитизированный элек-
трод и твердая металлическая шихта или расплавленный металл.
При разведении электродов между ними возникает электрический
разряд (дуга). Электроны, эмитированные катодом (отрицательно
заряженным электродом), в электрическом поле получают уско-
ренное движение к аноду (положительно заряженному электроду).
На пути к аноду электроны сталкиваются с электронейтральными
молекулами или атомами, ионизируя их и порождая вторичные
электроны. На дуговых электропечах постоянного тока катодом
является графитизированный электрод, а горение дуги после ее
возбуждения быстро стабилизируется. При горении дуги перемен-
ного тока графитизированный электрод в течение каждого перио-
да поочередно является то катодом, то анодом. На рис. 49 пред-
ставлены осциллограммы тока и напряжения дуги в сталеплавиль-
ной печи в разные периоды плавки. В начале периода расплавле-
ния, когда дуга горит на поверхности твердой холодной шихты, ее
поведение характеризуется нестабильностью, прерывностью (рис.
49, а). Это нежелательно, поскольку мощность печного трансфор-
матора используется не полностью. Такая дуга является источни-
ком мощного шума до 120-130 дБ. По мере разогрева шихты и
появления жидкого метала горение дуги становится более устой-
чивым (рис. 49, б). После полного расплавления шихты и образо-
вания жидкоподвижного шлака горение дуги стабилизируется
(рис. 49, в), шум от горения дуги не превышает 50-60 дБ.
140
Рис. 49. Осциллограммы тока 1а и напряжения С/д дуги
в сталеплавильной печи:
п-в начале; б - в конце плавления шихты;
в-в восстановительный период
Тепло от дуг передается металлу, а также стенам и своду из-
лучением. В месте контакта дуги с металлом (пятне дуги) разви-
ваются температуры, равные температуре кипения железа
(-3000 К). От пятна дуги тепло передается в глубь металлической
ванны теплопроводностью и вынужденной конвекцией благодаря
перемешиванию металла.
2. ИНДУКЦИОННЫЕ СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫЕ ПЕЧИ
В индукционных печах металл нагревается токами, возбуж-
даемыми в нем переменным магнитным полем индуктора. По су-
ществу индукционные печи также являются печами сопротивле-
ния, но отличаются от них способом передачи энергии нагревае-
мому металлу. В отличие от печей сопротивления электрическая
энергия в индукционных печах превращается в индукторе в элек-
тромагнитную, затем в металле в электрическую и, наконец, в ме-
талле же - в тепловую.
При индукционном нагреве тепло выделяется непосредст-
венно в нагреваемом металле, поэтому использование тепла ока-
зывается наиболее полным.
Для плавки стали используют тигельные печи без железного
сердечника, рис. 50.
Тигельные индукционные печи применяют для выплавки
специальных, особенно низкоуглеродистых сталей и сплавов на
основе никеля, хрома, железа и кобальта. Важным достоинством
тигельных печей является простота конструкции и малые габари-
ты. Благодаря этому индукционная тигельная печь может быть пол-
141
Рис. 50. Схема индукционной тигельной сталеплавильной печи:
1 - жидкая сталь; 2 - шлак; 3 - водоохлаждаемый индуктор;
4 - футеровка тигля (набивная или выложенная огнеупорным кирпичом);
5 - теплоизоляция; 6 - сливной желоб
ностью помещена в вакуумную камеру и в ней можно по ходу
плавки и разливки воздействовать на металл вакуумом.
Вместимость отечественных индукционных печей для вы-
плавки стали изменяется в пределах от 60 кг до 60 т.
В зависимости от вместимости и назначения индукционные
тигельные печи питают токами разной частоты, от 50 до 10б Гц.
Для промышленных печей вместимостью 60-6000 кг наиболее
часто используют токи частотой 0,5-10 кГц, для печей вместимо-
стью > 6 т - токи промышленной частоты (50 Гц). Источниками
токов высокой частоты являются высокочастотные машинные или
тиристорные генераторы.
Главными элементами печей являются огнеупорный тигель 4
(рис. 50), вокруг которого размещен медный водоохлаждаемый
индуктор 3, а также не приведенный на рисунке генератор высо-
кочастотного тока. Магнитное переменное силовое поле, возбуж-
даемое индуктором, пронизывает тонкий слой металла, примы-
кающий к стенкам тигля. Возникающие в нем токи индукции на-
гревают и расплавляют шихту (садку). Вследствие значительного
142
зазора между индуктором и садкой индукционная тигельная печь
обладает большой индуктивностью, снижающей общий cos ф. Для
компенсации индуктивной мощности индуктора источники элек-
тропитания снабжают конденсаторами, которые, будучи включен-
ными в цепь печи, покрывают индуктивную мощность печи.
Поскольку самоиндукция дает положительный сдвиг фаз (сила
тока отстает от напряжения), а емкость (конденсатор) - отрица-
тельный (сила тока опережает напряжение), то при равенстве ин-
дуктивного и емкостного сопротивлений сдвига фаз не будет, кри-
вая изменения силы тока совпадает с кривой изменения напряже-
ния, и cos ф =1.
Наиболее часто индукционные тигельные печи используют
в литейных цехах, производящих отливки из стали и чугуна.
Об устройстве вакуумных индукционных печей и техноло-
гии плавки стали и сплавов в них будет сказано далее.
3. ТЕХНОЛОГИЯ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ В ЭЛЕКТРОПЕЧАХ
Дуговые электропечи являются уникальными агрегатами, в
которых возможно выплавлять различные сорта сталей - от низ-
коуглеродистых до высоколегированных и специальных сплавов,
используя самые разнообразные сочетания шихтовых материалов.
Однако печи разного типа и вместимости специализируют на вы-
плавке сталей сравнительно небольшего круга марок.
По типу используемой технологии выплавки дуговые элек-
тропечи можно условно разделить на три группы.
1. Высокомощные печи большой вместимости от 80 до
180 т; они предназначены для выплавки углеродистых и низколе-
гированных марок сталей массового назначения.
2. Печи средней вместимости 25-60 т, они предназначены
для выплавки легированных конструкционных и коррозионно-
стойких марок сталей.
3. Печи малой вместимости 3-25 т. Эти печи используют
для выплавки высоколегированных сталей различного назначения,
в том числе быстрорежущих, жаростойких и жаропрочных, раз-
личных сплавов, а также для выплавки сталей и чугуна для литья в
литейных цехах.
143
Для всех типов печей общими являются операции загрузки и
плавления. После расплавления шихты технологические приемы
могут существенно отличаться.
Технология выплавки сталей в высокомощных
дуговых печах
Данные печи предназначены для выплавки углеродистых и
низколегированных сталей массового назначения. В качестве ис-
ходных материалов используют стальной скрап, твердый и жид-
кий чугун, прямовосстановленное железо (ПВЖ). Последователь-
ность технологических операций представлена на рис. 51; выделе-
ны три последовательных операции.
Рис. 51. Последовательность технологических операций при выплавке
стали в высокомощных дуговых электропечах:
1 - загрузка печи; 2 - плавление и окисление; 3 - выпуск
Загрузка - дуговые печи заваливают твердыми шихтовыми
материалами с помощью двухчелюстных корзин грейферного ти-
па, дно которых открывают при размещении корзины краном по
центру печи при отвернутом своде. После загрузки первой корзи-
ны (-50-60 % шихты по массе) печь накрывают сводом, опускают
электроды (в случае печи постоянного тока - электрод) и зажига-
ют дуги (дугу). Механизм плавления шихты показан на рис. 52.
Электроды быстро проплавляют колодцы, шихта прогрева-
ется и оседает. Для ускорения прогрева и оседания шихты с пер-
вых минут окончания завалки включают в работу стеновые топ-
ливно-кислородные горелки и горелку, установленную в рабочем
окне. После оседания шихты производят завалку второй корзины
(операция подвалки), снова включают дуги и горелки. Период
144
Рис. 52. Этапы плавления шихты:
а - начало; б - проплавление колодцев; в - конец плавления
плавления совмещают с периодом окисления. Окисление ведут с
помощью кислорода, который вдувают в жидкий металл, остав-
шийся в печи после выпуска предыдущей плавки (болото), одной
или двумя стальными трубками, вводимыми через рабочее окно
манипулятором (рис. 53).
Рис. 53. Схема работы манипулятора для вдувания
в расплавленный металл кислорода двумя трубками
и молотого угля для вспенивания шлака
Трубки диаметром ~50 мм для замедления обгорания по-
крыты изнутри и снаружи слоем оксида алюминия А12Оз. Под
145
действием кислорода происходит окисление железа и примесей
шихты.
2[Fe] + О2= 2(FeO);
(FeO) = [Fe] + [О];
[Si] + 2(FeO) = (SiO2) + 2[Fe];
[Mn] + (FeO) = (MnO) + [Fe],
В образовавшемся первичном шлаке на основе FeO, SiO2 и
МпО в зоне высоких температур быстро растворяется известь, за-
груженная в печь с первой корзиной. При основности шлака
(% СаО)/( % SiO2) > 2 происходит удаление фосфора:
2[Р] + 5(FeO) + З(СаО) = (ЗСаОР2О5) + 5[Fe],
Для успешного проведения окислительного периода в ших-
ту вводят избыток углерода, по сравнению с заданным в марке
стали, путем добавки твердого чугуна, заливки (до 30 % от массы
металлошихты) жидкого чугуна, введения ПВЖ. Углерод метал-
лического расплава окисляется по реакции
[С] + [О] = {СО}.
С образованием первичного шлака в него с помощью трубки
вдувают кислородом молотый уголь. Уголь сгорает в шлаке:
2Ств+{О2}=2{СО};
С„ +(FeO) = {СО} + [Fe]
с образованием большого количества пузырей СО, которые вспе-
нивают шлак. Операция вспенивания шлака необходима при рабо-
те высокомощных высокопроизводительных дуговых электропе-
чей для экранирования дуг (дуги). Вспененный шлак многократно
увеличивает свой объем, закрывает дуги и тем самым понижает
интенсивность излучения дуг на стены и свод. Вспененный шлак
самотеком стекает с порога завалочного окна в шлаковню под
печью или шлакоуборочный тоннель. Незадолго перед окончани-
ем плавки с помощью манипулятора берут пробу металла и изме-
ряют его температуру. По полученной информации определяют
момент окончания плавки. Плавку заканчивают операцией выпус-
ка металла в ковш, куда присаживают раскислители (ферромарга-
нец, ферросилиций, алюминий) и необходимые легирующие эле-
146
менты. Выпуск стали из высокомощных дуговых печей осуществ-
ляют через отверстие, расположенное эксцентрично в подине, или
через сильно смещенное в противоположную от рабочего окна
сторону отверстие в подине (эркерный1 выпуск). Такой выпуск
позволяет оставлять часть металла в печи (болото) для ускорения
плавления шихты последующей плавки. На печах средней и малой
вместимости выпуск металла осуществляют путем наклона печи
через отверстие, расположенное на уровне раздела металл - шлак
или через канал, проложенный в задней стенке и начинающийся у
подины (сифонный выпуск); вытекающий металл по желобу
(сливному носку) попадает в сталеразливочный ковш. Ковш с ме-
таллом для окончательного регулирования состава и температуры
поступает на стенд ковшовой металлургии и далее на непрерыв-
ную разливку. Годовая производительность одной высокомощной
дуговой электропечи достигает 0,8-1 млн тонн в год.
В табл. 7 приведены некоторые показатели работы высоко-
мощных дуговых печей и продолжительность плавок.
Таблица 7
Показатели работы высокомощных дуговых электропечей
Показатели Трехфазные печи Печи постоян- ного тока
А Б В Г
Вместимость, т 120 95 163 148
Мощность трансформатора, MBA 105 105 150 140
Удельная мощность, кВА/т 875 1100 920 946
Сила тока на электроде, кА 65 55 118 120
Расход электроэнергии, кВт-ч/т 500 373 350 422
Общий расход кислорода, м3/т 28,0 25,3 25,4 34,0
Расход электродов, кг/т 1,75 1,6 1,3 1,35
Температура металла на выпуске, °C 1630 1636 1657 1644
Время от выпуска до выпус- ка, мин 60 51 66 67
1 Эркер (от нем. Erker) - в архитектуре полукруглый или многоугольный
выступ в стене.
147
Ниже приводится энергетический баланс плавки стали в
80-т высокомощной трехфазной дуговой печи при средней про-
должительности плавки 45 мин, кВт ч/т:
приход: электроэнергии 380, тепло горелок 36, тепло окис-
ления примесей 178; итого 594;
расход: тепло стали 382, тепло шлака 52, потери энергии с
охлаждающей водой 53, с отходящими газами и пылью 85, с ра-
диацией 12, электрические потери в сети 10; итого 594.
Технология выплавки легированных сталей
в дуговых печах средней вместимости
Различают две технологии выплавки стали в дуговых печах
вместимостью 10-60 т: с окислением шихты и переплавом леги-
рованных отходов.
При выплавке стали с окислением шихты (принято называть
плавкой на свежей шихте) можно выделить следующие периоды
плавки: 1 - осмотр и ремонт стен и подины (заправка); 2 - загруз-
ка (корзинами, с одной или двумя подвалками); 3 - плавление;
4 - окислительный период; 5 - восстановительный период (период
раскисления и десульфурации); 6 - выпуск.
Плавление шихты проводят на максимальной мощности пе-
чи. К концу периода плавления практически полностью окисляют-
ся активные элементы шихты (алюминий, кремний, частично мар-
ганец, хром и фосфор). Для образования шлака в шихту вводят
известь и иногда железную руду. Конец периода плавления и
окислительный период ведут путем продувки металла кислородом
или присадок железной руды (сырых железорудных окатышей).
Основная задача окислительного периода - окислить избыточное
содержание углерода, удалить фосфор и нагреть металл до задан-
ной температуры. Окислительный период заканчивают скачивани-
ем из печи окислительного шлака.
Восстановительный период начинают с наведения нового
высокоосновного (основностью 2,5-4,0) шлака присадками извес-
ти и раскислителей (молотого кокса, молотого или кускового фер-
росилиция, порошка алюминия). Задача восстановительного пе-
риода - раскислить металл, удалить серу, ввести необходимые ле-
гирующие элементы (Мп, Si, Сг и др.) путем присадки соответст-
148
вующих кусковых ферросплавов. В восстановительный период
протекают реакции раскисления:
(FeO) + C„ (SiFesi, Al) => [Fe] + {СО} + (SiO2> А12О3),
[О] + [Si, Al] => (SiO2, A12O3)
и удаления серы:
[S] + (СаО) + Q, (SiFeSi, Al) => (CaS) + {CO} + (SiO2, A12O3).
Восстановительный период заканчивают при достижении
заданного состава и температуры стали. Сталь выпускают в ковш,
в котором производят окончательное раскисление сильными рас-
кислителями (кремнием, алюминием). В ковш можно вводить и
высокоактивные элементы - ванадий, титан.
Выплавка стали переплавом легированных отходов позволя-
ет снизить себестоимость стали, так как цена 1 кг легирующего
элемента в отходах существенно меньше цены 1 кг элемента в
свежих ферросплавах.
При использовании данной технологии шихту составляют
таким образом, чтобы по расплавлении получить металл, близкий
по составу к выплавляемой марке стали. После расплавления про-
водят восстановительный период с указанными выше задачами.
Затем сталь выпускают в ковш, где ее окончательно раскисляют и
легируют.
Технология выплавки стали в дуговых печах
малой вместимости (3-25 т)
Сталь, предназначенную для стальных отливок в литейных
цехах, выплавляют по технологии с окислительным и коротким
восстановительным периодами.
Средне- и высоколегированные стали выплавляют по техно-
логии с окислением (на свежей шихте) и переплавом легирован-
ных отходов. В первом случае (на свежей шихте) неокисляющиеся
в присутствии железа элементы (Ni, Мо) можно в виде отходов и
ферросплавов вводить в загрузку. Окисляющиеся элементы (Мп,
Сг, Si и др.) вводят с ферросплавами в восстановительный период
плавки.
149
Выплавка коррозионно-стойких сталей
Эти стали содержат 13-1 g % и более хрома, а также никель
и другие легирующие элементы. Сложность выплавки этих сталей
заключается в необходимости получения во многих случаях низ-
ких содержании углерода. дВДо , том> При содержании угле.
рода менее , о, сродство хрома к кислороду становится боль-
ше сродства к нему углерода. Окисление в этих условиях углерода
неизбежно ведет к окислению к.
хрома и его большим потерям:
2(&) + 3[О] = (Сг20з).
Предпочтительное окисление углерода без заметного окис-
ления хрома достигают ^мя „. й Fe.C-Cr-
расплава кислородо-аргонной смесью в конвертере АОД (рис. 44)
с целью понижения Реп, проду„кой Fe-C-Cr-расплава кислородом
при повышенных (до 1800-1ад те металла, про.
дувкой металла кишюродом в вакууме при снижении Рсо- Наибо-
лее дешевый способ выплави, коррозионно-стойких сталей с низ-
ким (менее 0,03 %) содержанием углерода - это процесс АОД, ко-
торый рассмотрен ранее. В врытых дуговых печах снизить со-
держание углерода в этих сталях менее 0,05 % без потерь хрома
трудно. При этом использую, технологии: 1) переплав подхо-
дящих хромистых отходов с добавлением низкоуглеродистой спе-
циально приготовленной Шихтовой „ малОуглеродисто-
го феррохрома, ) с полным окислением Fe-C-шихты в окисли-
тельный период с легированием металлического расплава боль-
шими присадками малоуглеродистого феррохрома в восстанови-
тельный период, ) комбинацией этих методов с продувкой метал-
ла кислородом для окисления углерода при очень высоких темпе-
ратурах. технологии выплавки коррозионно-стойких сталей под
вакуумом будет сказано в Разделе «Ковшовая металлургия».
Технология выплавки стали в кислых дуговых печах
Плавка стали в сталеплавильных агрегатах с кислой футе-
ровкой на основе кварцита (содержание SiO2 = 95-97 %) не позво-
ляет удалять из металла cenv . х х
J СРУ и фосфор и ограничивает возможно-
сти легирования металла
„ r в Марганцем, хромом и другими элемента-
ми. ПОЭТОМУ В ДУГОВЫХ - х
J J печах с кислой футеровкой вместимо-
150
стью 0,5-12 т выплавляют сталь ограниченного сортамента марок,
включающих простые среднеуглеродистые (0,25-0,40 % С) и
низколегированные стали, предназначенные для производства от-
ливок.
В кислых дуговых печах сталь обычно выплавляют методом
переплава с окислением. Шихтовые материалы - стальной скрап и
отходы собственного производства - должны быть чистыми по
сере и фосфору.
Процесс плавления проходит так же, как и в основных пе-
чах. По расплавлении шихты проводят окислительный период. В
этот период окисляют 0,1-0,2 % С со скоростью 0,2-0,3 % С/ч.
Углерод окисляют присадками железной руды и продувкой ванны
кислородом.
В кислом процессе возможно восстановление кремния из
кремнезема футеровки углеродом по реакции:
SiO2„ + 2[С] = [Si] + 2{СО} - Q.
Из-за отсутствия условий для удаления серы и в связи с ог-
раниченной возможностью легирования восстановительный пери-
од в кислой печи либо отсутствует, либо проводится по упрощен-
ной технологии.
При выплавке углеродистой стали задачи восстановительно-
го периода сводятся к раскислению металла. Если плавку из печи
выпускают целиком (во многих случаях при мелком литье плавку
выпускают порциями), то можно провести так называемый крем-
невосстановительный процесс. Для этого загущают шлак присад-
ками кварцевого песка и нагревают металл. Восстанавливающийся
кремний раскисляет металл:
2[О] + [Si] = (SiO2).
Реакцией восстановления кремния нужно управлять, так как
чрезмерное ее развитие может привести к получению излишнего
содержания кремния в стали.
Прекратить восстановление кремния можно присадками в
шлак извести, снижающей активность кремнезема в шлаке и уве-
личивающей активность оксидов железа. В цехах мелкого литья
металл в печи целесообразнее раскислять присадками ферросили-
ция, а окончательное раскисление марганцем и алюминием прово-
дить в ковше.
151
Технология выплавки стали в открытых
индукционных печах
Открытые индукционные печи для плавки стали и чугуна
для производства отливок могут иметь тигель, изготовленный как
из основных (периклазовых), так и кислых (кварцевых и алюмоси-
ликатных) материалов.
В индукционных печах вследствие низкой температуры
шлака и соответственно его низкой активности рафинировочные
процессы проводить затруднительно. Поэтому в индукционных
печах плавку проводят переплавом отходов или сплавлением чис-
тых шихтовых материалов.
Экология и переработка печных газов
Высокомощные дуговые электропечи мини-заводов в каче-
стве шихтовых материалов используют стальной смешанный лом
и лом после шреддерных установок. Лом может содержать как
нежелательную примесь различные пластмассы, в состав которых
входят хлорорганические соединения. Эти примеси приводят к
появлению в отходящих печных газах сильно токсичных соедине-
ний диоксинов и фуранов. Наиболее токсичными являются тетра-
хлордибензо-л-диоксин C6H4CI2-O-O-C6H4CI2 и тетрахлордибензо-
л-фуран СбНдСЬ-О-СбНдСЬ. При переплаве лома без предвари-
тельного подогрева концентрация диоксинов в отходящих газах
может достигать большой величины 0,30 нг/м3 при норме не более
0,1 нг/м3. При этом основная масса диоксинов образуется в интер-
вале температур 900-1200 °C.
На рис. 54 показана схема переработки отходящих газов вы-
сокомощных дуговых печей.
Газ из печи 1 через расширительную камеру 3 попадает в
камеру 4 дожигания СО, в которой при высоких температурах
происходит частичная диссоциация молекул диоксинов. Отсюда
газ попадает в камеру 5 быстрого охлаждения (закалки), где охла-
ждается до 150-300 °C. Благодаря закалке и быстрому прохожде-
нию области опасных температур 900-1200 °C диоксины и фура-
ны в газе не образуются. В результате концентрация диоксинов в
отходящих газах уменьшается до значений 0,03 нг/м3. Далее газ,
имеющий низкую концентрацию диоксинов, очищают от пыли в
мешочных фильтрах 9 и выбрасывают через трубу 10 в атмосферу.
152
10
Рис. 54. Схема установки для обработки отходящих газов
из дуговой электропечи:
1 - печь; 2 - зонт над печью; 3 - расширительная камера;
4 - камера дожигания; 5 - камера охлаждения (закалки) отходящих газов;
6 - газоотсос из ковша; 7 - общий газопровод; 8 - дымосос;
9 - мешочный фильтр; 10 - очищенные газы
Перспективы развития электрометаллургии стали
Еще 40-50 лет назад считали, что дуговые электропечи
предназначены для выплавки легированных сталей и сплавов. Од-
нако развитие методов ковшовой металлургии, электродной и
электротехнической промышленности, использование кислорода,
топливно-кислородных горелок, совершенствование конструкций
элементов печи, появление на рынке прямовосстановленного
(губчатого) железа ПВЖ привели к созданию нового поколения
дуговых электропечей, производящих углеродистые и низколеги-
рованные стали массового назначения.
С 1965 г. по 2000 г. средняя продолжительность плавки со-
кратилась с 180 мин до 40-50 мин, расход электроэнергии снизил-
ся с 630 до 350 кВт ч/т, а расход электродов с 6,5 до 1,5 кг/т. С
конца 80-х годов началось массовое строительство высокомощных
дуговых электропечей постоянного тока. Производительность од-
ной печи достигала 0,8 - 1,0 млн т в год. Дуговые электропечи яв-
ляются самыми подходящими агрегатами для выплавки стали из
стального лома. При переплаве лома существенно (по сравнению с
продувкой чугуна в конвертерах) снижается выброс в атмосферу
153
парникового газа диоксида углерода СО2. Необходимость сниже-
ния выбросов парниковых газов в атмосферу вытекает из подпи-
санного правительствами многих стран Киотского протокола.
Развитие электрометаллургии стали идет в направлении со-
вершенствования технологии выплавки и повышения энергово-
оруженности дуговых электропечей благодаря применению топ-
ливно-кислородных горелок, дожиганию оксида углерода СО в
рабочем пространстве, продувке металла остронаправленными
струями кислорода, использованию тепла отходящих газов для
подогрева стального лома. В ближайшие годы доля электростали,
в первую очередь стали массового назначения, в общем объеме
производства стали будет увеличиваться. Перспективным является
использование комплексов, имеющих один печной трансформатор
и две сталеплавильные ванны и сочетающих конвертерные и элек-
тросталеплавильные технологии.
Глава 9. СПЕЦИАЛЬНЫЕ СПОСОБЫ
ЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИИ
Развитие современной авиации, космической техники, ра-
диоэлектроники, атомной энергетики, точного машиностроения,
вычислительных средств потребовало производства высококаче-
ственных сталей, жаропрочных сплавов, чистых металлов, кото-
рые невозможно получать обычными способами. Новые металлы
и сплавы для этих отраслей промышленности должны содержать
минимальное количество кислорода, водорода, азота, серы, фос-
фора, примесей цветных металлов, неметаллических включений.
Такие металлы можно получать только в специальных печах, ра-
ботающих при пониженном давлении (в вакууме).
1. ОСНОВНЫЕ ЗАКОНОМЕРНОСТИ
ПРИ ПЛАВКЕ В ВАКУУМЕ
При понижении давлени^ атмосферы над металлом газы,
растворенные в металле, выделяются из него, согласно закону Си-
вертса. Так же происходит выделение из жидкого металла в газо-
вую атмосферу примесей цветных металлов, которые обладают
154
высокой упругостью пара. В результате плавки в вакууме, как
правило, содержание олова, сурьмы, свинца и др. цветных метал-
лов заметно снижается.
После плавки в вакууме происходит снижение содержания
кислорода как растворенного в металле, так и находящегося в виде
неметаллических оксидных включений. Это возможно благодаря
протеканию реакции взаимодействия кислорода с углеродом:
[С] + [О]« СО; [С] + (МеО) = СО + [Me].
Поскольку парциальное давление СО в атмосфере вакуум-
ной установки низкое, то равновесие указанных реакций значи-
тельно сдвигается в правую сторону, т. е. в сторону образования
СО, что способствует удалению кислорода из металла и оксидных
неметаллических включений. По этим же реакциям можно прово-
дить обезуглероживание, если ставится задача получения низко-
углеродистых сталей и сплавов.
Благодаря повышению степени чистоты металла возрастают
его свойства. Так, у конструкционных сталей повышается пла-
стичность, у высокопрочных - предел прочности, у коррозионно-
стойких - пластичность и сопротивление коррозии. Электротех-
нические стали и сплавы, выплавленные в вакууме, имеют мень-
шие электрические потери благодаря уменьшению электрического
сопротивления и повышению магнитных свойств, чем стали, по-
лученные обычной плавкой; у жаропрочных сплавов повышается
предел рабочих температур, при которых эти сплавы могут быть
использованы в двигателях. А это значительно повышает возмож-
ности двигателей - длительность работы, экономичность, мощ-
ность и т. д. Штампы из вакуумной стали позволяют изготовлять
большее число штамповок, причем поверхность изделий значи-
тельно улучшается.
Выплавка сплавов и чистых металлов в вакууме позволила
решить сложные задачи электронной и полупроводниковой тех-
ники.
Ранее казавшиеся завышенными требования по чистоте ме-
талла по примесям в пределах нескольких десятитысячных долей
процента теперь оказались достижимыми в результате развития
техники зонной очистки в вакууме, выплавки металлов в элек-
троннолучевых печах.
155
2. ВАКУУМНАЯ ИНДУКЦИОННАЯ ПЛАВКА
Вакуумная индукционная печь представляет собой высоко-
частотную печь, помещенную в герметичный корпус, из которого
при помощи вакуумных насосов откачиваются газы. Вместимость
вакуумных печей изменяется от нескольких килограммов до 30 т.
Эти печи обладают рядом преимуществ перед другими вакуумны-
ми плавильными установками.
Во-первых, металл можно длительное время выдерживать
при пониженном давлении. Благодаря этому сталь подвергается
глубокой дегазации, раскислению и очищению от неметалличе-
ских включений и примесей цветных металлов. Во-вторых, в ва-
куумных индукционных печах можно выплавлять любые, слож-
ные по химическому составу сплавы из самых различных шихто-
вых материалов. В-третьих, эти печи пригодны как для отливки
крупных слитков массой несколько тонн, так и для литья мелких
фасонных изделий, в том числе способом центробежной отливки,
по выплавляемым моделям и т. д. Недостатком этих печей являет-
ся возможность загрязнения жидкого металла вследствие контакта
с огнеупорной футеровкой тигля, что может снижать эффектив-
ность рафинирования металла.
На рис. 55 приведена схема вакуумной индукционной печи
полунепрерывного действия. В водоохлаждаемом корпусе, закры-
ваемом герметичной крышкой, расположен высокочастотный ин-
дуктор с огнеупорным тиглем; загрузку металла производят без
открывания печи; добавки мелких порций осуществляют с помо-
щью дозатора - через загрузочный совок. Разливку металла в из-
ложницу или в литейную форму производят наклоном печи. Печь
оборудована устройствами для отбора проб и измерения темпера-
туры. Имеются окна для наблюдения за процессом плавки. Шлю-
зовые устройства с вакуумными затворами отделяют плавильную
камеру, в которой находится печь, от камеры изложниц и шихты.
В камере изложниц на тележки ставят изложницы для отливки
слитков. Камеру закрывают снаружи и из нее откачивают воздух.
Когда в камерах изложниц и печи давление уравнивается, то от-
крывают соединяющий их между собой затвор, и изложницы или
литейные формы попадают в печь для наполнения жидким метал-
лом. После заливки слитков изложницы вывозят из камеры печи в
камеру изложниц. Соединительный затвор закрывают, и в камеру
156
7
Рис. 55. Схема вакуумной индукционной печи полунепрерывного действия:
1 - камера шихты; 2 - корзина с шихтой; 3 - вакуумный затвор;
4 - индукционная печь; 5 - пульт управления; 6 - изложница;
7 - камера изложниц; 8 - вакуумные насосы
изложниц напускают воздух. Открывают ее и убирают полные
изложницы, ставят взамен пустые, затем цикл повторяется снача-
ла. Все это время камера печи остается под низким давлением. Так
же работает и камера загрузки. В ней на тросе подвешивают
бадью с порцией шихты. Затем камеру закрывают, откачивают и
открывают шибер, отделяющий эту камеру от печной. Затем опус-
кают бадью в тигель печи и шихту загружают в печь. Пустую
бадью поднимают, закрывают затвор и напускают в камеру за-
грузки воздух. Вместо пустой бадьи ставят бадью с шихтой. Печь
работает без открывания плавильной камеры до тех пор, пока по-
зволяет стойкость огнеупорной футеровки. Это составляет в сред-
нем 20-40 плавок. Для смены тигля печь открывают и отсоединя-
ют индуктор с тиглем от токо- и водопроводов. Вместо старого
тигля устанавливают новый индуктор со свеженабитым или вы-
ложенным из кирпича тиглем. После закрывания камеры и откач-
157
ки воздуха печь снова готова к работе. Полунепрерывные печи
имеют более высокую производительность, чем печи, работающие
периодически.
3. ВАКУУМНЫЕ ДУГОВЫЕ ПЕЧИ
Для получения крупных слитков до 60 т конструкционных,
нержавеющих, высокопрочных и других сталей применяют ваку-
умные дуговые печи. В этих печах наплавление слитка в вакууме в
медный водоохлаждаемый кристаллизатор производят при помо-
щи электрической дуги. Вакуумные дуговые печи имеют следую-
щие преимущества: кристаллическая структура слитка получается
более мелкозернистой и равномерной; исключается неравномер-
ность распределения элементов (сегрегация); отсутствует усадоч-
ная раковина и другие дефекты, которые присущи слиткам, отли-
тым в обычные чугунные изложницы. Так как тигель медный, то
благодаря отсутствию контакта с огнеупорными материалами не
происходит загрязнения металла примесями и можно получать
металл высокой степени чистоты.
Недостатки этого метода: в дуговых вакуумных печах пере-
плавляют готовую заготовку заданного состава; легирование по
ходу плавки невозможно.
Основную группу вакуумных дуговых печей представляют
печи с расходуемым электродом.
Схема такой печи представлена на рис. 56. Печь состоит из
герметичной камеры, к которой прикреплен медный кристаллиза-
тор. Он представляет собой трубу диаметром от 150 до 1000 мм и
более. Снаружи к трубе приварена рубашка водяного охлаждения,
в которой под давлением циркулирует вода. Камера печи имеет!
патрубок для подсоединения к мощным вакуумным насосам. В
верхней части камеры имеется сальниковое уплотнение, через ко-
торое в печь проходит стальная, полированная водоохлаждаемая
штанга - электрододержатель. К концу штанги с помощью специ-
ального зажима крепят переплавляемую заготовку - электроду
Электрод может быть круглого или квадратного сечения. Отрицай
тельный полюс от источника постоянного тока при помощи гиб-1
ких кабелей подводят к электрододержателю, а положительный
полюс - к кристаллизатору при помощи медных шин. Перемеще-
ние электрододержателя вместе с электродом осуществляют элек-
158
Рис. 56. Схема вакуумной дуговой
печи:
1 - механизм подачи электрода;
2 - электрододержатель;
3 - сальниковое уплотнение;
4 - электрод; 5 - камера печи;
6 - токоподвод к кристаллизатору;
7 - кристаллизатор; 8 - дуга;
9 - наплавляемый слиток
тромеханическим приводом. Привод имеет автоматические регу-
ляторы, которые управляют подачей электрода. При включении
тока между концом электрода и дном кристаллизатора, на которое
укладывается шайба - затравка, чтобы не повредить поддон, зажи-
гается электрическая дуга. Под действием электрической дуги
электрод расплавляется. Капли жидкого металла стекают в кри-
сталлизатор и образуют в нем небольшую ванну. По мере рас-
плавления электрода в кристаллизаторе образуется слиток. Ме-
талл затвердевает с высокой скоростью благодаря контакту с во-
доохлаждаемыми стенками кристаллизатора. Вследствие высокой
теплопроводности меди и интенсивного ее охлаждения водой по-
верхностный слой кристаллизатора, контактирующий с жидким
металлом, не успевает нагреться до температуры плавления. Бла-
годаря быстрой и направленной кристаллизации слиток вакуумно-
го дугового переплава имеет более благоприятное строение, чем
обычный слиток. Поскольку плавку ведут в вакууме (~10‘2 Па) и
при относительно высокой температуре, то происходит удаление
металла газов, примесей цветных металлов и неметаллических
включений.
159
Для получения металла особо высокой чистоты проводят
двойной переплав стали в вакуумной дуговой печи или слитки
сначала выплавляют в вакуумной индукционной печи, а затем пе-
реплавляют в вакуумной дуговой.
4. ЭЛЕКТРОННОЛУЧЕВЫЕ ПЕЧИ
Для выплавки особо чистых металлов, стали и сплавов, для
получения тугоплавких металлов высокой степени чистоты - мо-
либдена, вольфрама - применяют электроннолучевые печи. Прин-
цип нагрева металла в этих установках заключается в бомбарди-
ровке нагреваемого объекта электронным пучком высокой энер-
гии. Наплавление металла производится в водоохлаждаемый мед-
ный кристаллизатор. Плавку ведут в глубоком вакууме.
Электроннолучевая плавка с успехом применяется для по-
лучения слитков стали, титана и тугоплавких металлов высокой
степени чистоты. При переплаве вольфрама, ниобия, тантала, мо-
либдена получают содержание углерода, азота, кислорода менее
тысячной доли процента. Благодаря повышению чистоты возрас-
тает пластичность тугоплавких металлов. Переплав гафния и цир-
кония позволяет значительно уменьшить содержание углерода,
водорода, азота, повысить антикоррозионные свойства этих ме-
таллов, значительно уменьшить содержание таких примесей как
медь, никель, железо. Электроннолучевой переплав может быть
использован для получения слитков специальных сталей, предна-
значенных для изготовления особо важных и точных приборов и
деталей, работающих в тяжелых условиях. При переплаве стали
происходит значительное очищение ее от свинца, висмута, олова,
сурьмы и других примесей цветных металлов, значительно
уменьшается содержание неметаллических включений.
Преимуществами этих печей являются высокая степень ра-
финирования благодаря высокой температуре, глубокому вакууму,
отсутствию огнеупорной футеровки, возможность переплавлять
активные металлы и тугоплавкие (вольфрам, ниобий). К недостат-
кам печей относится повышенный расход электроэнергии, слож-
ность и дороговизна установок.
Электроннолучевые установки разделяются на: а) установки
с осевыми пушками и б) установки с кольцевым катодом. Прин-
цип устройства осевой электроннолучевой пушки показан на
160
рис. 57. Основной катод 2 нагревается от вспомогательного элек-
трода 1 электронной бомбардировкой. Вспомогательный катод
разогревается пропусканием по нему тока. Между основным и
вспомогательным электродом прикладывается небольшая раз-
ность потенциалов для разгона электронов. Благодаря «бомбарди-
ровке» электронами основной катод, изготовленный из Мо или W,
нагревается до высокой темпера-
туры. С его поверхности проис-
ходит мощная термоэлектронная
эмиссия - излучение электронов.
Вокруг катода 2 расположен фо-
кусирующий электрод 3, на ко-
торый подают слабый отрица-
тельный заряд. Он фокусирует
электронный поток в отверстие
анода 4. Между катодом и ано-
дом прилагается разгоняющее
напряжение до 30 кВ, которое
сообщает электронам большую
дополнительную энергию. Ниже
анода располагается трубка лу-
чепровода 5, вокруг которого
расположена фокусирующая сис-
тема б, собирающая пучок элек-
тронов в узкий луч и фокусиру-
ющая его на нагреваемом объек-
те. Далее следует отклоняющая
система 7, направляющая луч 8 в
Рис. 57. Схема осевой электронно-
лучевой пушки:
1 - вспомогательный катод;
2 - основной катод;
3 - управляющий электрод;
4 - анод; 5 - лучепровод;
6 - фокусирующая система;
7 - отклоняющая система;
8 - электронный луч;
9 - объект нагрева - металл
161
любое место заготовки 9 или сообщающая лучу движение по по-
верхности расплавленной заготовки по определенной траектории,
например, по кругу, спирали Архимеда и т. п. Отклоняющая и фо-
кусирующая системы представляют собой электромагнитные ка-
тушки, создающие управляемое магнитное поле. Взаимодействие
магнитного поля с электронным пучком оказывает нужное воз-
действие на пучок. Для нагрева и проплавления шихты равномер-
но распределяют энергию пучка по нагреваемому концу заготовки
или по шихте, загруженной в тигель.
Электронная плавильная установка состоит из камеры,
внутри которой расположен либо медный водоохлаждаемый кри-
сталлизатор с устройством для вытягивания слитка, либо медная
водоохлаждаемая чаша - тигель для плавки в гарнисаже. Разливка
осуществляется наклоном чаши. Плавку ведут при давлении 10~2 -
10~3 Па. Заготовку круглого или квадратного сечения подают в
печь сверху по оси кристаллизатора, либо сбоку горизонтально.
На рис. 58 представлена схема крупнейшей в мире печи ЕМО-
1200, с пушкой мощностью до 1700 кВт, в которой можно вы-
плавлять слитки массой до 11 т.
Рис. 58. Схема электроннолучевой печи ЕМО- 1200:
1 - рабочая плита; 2 - шиберы; 3 - заготовка;
4 - электронная пушка; 5 - вакуумная камера; 6 - кристаллизатор;
7 - механизм вытягивания слитка; 8 - слиток
162
Камера печи имеет два боковых шлюза, через которые про-
изводится подача заготовки массой до 1 т. Электронный пучок
имеет программированное синусоидальное отклонение по поверх-
ности жидкой ванны.
Другим видом электроннолучевых установок являются ус-
тановки с кольцевым катодом, рис. 59.
Рис. 59. Схема электроннолучевой печи с кольцевым гагодом:
I - заготовка; 2 - катод; 3 - фокусирующий Электрлд;
4 - кристаллизатор; 5 - слиток
Вольфрамовый кольцевой катод располагается в непосред-
е еНн°й близости от переплавляемой заготовки. Катод разогрева-
с СЯ Током от накального трансформатора до 20(0-^00 °C. Фоку-
гото*011111^ электРод _ экран “ направляет поток элегтронов на за-
вку и на ванну металла в кристаллизаторе. Иехду катодом и
163
заготовкой прикладывают разгоняющее напряжение. Эти установ-
ки удобны для выплавки больших слитков, однако вследствие
близкого расположения катода к расплавленному металлу на нем
осаждаются капли металла и брызги, что приводит к преждевре-
менному выходу катода из строя.
5. ЭЛЕКТРОШЛАКОВЫЙ ПЕРЕПЛАВ
Одним из наиболее эффективных методов повышения каче-
ства стали является разработанный в Институте электросварки им.
Е. О. Патона метод электрошлакового переплава (ЭШП). В этом
способе расходуемый электрод переплавляют в водоохлаждаемом
кристаллизаторе под слоем шлака. Особенностью ЭШП является
то, что это бездуговой процесс.
Жидкий электропроводящий шлак при прохождении тока
нагревается до 2000 °C, что обеспечивает плавление электрода,
погруженного в шлак. На рис. 60 показана принципиальная схема
установки ЭШП. Питание печи
производится переменным то-
ком от однофазного трансфор-
матора. Установка ЭШП состо-
ит из колонны, по которой пе-
ремещается каретка с электро-
додержателем и электродом.
При помощи электродвигателя и
регулятора производят автома-
тическое перемещение электро-
да по мере его оплавления. На-
пряжение на электрод и к под-
дону кристаллизатора подают
кабелями и шинами. В начале
плавки на поддон кристаллиза-
тора заливают жидкий шлак,
Рис. 60. Схема электрошлаковой печи:
I - переплавляемый электрод;
2 - кристаллизатор; 3 - жидкий шлак;
4 - металлическая ванна; 5 - слиток
который готовят в специальной
шлакоплавильной электропечи.
Электрод опускают вниз так,
чтобы его конец погрузился в
шлак. Включают ток, и шлак разогревается. Электрод плавится, и
в кристаллизаторе образуется слиток. После окончания плавки,
164
когда весь металл в кристаллизаторе затвердевает, поддон кри-
сталлизатора опускают вниз вместе со слитком, который снимают
краном. Расходуемый электрод для ЭШП может иметь круглое
или квадратное сечение; его получают либо отливкой в специаль-
ные длинные изложницы, либо прокаткой или ковкой. В качестве
электродов используют также непрерывнолитые заготовки квад-
ратного или круглого сечения.
В настоящее время методом ЭШП выплавляют слитки мас-
сой до 60 т различного сечения: круглые, квадратные, прямо-
угольные для производства листа. Разработаны конструкции ЭШП
для выплавки полых слитков - гильз, которые используют для
производства труб. Кроме однофазных печей, созданы трехфазные
печи, в которых в одном кристаллизаторе переплавляют одновре-
менно три электрода.
Основную роль в получении высококачественного металла
при ЭШП играет шлак. Наиболее распространенным является
шлак АНФ-6, состоящий из 70 % CaF2 и 30 % А12О3. Этот шлак
обеспечивает минимальный расход электроэнергии, обладает вы-
сокой обессеривающей способностью, хорошо абсорбирует ок-
сидные включения.
Для процесса ЭШП характерна большая поверхность разде-
ла металла и шлака вследствие образования пленки жидкого ме-
талла на конце электродов, капель металла, стекающих с конца
электрода, и поверхности самой ванны. В процессе ЭШП создают-
ся самые благоприятные условия для удаления серы: безжелези-
стый шлак, высокая температура, малая вязкость и большая по-
верхность контакта с металлом благоприятствуют переходу серы
из металла в шлак. Удаление серы из шлака происходит путем ее
окисления на поверхности шлаковой ванны кислородом воздуха
по реакции: 2(CaS) + ЗО2 = 2SO2 + 2(СаО). После ЭШП содержа-
ние серы в стали снижается до 0,001 %.
Существенным является и очищение металла от оксидных
неметаллических включений, которые адсорбируются и частично
растворяются в шлаке. В результате ЭШП содержание неметалли-
ческих включений снижается в 2 - 2,5 раза. Затвердевание металла
в водоохлаждаемом медном кристаллизаторе позволяет получить
слиток с благоприятной кристаллической структурой.
Общим результатом рафинирования металла является по-
вышение его качества. Особенно заметно возрастает качество
165
подшипниковых сталей. Полностью устраняется брак тяжелона-
груженных авиационных подшипников, повышается их надеж-
ность и долговечность в эксплуатации. Методом ЭШП получают
стали для дисков и лопаток газотурбинных авиационных двигате-
лей, газовых турбин, электро- и парогенераторов, прокатных вал-
ков и других деталей различного оборудования, работающих в
сложных условиях.
Глава 10. МАРТЕНОВСКОЕ ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
Мартеновский процесс - получение жидкой стали путем
окислительной плавки шихты из стального лома и чугуна в пла-
менной отражательной печи с регенеративным подогревом возду-
ха. Мартеновский процесс возник в 1865 г. во Франции, разработ-
чик процесса Пьер Мартен. Процесс был вызван к жизни потреб-
ностью общества в переплаве стальных отходов, накапливавшихся
в металлургической и машиностроительной промышленности в
эпоху промышленной революции.
Первоначально мартеновские печи выкладывали кислым ог-
неупорным кирпичом, ас 1878 г. стали использовать также основ-
ные периклазовые огнеупоры. Мартеновский процесс получил
быстрое опережающие развитие по сравнению с бессемеровским и
томасовским процессами и до середины 20 века оставался глав-
ным способом производства стали. Однако по многим параметрам
он уступил новому кислородно-конвертерному процессу и был
заменен им. К настоящему времени этим способом выплавляют
сталь только в России, Украине, Китае и Индии.
Мартеновская печь
Схема мартеновской печи представлена на рис. 61. Марте-
новская печь состоит из верхнего и нижнего строений: границей
раздела служит рабочая площадка цеха. В верхней части распола-
гаются рабочее (плавильное) пространство печи 1, головки 2 и
часть вертикальных каналов 3. Рабочее пространство образовано
снизу подиной, сверху сводом, с боков передней и задней стенка-
ми. В передней стенке размещены рабочие окна (3, 5 или 7 окон в
зависимости от вместимости печи). Через рабочие окна в печь за-
166
Рис. 61. Схема мартеновской печи
гружают шихтовые металлические и неметаллические материалы
(известняк, известь, железная руда, боксит). Подина и стены выло-
жены периклазовыми огнеупорами, свод печи арочный распорно-
подвесной выложен из периклазохромитового кирпича. В торцах
рабочего пространства расположены головки 2, служащие для
подвода топлива и воздуха и отвода из плавильного пространства
продуктов сгорания. В головках установлены горелки (форсунки),
через которые подают топливо (природный газ или мазут). Голов-
ки соединены с нижнем строением печи вертикальными кана-
лами 3. Головки и каналы выложены приклазохромитовыми огне-
упорами. Нижнее строение печи расположено под рабочей пло-
щадкой цеха и состоит из шлаковиков 4, регенеративных камер 5
и боровов б с перекидными клапанами 7. Шлаковики 4 предназна-
чены для предварительной грубой очистки газов, отходящих из
167
рабочего пространства печи. В регенеративных камерах 5 (регене-
раторах) осуществляется подогрев воздуха до поступления в пла-
вильное пространство. Тепло для их нагрева отдают дымовые га-
зы, периодически проходящие через регенераторы. Направление
движения дымовых газов и воздуха регулируют поочередным от-
крытием тех или иных перекидных (реверсивных) и регулирую-
щих клапанов 7. На схеме (рис. 61) показана работа печи в случае
поступления воздуха и топлива справа, а стрелками показано дви-
жение газов через соответствующие головки, вертикальные кана-
лы, шлаковики, регенераторы, перекидные клапаны. Температура
нагрева воздуха в регенераторах составляет 1100-1250 °C.
Продукты сгорания (дым) с температурой 1650-1700 °C по-
ступают в каналы противоположной (левой) головки, затем в вер-
тикальный канал, шлаковик и регенератор (с температурой
1500-1550 °C). Из регенератора дымовые газы направляются по
боровам через котел-утилизатор 8 и газоочистку 9 в дымовую тру-
бу 10. По истечении определенного промежутка времени (5-
20 мин) после нагрева насадок левого регенератора и охлаждения
насадок правого регенератора производят изменение направления
движения воздуха на обратное при помощи перекидных клапанов
(реверс). Теперь дымовые газы будут двигаться слева направо.
Воздух для сжигания топлива подают через борова вентиля-
тором 11. Топливо в горелке распиливают сжатым компрессор-
ным воздухом под давлением 0,5-0,6 МПа. В корень факела часто
под давлением 0,5-1,0 МПа подают газообразный кислород для
интенсификации окислительных процессов.
Технология выплавки стали в мартеновских печах
В качестве исходных (шихтовых) материалов мартеновской
плавки используют стальной лом и жидкий или твердый чугун. По
условиям теплового баланса мартеновский процесс протекает при
непрерывном отоплении мартеновской печи путем сжигания топ-
лива (природного газа или мазута)./ Для создания окислительной
атмосферы в рабочем пространстве печи топливо сжигают с ко-
эффициентом избытка воздуха а = 1,05-1,25.
В мартеновском процессе тепло от факела передается ме-
таллу излучением. Поэтому важное значение имеет излучательная
168
способность факела, характеризуемая степенью черноты е. Для
успешной теплопередачи степень черноты факела е должна быть
более 0,5 (е = 1 имеет абсолютно черное тело). При отоплении пе-
чи мазутом условие е > 0,5 выполняется без дополнительных ме-
роприятий. При отоплении печей природным газом е ® 0,15-0,2.
Для повышения степени черноты факела природного газа прово-
дят операцию карбюризации путем добавки в факел мазута (20-
40 % по теплу) или операцию самокарбюризации путем разложе-
ния природного газа с выделением сажистого углерода:
СН4 = Ссаж + 2Н2.
В настоящее время используют две технологии выплавки
стали в мартеновских печах. Их отличие заключается в типе ис-
пользуемого чугуна - жидкого или твердого.
1. Скрап-процесс. В этой технологии шихта состоит из
стального лома и твердого чушкового чугуна; доля твердого чугу-
на составляет 25-45 % от массы металлошихты. По такой техно-
логии сталь выплавляют на заводах неполного металлургического
цикла при отсутствии доменного производства. Твердый чугун
заводы приобретают на рынке металлопродукции. Вместимость
мартеновских печей, выплавляющих сталь скрап-процессом, со-
ставляет 50-250 т.
2. Скрап-кислородный процесс. В этой технологии шихта
состоит из скрапа и жидкого чугуна, доля которого составляет
55-75 % от массы металлошихты. По этой технологии сталь вы-
плавляют на металлургических заводах полного цикла, на которых
имеется собственное доменное производство. Вместимость марте-
новских печей, работающим скрап-кислородным процессом, равна
200—600 т.
Плавка стали в мартеновских печах распадается на отдель-
ные периоды: 1) заправка печи; 2) загрузка шихты; 3) прогрев
шихты; 4) заливка чугуна (операции 3 и 4 только при выплавке
стали скрап-кислородным процессом); 5) плавление; 6) доводка
(рафинирование); 7) выпуск. Загрузку, прогрев и плавление шихты
Ведут при максимальной тепловой нагрузке печи.
Заправка печи. Это операции по осмотру и ремонту (за-
правке) подины и откосов рабочего пространства печи. Продол-
жительность заправки 10-30 мин.
169
Загрузка шихты и ее прогрев. Загрузку шихтовых мате-
риалов осуществляют через рабочие окна мартеновских печей с
помощью специальных корытообразных коробок, называемых
мульдами. Мульду с материалом, захваченную хоботом завалоч-
ной машины, вводят в рабочее пространство печи и опрокидыва-
ют; материал ссыпается в печь. Затем вводят в печь другую муль-
ду, и так до полной загрузки материала.
Порядок загрузки зависит от типа технологии. При скрап-
процессе на подину загружают мелкий стальной лом, затем от-
дельными участками известняк и боксит, затем средний и круп-
ный лом, сверху чушковый чугун.
При скрап-кислородном процессе на подину загружают слой
железной руды, затем известняк и стальной скрап. Длительность
загрузки 2-3 ч.
Прогрев шихты. При скрап-кислородном процессе эту опе-
рацию ведут как подготовительный этап перед заливкой чугуна.
Длительность периода 20—30 мин.
Заливку чугуна в печь ведут на хорошо прогретый скрап из
чугуновозных ковшей грушевидной формы (рис. 16) по желобам,
установленным в крайние окна печи. Длительность периода 15-
30 мин.
Плавление. В течение данного периода загруженная в мар-
теновскую печь шихта нагревается и постепенно расплавляется.
Примеси скрапа и чугуна - кремний, марганец, фосфор окисляют-,
ся, известняк разлагается. 1
Продукты окисления FeO, МпО, SiO2, Р2О5, неметалличес-1
кие примеси скрапа (земля, песок, ржавчина) вместе с СаО от раз-1
ложения известняка образуют шлак, имеющий основность к концу
периода плавления, равную 1,5-2,0.
При скрап-кислородном процессе плавление ведут при ин-
тенсивной продувке металла кислородом. Продувку ведут с по-
мощью кислородных водоохлаждаемых фурм, вводимых в рабо
чее пространство печи через отверстия в своде. Продувка металл!
кислородом ускоряет плавление и окислительные процессы (реак
ции окисления примесей приведены в разделе 6.2, стр. 104). Одна
ко интенсивная продувка сопровождается значительным брызгр
образованием, выносом металлических капель и шлаковых частш
в атмосферу, образованием бурого дыма благодаря присутствию«
дыме дисперсных частиц Fe2O3. Это повышает угар железа.
170
Доводка (рафинирование). Задача данной операции заклю-
чается в достижении к концу периода необходимой концентрации
углерода и температуры, а также концентраций в металле фосфора
и серы.
Удаление этих элементов происходит благодаря образова-
нию высокоосновного (основностью 2,5-3,0) жидкоподвижного
шлака. Часто шлак периода плавления скачивают из печи и наво-
дят новый присадкой в ванну извести и боксита. Главной реакцией
периода доводки является реакция окисления углерода
[С] + [О] = {СО}.
Оксид углерода СО в виде пузырей покидает ванну, созда-
вая эффект кипения. Кипение приводит к перемешиванию метал-
ла, удалению из металла водорода и азота (пузыри СО в первона-
чальный момент времени являются минивакуумными камерами),
ускорению удаления фосфора и серы и нагрева металла от факела.
Окисление углерода ускоряется при присадках порций желез-
ной руды.
При скрап-кислородной технологии металл продолжают
продувать кислородом. В обеих технологиях заключительную
часть (последние 15-30 мин) доводки проводят без каких-либо
присадок в ванну. Это так называемое чистое кипение.
Период доводки заканчивают предварительным раскислени-
ем металла марганцем и кремнием. Для этого в металл присажи-
вают ферромарганец, ферросилиций или силикомарганец. Во мно-
гих случаях предварительное раскисление не проводят, а металл
выпускают в ковш. В ковш вводят необходимые ферросплавы для
раскисления. В случае выплавки легированных сталей неокис-
ляющиеся элементы Си, Ni, Мо, содержащиеся в легированном
ломе или ферросплавах, можно вводить в любой период плавки.
Хром в виде феррохрома вводят в металл после предварительного
раскисления.
Выпуск. При достижении требуемого состава и температу-
ры проводят выпуск стали из печи в сталеразливочный ковш. В
мартеновской печи выпускное отверстие (лётка) расположено в
нижней части задней стенки по центру печи. В период плавки оно
закрыто пробкой из периклазовых порошкообразных материалов.
При устранении пробки металл по желобу вытекает в ковш и по-
ступает на внепечную обработку, а затем на разливку.
171
Глава 11. КОВШОВАЯ МЕТАЛЛУРГИЯ
Под ковшовой металлургией понимают процессы, которые
осуществляют в сталеразливочном ковше после выпуска стали из
сталеплавильного агрегата. Эти процессы называют еще внепеч-
ной обработкой (рафинированием) стали.
Ковшовая металлургия стали начала активно применяться с
60-х годов прошлого века для повышения производительности
дуговых электропечей и конвертеров. Она вывела часть процессов
рафинирования из этих агрегатов в ковш. Ковшовая металлургия
позволила не только существенно повысить качество стали, но и
получить сталь с принципиально новыми свойствами, например,
сталь со свободными междуузлиями от атомов внедрения углеро-
да и азота в кристаллической решетке, содержащую < 0,003 % С и
< 0,004 % N (стали IF-класса - Interstitial free steel) и не имеющую
предела текучести, то есть способную работать до предела проч-
ности (элементы С, N и Н образуют с железом растворы внедре-
ния и размещаются в междуузлиях, см. рис. 3, стр. 9). В сталепла-
вильных агрегатах такую сталь получить невозможно.
Ковшовая металлургия основывается на физико-химических
закономерностях сталеплавильных процессов, а именно на созда-
нии наиболее благоприятных термодинамических условий для
развития какого-либо процесса, увеличении скорости и глубины
протекания процесса, на повышении интенсивности массоперено-
са элементов в металле вследствие его дробления на порции или
капли.
Все методы ковшовой металлургии можно разбить на две
большие группы: на процессы, протекающие при атмосферном
давлении, и процессы, протекающие в условиях вакуума.
Сталеразливочный ковш
Сталеразливочный ковш представляет собой стальной со-
суд, имеющий изнутри огнеупорную футеровку и предназначен-
ный для приема стали из сталеплавильного агрегата и проведения
операций ковшовой металлургии и последующей разливки метал-
ла. Вместимость ковша определяется массой металла в сталепла-
вильном агрегате (от 3 до 400 т).
172
Ковш имеет стальной цилиндро-конический сварной кожух.
В центральной части кожух имеет кольцо с ребрами жесткости, в
которых закреплены две цапфы, позволяющие перемещать ковш с
помощью мостового крана и опрокидывать с целью слива остат-
ков металла и шлака после окончания разливки. Внутри кожух
имеет огнеупорную кладку, состоящую из теплоизоляционного,
арматурного и рабочего слоев (рис. 62).
Рис. 62. Футеровка 50-т ковша, предназначенного для вакуумной
обработки металла с подогревом:
1 - асбестовый лист толщиной 5 мм;
2 - периклазовый кирпич толщиной 50 мм;
3 - температурный шов толщиной 15 мм;
4 - периклазохромитовый кирпич (150 или 180 мм);
5 - периклазохромитовый кирпич (225 мм);
6 - периклазовый кирпич (65 мм);
7 - шамотный кирпич толщиной 40 мм;
8 - гнездовой кирпич для установки пористой пробки;
Q - гнездовой кирпич для стакана шиберного затвора
Рабочий (изнашиваемый) слой выкладывают из высоко-
стойких основных огнеупоров на основе периклаза (содержание
MgO > 95 %). Это чисто периклазовые огнеупоры, периклазохро-
митовые (MgO-Cr2O3), периклазошпинелидные (MgO-Al2O3), пе-
риклазоуглеродистые (MgO-C с содержанием углерода 10-20 %).
Стойкость такой футеровки 60-120 плавок.
173
Рис. 63. Шиберный затвор
(в закрытом состоянии):
1 - футеровка ковша;
2 - разливочный стакан;
3 - гнездовой кирпич;
4 - неподвижная плита;
5 - подвижная плита;
6 - стакан-коллектор;
7 - гидроцилиндр;
8 - шток
В днище ковша устанавливают гнездовой кирпич, в который
перед каждой плавкой вставляют разливочный стакан, изготов-
ленный из периклаза. Для открытия и закрытия стакана применя-
ют шиберный затвор (рис. 63).
Шиберный затвор состоит из тщательно притертых непод-
вижной 4 и подвижной 5 плит, выполненных из периклаза. Под-
вижная плита со стаканом-коллектором 6 соединена с гидравличе-
ским цилиндром 7, позволяющим подвижной плите перемещаться
относительно неподвижной. Перемещая подвижную плиту, со-
вмещают стакан-коллектор б с разливочным стаканом 2, открывая
выход металла для разливки. Смещая стакан-коллектор от разли-
вочного стакана, перекрывают канал для в1Йтекания металла и раз-
ливку прекращают.
В днище ковша в гнездовом кирпиче 8 (рис. 62) устанавли-
вают пористую периклазовую пробку для продувки металла арго-
ном (пористость - 30 %).
В старых цехах с печами малой вместимости при отсутствии
внепечной обработки используют сталеразливочные ковши, футе-
рованные шамотным (SiO2-Al2O3 с содержанием А12О3 ~ 42 %)
кирпичом и снабженные стопорным механизмом перекрытия раз-
ливочного стакана (рис. 64). Стойкость футеровки таких ковшей
12-15 плавок.
174
Рис. 64. Сталеразливочный ковш
со стопором:
I - цапфа;
2 - гнездо стакана;
3 - стакан;
4 - стопор;
5 - стопорный механизм;
6 - футеровка
Внепечная обработка стали при атмосферном давлении
Процессы рафинирования стали в ковше при атмосферном
давлении могут протекать как без подогрева, так и с подогревом
металла в процессе обработки.
Процессы без подогрева. Такие процессы осуществляют на
установке внепечной обработки стали (УВОС), включающей
продувку металла в ковше аргоном, подаваемым через пористую
пробку в днище ковша или через неохлаждаемую фурму, вводи-
мую в металл сверху. Фурма представляет собой стальную не-
охлаждаемую трубу внутренним диаметром ~ 50 мм, защищенную
снаружи шамотными катушками. УВОС оборудована бункерами с
дозаторами для введения легирующих и раскислителей и трайб-
аппаратами для введения в металл алюминиевой проволоки диа-
метром 10-12 мм и полой стальной проволоки диаметром 9-
16 мм, начиненной ферросплавами с высокоактивными элемента-
ми (Са, Ti, V).
УВОС решает следующие задачи: 1) перемешивание метал-
ла в ковше для выравнивания состава и температуры по объему;
2) удаление неметаллических включений из стали путем их фло-
тации пузырями аргона; 3) установление точного состава стали за
счет введения необходимого количества ферросплавов; 4) точное
регулирование температуры стали благодаря управляемому охла-
175
ждению заранее перегретой стали; 5) глубокое раскисление стали.
Длительность обработки стали 15-30 мин. Сталь после обработки
поступает на разливку.
Процессы с подогревом. Эти процессы протекают на уста-
новке, получившей название ковш-печь (англ. Ladle Furnace,
сокращенно LF), рис. 65.
Рис. 65. Установка ковш-печь:
1 - аварийная емкость; 2 - сталевоз; 3 - сталеразливочный ковш
с металлом; 4 - водоохлаждаемый свод; 5 - газоотсос; 6 - графитизированные
электроды; 7 - электропроводящие рукава электрододержателей; 8 - привод
перемещения электродов; 9 - гибкие кабели электропитания;
10 - пульт управления •
176
Установка ковш-печь - это, по сути, дуговая электропечь,
бочее пространство которой образовано сталеразливочным
ковшом 3 и накрывающим его водоохлаждаемым сводом 4. Над
металлом в ковше имеется пространство (свободный борт высотой
О 8-1,0 м). Через свод в ковш проходят три графитизированных
электрода. Ковш установлен на сталевозе 2.
Установка ковш-печь имеет то же оборудование, что и
УВОС, и дополнительно осуществляет нагрев металла со скоро-
стью 2-5 К/мин горящими между электродами и металлом дугами.
В процессе обработки металл непрерывно продувают аргоном че-
рез пористую пробку (пробки), установленную (установленные) в
днище ковша.
Одна из современных 100-т установок ковш-печь для обра-
ботки стали имеет трансформатор мощностью 24 МВ-А, первич-
ное напряжение 30 кВ, напряжение на электродах 190-350 В и
диаметр электродов 450 мм.
Установки ковш-печь решают более широкий круг задач по
сравнению с установками без подогрева. Они позволяют не только
регулировать температуру металла путем нагрева и вводить боль-
шие массы ферросплавов для легирования. Кроме того эти уста-
новки позволяют проводить десульфурацию стали. Для этого на
зеркале металла (металл из сталеплавильного агрегата необходимо
выпустить без шлака или шлак удалить из ковша) наводят высо-
коосновной хорошо раскисленный шлак, содержащий 50-70 %
СаО, 20-30 % А12О3, 5-10 % SiO2, 4-8 % MgO, менее 0,3-0,5 %
FeO. С целью увеличения жидкотекучести шлака в него часто до-
бавляют плавиковый шпат до содержания CaF2 5-20 %. Низкой
активности (концентрации) оксидов железа FeO в шлаке способ-
ствует нейтральная атмосфера в подсводовом пространстве, воз-
никающая благодаря продувке металла аргоном и накоплению его
под сводом. Реакцию десульфурации записывают следующим об-
разом:
[S] + (СаО) + 2/3[А1] = (CaS) + 1/3(А12О3).
При температуре 1600 °C при содержании в стали 0,05 % А1
и насыЩенном оксидом кальция шлаке коэффициент равновесного
Распределения серы (S)/[S] равен примерно 1500. Если такой шлак
содержит ~ 1 % Серы (около половины насыщения), то равновес-
177
ное содержание серы в стали будет равно 0,0007 %. Установка
ковш-печь позволяет получить сталь с ультранизкими содержа-
ниями серы (< 0,002 %).
Установка ковш-печь обычно стоит в цепи: сталеплавиль-
ный агрегат - установка ковш-печь - установка непрерывной раз-
ливки стали. Поэтому длительность обработки стали на установке
ковш-печь равна длительности плавки стали и ее непрерывной
разливки. Например, для 100-т высокомощной дуговой электропе-
чи этот цикл равен: плавка 40 мин - внепечная обработка 40 мин -
непрерывная разливка 40 мин (40-40-40 мин). Ни один агрегат не
может выбиваться из этого цикла.
Внепечная обработка стали при пониженном давлении
Вакуумная обработка стали решает следующие задачи:
1) удаление растворимых газов (кислорода, водорода, азота)
благодаря смещению равновесия реакций:
[С] + [О] = {СО},
2[Н] = Н2,
2[N] = N2
вправо, то есть в сторону дегазации стали;
2) глубокое раскисление стали углеродом в соответствии с
реакцией (6.4):
[О] = Рсо / (Kc.otCJ);
3) глубокое обезуглероживание при продувке стали кисло-
родом в условиях вакуума:
[С] = Рсо/(Кс,о[О]);
4) удаление неметаллических включений при образовании
пузырей СО (кипении) и дополнительной продувке аргоном (яв-
ление флотации неметаллических частичек). За время вакуумиро-
вания на 40-50 % снижается концентрация кислорода в стали, на
50-60 % - содержание водорода и на 10-20 % - содержание азота.
Имеется большое число технических решений вакуумной
обработки стали. Назовем некоторые из них.
178
Вакуумирование стали в ковше (рис. 66). В этом случае
сталеразливочный ковш с металлом 8 помещают в вакуумную ка-
меру Л снабженную крышкой 3. В вакуумной камере создают раз-
режение до 50-180 Па, металл продувают аргоном, подаваемым
Рис. 66. Вакуумная обработка стали
в ковше:
/ - вакуумная камера;
2 - к вакуумному насосу;
3 - крышка вакуумной камеры;
4 - бункер для присадки леги-
рующих элементов;
5 - устройство для отбора проб;
6 - гляделка;
7 - экран;
8 - разливочный ковш;
9 - подача аргона
через пористую пробку 9. Продолжительность вакуумной обра-
ботки стали для плавок массой 30-110 т равна 10-15 мин. Металл
перед обработкой должен иметь повышенную температуру, по-
скольку скорость охлаждения металла во время обработки 110-т
плавок равна ~ 4,5 К/мин.
Вакуумирование стали в струе (рис. 67). Этот метод реа-
лизован при отливке в изложницы слитков большой массы (30-
550 т), предназначенных для изготовления единичных крупных
изделий [валов двигателей, роторов турбин, обечаек (цилиндриче-
ских колец) защиты реакторов и др.]. В этом случае в вакуумную
камеру 4 устанавливают чугунную изложницу 6, камеру накрыва-
ет крышкой 3, на которой установлен вакуумплотно (через алю-
миниевую пластину) промежуточный ковш 1. Металлом из стале-
Разливочного ковша (на рисунке не показан) заполняют промежу-
точный ковш 1 и поднимают стопор. Сталь проплавляет алюми-
ниевую пластину и заполняет изложницу, находящуюся под ва-
куумом при давлении 50-150 Па. Газы, растворенные в стали, пе-
179
Рис. 67. Вакуумная обработка стали
при отливке слитков:
/ - промежуточный ковш;
2 - защитный экран;
3 - крышка вакуумной камеры;
4 - вакуумная камера;
5 - к вакуумным насосам;
6 - изложница;
7 - гляделка
реходят в разреженное пространство и разрывают струю на мел-
кие капли. При таком способе вакуумной обработки степень дега-
зации стали от водорода составляет 60-70 %, от азота 10-20 %,
кислорода 30-40 %.
Окислительные процессы при вакуумировании стали в
ковше. Схема такой установки приведена на рис. 68. В вакуумную
камеру 8 помещают ковш с металлом 5, камеру накрывают крыш-
кой и через шлюз вводят водоохлаждаемую кислородную фурму 1
и через нее подают кислород. Одновременно для создания интен-
сивного перемешивания в металл через пористую пробку в днище
Рис. 68. Схема установки для осуществ-
ления окислительных процессов при ва-
куумной обработке в ковше:
/ - кислородная фурма;
2 - бункер для присадок;
3 - устройство для измерения тем-
пературы и отбора проб;
4 - водоохлаждаемый экран;
5 - ковш;
6 - подвод аргона для
перемешивания;
7 - вакуум-провод к насосам;
8 - вакуумная камера;
9 - шиберный затвор;
10 - защитный экран
180
ковша подают аргон. Процесс окисления в вакууме получил на-
звание вауумного кислородного рафинирования (ВКР). Междуна-
родное наименование процесса - VOD (от Vacuum Oxygen De-
carburisation - окисление углерода кислородом под вакуумом).
Процесс предназначен для выплавки коррозионно-стойкой стали с
содержанием хрома более 10 %. В условиях вакуума кислород-
ная продувка приводит к смещению равновесия реакции
[С] + [О] = {СО} в сторону окисления углерода и образования газа
СО. Содержание углерода при обработке стали процессом VOD не
превышает 0,04 % (при исходном 0,7-1,0 % С). Обработка стали
процессом VOD делится на два периода - продувочный и
послепродувочный. За время продувки в течение 60-80 мин тем-
пература металла повышается с 1550 до 1685 °C. В послепроду-
вочный период после присадки шлакообразующих, раскислителей
и легирующих расплав в течение 15-30 мин выдерживают под ва-
куумом, достигающим 130 Па, при непрерывной продувке арго-
ном. За это время происходит дальнейшее снижение содержания
углерода, а содержание серы в металле понижается до значений
< 0,006 %. Основность шлака достигает 2,8, а содержание в нем
оксида хрома Сг2О3 не превышает 1,2 %. Усвоение элементов в
процессе VOD высокое: Cr, Ni, Мо 99 %, Мп 95 %, Nb 92-95 %,
Al 85-90 %, Ti 80-90 %.
Имеется разновидность процесса VOD. Это процесс VOD -
РВ, в котором в качестве окислителя используют не газообразный
кислород, а вдувают в металл тонко измельченную богатую же-
лезную руду. Частички Fe2O3 являются центрами образования СО.
Это обеспечивает более быстрое и более глубокое обезуглерожи-
вание: содержание углерода понижается до 0,0006 %, тогда как
при процессе VOD оно редко достигает 0,0010 %. При продувке
стали смесями CaO-CaF2 достигаются ультранизкие содержания
серы 0,0002-0,0004 %.
Вакуумирование порций металла. Имеется два типа про-
мышленных установок: порционного вакуумирования DH и
циркулярного вакуумирования RH.
Установка DH (рис. 69) имеет бочкообразную вакуумную
камеру 2 (вакууматор), в нижней части которой размещен засасы-
вающий патрубок. Камера изнутри, а патрубок с обеих сторон
имеют огнеупорную защиту. Камера совершает вертикальные дви-
181
3
Рис. 69. Схема установки порционного вакуумирования:
1 - ковш с металлом; 2 - вакууматор;
3 - бункер для присадки ферросплавов;
4 - графитовый стержень для подогрева камеры;
5 - шиберный затвор
жения: опускания и подъемы. Засасывающий патрубок опускают в
металл в ковше 1 (рис. 69, а) и сразу включают вакуумные насосы.
В результате возникающей разницы давлений между внутренней
полостью камеры (давление в камере 100 Па) и атмосферным дав-
лением (101300 Па) металл затекает в камеру и заполняет нижнюю
часть вакууматора; высота столба металла достигает 1,4 м.
При поступлении расплава в разреженное пространство на-
чинают протекать реакции дегазации. В зависимости от количест-
ва растворенных газов металл кипит более или менее интенсивно.
Как только кипение прекращается, вакуумную камеру под-
нимают (рис. 69, б), что приводит к уменьшению объема, зани-
маемого расплавом в вакууматоре, и к вытеканию стали обратно в
ковш. Высота подъема стали ~1,4 м при этом не изменяется.
Подъемы и опускания (без полного вынимания патрубка из
металла и нарушения вакуума в камере) продолжают до тех пор,
182
пока не будет достигнута желаемая степень дегазации металла:
обычно это 30-40 циклов, при этом весь металл 3-4 раза (крат-
ность циркуляции) побывает в вакуумной камере. Продолжитель-
ность обработки составляет 15-30 мин. Ход камеры 550-700 мм.
После окончания обработки в вакуумную камеру напускают
сперва азот или аргон, а затем воздух до достижения атмосферно-
го давления. Вакуумную камеру перед вакуумированием нагрева-
ют до температуры ~ 1550 °C. Нагрев осуществляют либо графи-
товым стержнем 4 (рис. 69), либо газо-кислородной горелкой.
Установку DH можно применять для обработки стали в
ковшах большой (до 400 т) вместимости.
При вакуумной обработке на установке DH содержание во-
дорода в стали снижается с 2-5 см1 2 3 4 5 6 7 8/100 г до ~ 1,5 см3/100 г, со-
держание кислорода ( в основном, за счет снижения оксидных не-
металлических включений) понижается в 2-3 раза, содержание
азота - в 1,2-1,5 раза. При вакуумной обработке нераскисленной
малоуглеродистой стали возможно получение содержания углеро-
да в металле менее 0,005 %.
Установка RH (рис. 70) состоит из цилиндрической ваку-
умной камеры 2 (вакууматора), футерованной изнутри высоко-
стойкими (периклазовыми, MgO > 95 %) огнеупорами. В нижней
Рис. 70. Схема установки
циркуляционного вакуумирования
и устройство вакууматора:
1 - ковш с металлом;
2 - вакууматор;
3 - подъемый патрубок;
4 - сливной патрубок;
5 - нижняя съемная часть;
6 - загрузочный патрубок;
7 - вакуум-провод;
8 - отверстие для горелки
183
части вакуумная камера имеет два погружаемых в металл патруб-
ка: подъемный 3 и опускной 4. Патрубки с обеих сторон имеют
огнеупорную защиту. Патрубки погружают в расплавленный ме-
талл в ковше. Когда из камеры начинают откачивать воздух, то
под действием атмосферного давления расплавленный металл
поднимается в вакуумную камеру на барометрическую высоту,
равную примерно 1,4 м, и покрывает подину камеры. Одновре-
менно в нижнюю часть подъемного патрубка подают аргон как
транспортирующий газ. Газ, увеличиваясь в объеме при нагреве,
поднимается по патрубку, приводит в движение находящийся
здесь металл и приподнимает на величину A h уровень зеркала в
камере. В камеру поступает смесь примерно из одной части ме-
талла и десяти частей газа со скоростью > 5 м/с. Над подводящим
патрубком расплав выпучивается, и из него выбрасываются брыз-
ги стали. Дегазированный металл стекает по сливному патрубку
обратно в ковш. Продолжительность вакуумной обработки со-
ставляет 20-30 мин. Кратность циркуляции равна 3-4. После
окончания обработки в камеру напускают азот или аргон, а затем
воздух до достижения атмосферного давления. Весь металл выте-
кает из камеры в ковш, а камеру поднимают. Ковш, стоящий на
сталевозе, подают на разливку.
При вакуумировании на установке RH содержание кислоро-
да в стали снижается в 2-3 раза, водорода в 1,5-2,5 раза, азота в
1,2-1,3 раза. Процесс RH используют для обработки больших масс
стали в ковше (до 400 т) в конвертерных цехах.
Вакууматор RH прекрасно приспособлен к продувке метал-
ла кислородом в процессе вакуумирования. Такой процесс полу-
чил название RH-OB, рис. 71. При обработке на установке RH-OB
коррозионно-стойких сталей с содержанием хрома 16-17% без
Рис. 71. Схема процесса RH-OB:
а - подача кислорода в смеси
с аргоном;
б — подача кислорода
через фурму
184
труда получают сталь с содержанием углерода 0,02 % и менее при
исходном до обработки 0,2-0,6 %. Именно с использованием ус-
тановок RH-OB в конвертерных цехах выплавляют сталь класса
IF, идущую на изготовление кузовов легковых автомобилей и со-
держащую углерода < 0,003 % и азота < 0,004 %.
Глава 12. РАЗЛИВКА СТАЛИ
После внепечной обработки жидкая сталь поступает на раз-
ливку. Разливка стали - завершающая стадия сталеплавильного
процесса, в результате которой сталь из жидкого состояния пере-
ходит в твердое и приобретает форму непрерывнолитой заготовки
или слитка определенных форм, размеров и массы. После разлив-
ки заготовки или слитки поступают на горячую пластическую де-
формацию, в большинстве случаев на прокатку, с получением
плоской (листовой) или длинномерной (сортовой - круг, квадрат,
уголок, балка, рельс) продукции.
В общем случае процесс перехода вещества из жидкого со-
стояния в твердое Ж —> Тв называют отвердеванием. Твердое ве-
щество может иметь кристаллическую структуру, и тогда переход
Ж —> Тв называют кристаллизацией. Если твердое вещество имеет
аморфную (некристаллическую) структуру, то переход Ж -+ Тв
называют амортизацией (стеклованием). Расплавленные металлы
и сплавы при обычно реализуемых в промышленности условиях
отвердевают с образованием кристаллической структуры. Только
при скоростях охлаждения > 10б К/с небольших масс сплавов (на-
пример, Fe-B, Fe-P, Mg-Zn, Ti-Be и др.) удается получить аморф-
ную структуру вещества в твердом состоянии. Это так называе-
мые металлические стекла, метгласы.
Различают два способа разливки: непрерывную на установ-
ках непрерывной разливки стали (УНРС) и в слитки.
1. ЗАКОНОМЕРНОСТИ ПРОЦЕССА КРИСТАЛЛИЗАЦИИ
Различают гомогенную и гетерогенную кристаллизации. В
первом случае зародыши будущих кристаллов образуются само-
произвольно (гомогенно) в переохлажденной металлической жид-
кости, имеющей температуру менее температуры кристаллизации
185
(плавления). Во втором случае в качестве зародышей выступают
твердые частицы того же сплава или посторонних веществ, стенки
изложницы1 или кристаллизатора1 2.
Образование зародышей кристаллов
При гомогенном образовании зародышей в переохлажден-
ной жидкости в системе происходит изменение энергии Гиббса
A G%:
A G% — A Gv + &GSy
где Д(7У - изменение энергии при переходе части атомов из жид-
кого переохлажденного состояния в более вероятное твердое,
A(7V< 0; Д<7, - изменение энергии при образовании поверхности
раздела между старой жидкой и новой твердой фазами, A G, >0.
В случае образования зародыша в форме шара радиусом г
&GL = --nS — АНт— + 4л?ст, (12.1)
3 М Тт
где г - радиус зародыша, м; d - плотность металла, кг/м3; М- мо-
лярная масса, кг/моль; ДЯщ, - скрытая теплота плавления,
Дж/моль, ДЯпл >0; Д Т = Тт- Т- переохлаждение, К; Тт - тем-
пература плавления, К; Т - температура переохлажденной жидко-
сти, К; ст - межфазное натяжение, Дж/м2.
Графическое представление выражения (12.1) дает рис. 72.
Из рисунка видно, что в системе Ж —> Тв имеется область термо-
динамически маловероятного состояния, в которой рост зародыша
от размеров г ~ 0 до г = гк приводит к увеличению энергии Гиббса
системы (возрастание A G от 0 до максимума на кривой A Ge).
Однако самопроизвольно процессы могут протекать только в том
случае, если энергия Гиббса системы уменьшается, AGZ < 0. По-
следнее имеет место, если возникший зародыш имеет размер
больше критического, г 2: гк.
1 Изложница - заполняемая жидким металлом металлическая форма, в ко-
торой металл превращается в слиток определенных формы и массы.
2 Кристаллизатор - водоохлаждаемая форма для ускоренного отвердева-
ния расплавленного металла.
186
Рис. 72. Зависимость изменения энергии Гиббса процесса Ж -> Тв
от радиуса зародыша
Положение максимума на кривой отвечает критиче-
скому радиусу зародыша. Значение гк рассчитывают по закону по-
иска экстремума функции (12.1):
д( Д Gj:)/5 г = 0, отсюда
г 2аТ„ М
“ днидт’ d
(12.2).
Из выражения (12.2) вытекает, что при прочих равных усло-
виях на величину критического зародыша (в конечном счете на
размер первичного зерна отливки) наиболее сильное влияние ока-
зывает переохлаждение Д Т (рис. 73).
При гетерогенной кристаллизации роль готовых зародышей
выполняют твердые частички, находящиеся в металлическом рас-
плаве. Наибольшую зародышеобразующую роль играют частички,
которые удовлетворяют принципу физического, структурного и
размерного соответствия кристаллизующемуся металлу. При гете-
рогенной кристаллизации практически отсутствует переохлажде-
ние расплава.
187
Рис. 73. Зависимость величины критического зародыша
от переохлаждения
Усадка и усадочные поры
Удельный объем жидкой стали (Кудж, м3/кг) при температуре
отвердевания на 3-4,5 % больше удельного объема твердой стали
(Иуд™, м3/кг). Поэтому в момент перехода Ж —> Тв происходит
скачкообразное уменьшение объема металла. Это приводит к
усадке и возникновению усадочных раковины, пор и рыхлости.
Хотя объем усадки А V = Иудж - Иуд™ равен 3-4,5 % от всего объе-
ма металла, усадочные раковины, поры и рыхлости могут пора-
зить значительную часть слитка или отливки. Для получения ка-
чественного слитка усадочную раковину следует сосредоточить в
определенном месте (в головной части), которое при пластической
деформации отрезают и передают на переплав как стальной обо-
ротный лом. Последний может достигать 12-25 % от массы слит-
ка. При отливке слитков головную (прибыльную) часть слитка
утепляют, теплоизолируют и часто обогревают путем засыпки
зеркала металла экзотермическими (тепловыделяющими) порош-
ками (люнкеритами). Это позволяет длительное время поддержи-
вать в головной части слитка металл в жидком состоянии, а жид-
кий металл, стекая вниз, заполняет усадочные поры в теле слитка.
При непрерывной разливке, когда подряд разливают множество
плавок (от 1 до 100) потери металла от усадки незначительны:
усадочная раковина размещается в конце последней заготовки; эта
часть как оборотный лом поступает на переплав.
188
Ликвация
Стали, как уже отмечалось, являются сплавами на основе
железа (см. гл. 1). При кристаллизации стали непрерывнолитая
заготовка или слиток становятся химически неоднородными по
сечению. Химическую неоднородность отливки называют ли-
квацией. Причиной ликвации являются неодинаковая раствори-
мость элементов в твердом и жидком сплаве, а также неравновес-
ность процесса кристаллизации. Склонность элемента к ликвации
вытекает из диаграммы состояния Fe-R, где R - примесный эле-
мент, рис.74: чем шире угол между линиями ликвидус L и солидус
S на диаграмме состояния (чем шире интервал кристаллизации
А 7), тем более склонен элемент к ликвации.
Количественной характеристикой склонности элемента к
ликвации является коэффициент распределения к = C"r / С\, где
C"r и C“r - равновесные концентрации примесного элемента в
твердой и жидкой фазах соответственно (рис. 74).
Рис. 74. «Железный» угол диаграммы состояния с малым (а) и
большим (б) интервалом кристаллизации:
L - линия ликвидус (начало отвердевания);
5 - линия солидус (окончание отвердевания)
В случае сплавов на основе железа растворимость примес-
ных элементов в твердой фазе ниже, чем в жидкой, к < 1. Чем
меньше значение к, тем более склонен элемент к ликвации. Значе-
ние к для стали приведены ниже:
189
элемент С О S Р Н N
к 0,13 0,02 0,015 0,27 0,32 0,28
элемент Сг Со Си Мп Мо Ni Si
к 0,6 0,9 0,56 0,84 0,8 0,55 0,75
Видно, что наиболее склонны к ликвации в железе кислород,
сера, углерод и другие неметаллические элементы. Металлические
элементы менее склонны к ликвации.
Ликвация в непрерывнолитой заготовке или слитке проявля-
ется в скоплении примесных элементов в некоторых участках от-
ливок. Общей закономерностью является повышение концентра-
ции элемента от края к центру, а в слитке также от хвостовой час-
ти к головной.
Степень ликвации а обычно характеризуют следующим вы-
ражением:
С*-С°
а = —---—100,
С°
где С* - концентрация элемента в точке х на каком-либо уров-
не, %, С£ - средняя концентрация элемента, определяемая в про-
бе стали, отобранной в середине разливки.
Различают дендритную и зональную ликвации. Дендрит-
ная ликвация - это химическая неоднородность в пределах одно-
го кристалла (дендрита). Она обусловлена неодновременностью
образования различных осей дендрита и боковым (иногда обрат-
ным) перемещением жидкого металла, обогащенного примесями.
Зональная ликвация - это неоднородность состава стали в
различных частях непрерывнолитой заготовки или слитка. Она
достигает больших значений, чем дендритная. Степень зональной
ликвации углерода, серы и фосфора может достигать 150-300 %.
Зональная ликвация вызывает неодинаковость свойств в различ-
ных частях стальных изделий и может вызывать отбраковку стали
вследствие отклонения состава металла от заданного. Особую
роль это играет для крупных стальных слитков массой 30-550 т.
Действенным способом понижения степени ликвации серы и фос-
фора является снижение их концентраций до низких значений.
При содержаниях серы < 0,005 % и фосфора < 0,005 %, а их суммы
S + Р < 0,008 % заметной ликвации этих элементов даже в круп-
ных слитках нет.
190
Структурная неоднородность непрерывнолнтых
заготовок и слитков
В различные периоды процесса отвердевания реализуются
различные условия кристаллизации. Схема образования кристал-
лизационных зон показана на рис. 75. В первоначальный момент
времени при контакте жидкой стали с холодными стенками кри-
сталлизатора или изложницы в узком слое металла возникает зна-
чительное термическое переохлаждение АГтерм- Это приводит к
гомогенному возникновению зародышей кристаллов, рост кото-
рых ограничен соседями. Поэтому в заготовке и слитке образуется
узкий наружный слой мелких равносных разноориентированных
кристаллов (рис. 75, а).
В дальнейшем тепловой поток от центра заготовки или из-
ложницы резко понижается в силу образовавшегося слоя затвер-
девшего металла, а также в большинстве случаев возникшего воз-
душного зазора между стенкой кристаллизатора (изложницы) и
поверхностью кристаллизующейся заготовки (явление усадки), а
величина термического переохлаждения уменьшается. Однако
благодаря неравномерному распределению примесей перед фрон-
том кристаллизации (в случае железа жидкость перед фронтом
кристаллизации обогащается примесью, Cr = C™R / Л; к < 1, см.
рис. 74) в жидкой фазе возникает концентрационное переохлаж-
дение А Тцонц- Это приводит к образованию зоны столбчатых кри-
сталлов (вытянутых дендритов): возникшие зародыши растут к
центру (в противоположную сторону теплоотвода) как отдельные
монокристаллы (рис. 75, б). По мере роста столбчатых кристаллов
и накопления примеси перед фронтом кристаллизации концентра-
ционное переохлаждение повышается. В конце процесса отверде-
вания термическое переохлаждение практически отсутствует, а
концентрационное переохлаждение достигает значительных вели-
чин. Это приводит к гетерогенному образованию зародышей во
всем оставшемся объеме жидкого металла. Здесь возникает зона
равноосных разноориентированных кристаллов (рис. 75, в). На
рис. 76 показана макроструктура кристаллического строения не-
прерывнолитой заготовки плоского сечения (сляба), отлитой на
радиальной УНРС. Выделены зоны 1-3, как на рис. 75. Централь-
ная зона равноосных кристаллов 3 смещена влево от центра в
191
Рис. 75. Схема образования кристаллических зон
непрерывнолитой заготовки и слитка:
1 - наружная зона мелких равноосных разноориентированных кристаллов;
2 - зона столбчатых кристаллов; 3 - центральная зона крупных равноосных
разноориентированных кристаллов; 4 - жидкий металл;
Д Лерм ~ термическое переохлаждение;
Д Гконц - концентрационное переохлаждение
результате действия сил гравитации на равноосные кристаллы на
криволинейном участке УНРС. В центре заготовки видна усадоч-
ная пористость 4.
192
Рис. 76. Макроструктура непрерывнолитой плоской (слябовой) заготовки.
Образец вырезан в центре параллельно узким граням:
1 - наружная зона мелких равноосных разноориентированных кристаллов;
2 - зона столбчатых кристаллов; 3 - зона равноосных кристаллов;
4 - центральная усадочная пористость
При затвердевании непрерывнолитой заготовки или слитка
тепло от жидкой стали отводится через стенки кристаллизатора
или изложницы. Толщину затвердевшего слоя можно приближен-
но определить по формуле D = к 4т., где D - толщина затвердев-
шего слоя металла, м; к - коэффициент затвердевания, м/с172; т -
время затвердевания, с.
2. НЕПРЕРЫВНАЯ РАЗЛИВКА СТАЛИ
Непрерывная разливка - это высокотехнологичный и высо-
коавтоматизированный метод разливки стали. Во многих странах
(США, Япония, ФРГ и др.) этим методом разливают до 95 % жид-
кой стали. В России доля непрерывной разливки составля-
ет-58%.
193
Сущность процесса непрерывной разливки стали представ-
лена на рис. 77.
Рис. 77. Схема непрерывной разливки
стали:
1 - сталеразливочный ковш;
2 - промежуточный ковш;
3 - кристаллизатор;
4 - зона вторичного охлажде-
ния;
5 - тянущие ролики;
6 - непрерывнолитая заготовка;
7 - газорезка
Жидкую сталь из стале-
разливочного ковша 1 через
промежуточный ковш 2 зали-
вают в сквозной (бездонный)
водоохлаждаемый кристаллиза-
тор 3. Перед разливкой в кри-
сталлизатор вводят стальную
затравку, исполняющую роль
временного днища. Сталь за-
твердевает у стенок кристалли-
затора и на затравке, образуя
достаточно прочную корочку, внутри которой еще имеется жид-
кий металл. Корочку вместе с жидкой сердцевиной начинают не-
прерывно вытягивать вниз из кристаллизатора, вначале используя
затравку, а затем саму заготовку с помощью тянущих валков 5.
Одновременно в кристаллизатор непрерывно продолжают зали-
вать металл со скоростью, соответствующей скорости вытягива-
ния заготовки. Из кристаллизатора заготовка выходит с жидкой
сердцевиной при толщине корочки 20-25 мм. Окончательно ме-
талл отвердевает в зоне вторичного охлаждения 4 благодаря пода-
че струй воды или водовоздушной смеси на поверхность заготов-
ки. После прохождения тянущих валков 5 заготовку 6 режут на
необходимые для дальнейшей прокатки длины. Для порезки ис-
пользуют кислородные резаки 7 или ножницы. В зависимости от
размеров заготовки скорость ее вытягивания изменяется в преде-
лах 0,6-6,0 м/мин. Современная технология и оборудование УНРС
194
позволяют без прекращения разливки разливать 1-100 плавок
(ковшей) - это так называемая разливка плавка на плавку.
Типы УНРС
Установки непрерывной разливки стали (УНРС) подразде-
ляют по конструктивному признаку и форме заготовок. На рис. 78
приведены схемы УНРС, подразделяющихся по конструктивному
признаку: а - вертикальная; б - вертикальная с загибом; в - ради-
альная с постоянным радиусом кривизны и вертикальным кри-
сталлизатором; г - криволинейная (овальная) с криволинейным
кристаллизатором. Радиальные и криволинейные УНРС позволя-
ют существенно снизить высоту агрегата. Высота УНРС типа г
достигает 6 м. В ней заготовка покидает кристаллизатор уже изо-
гнутой по овалу. При переходе в горизонтальное положение заго-
товку разгибают. Вертикальные и вертикальные с изгибом УНРС
(типа а и б) обеспечивают более благоприятные условия для
всплывания неметаллических включений из жидкой сердцевины
кристаллизующейся заготовки.
Рис. 78. Типы установок непрерывной разливки стали:
а - вертикальные; б - вертикальные с загибом; в - радиальные
с вертикальным кристаллизатором; г - криволинейные;
1 - сталеразливочный ковш; 2 - промежуточный ковш; 3 - кристаллизатор;
4 - зона изгиба; 5 - направляющие ролики и зона вторичного охлаждения;
6 - тянущие и правильные ролики; 7 - газорезка
195
По форме заготовок УНРС делят на слябовые и блюмовые.
На слябовых УНРС производят плоские заготовки сечением мак-
симум 300x3000 мм. Эти заготовки предназначены для производ-
ства листовой продукции. На блюмовых УНРС производят квад-
ратные или прямоугольные заготовки сечением от 100x100 до
450x650 мм. Эти заготовки поступают на производство длинно-
мерной продукции (сортового проката) сечением круг, квадрат,
шестигранник, уголок, балки и др.
Современная тенденция развития слябовых УНРС заключа-
ется в уменьшении толщины заготовки и приближении ее по воз-
можности к толщине горячекатаного листа. Это укорачивает це-
почку УНРС - лист и снижает расходы на прокатку. На рис. 79
Рис. 79. Тонкослябовая УНРС типа CSP (Compact Strip Production):
1 - сталеразливочный ковш; 2 - промежуточный ковш;
3 - воронкообразный кристаллизатор; 4 - зона вторичного охлаждения;
5 - изгибающий ролик; 6 - правильнотянущие клети; 7 - ножницы
196
приведена схема тонколистовой УНРС с воронкообразным кри-
сталлизатором (тип CSP - Compakt Strip Production). Такая УНРС
отливает слябы толщиной 48-63 мм.
Другой принцип получения тонкого (толщиной 2-5 мм)
сляба (ленты) заключается в использовании двухвалковой маши-
ны (рис. 80).
Рис. 80. Принцип работы двухвалковой машины:
/ - подача стали; 2 - мениск жидкого металла;
3 - водоохлаждаемые медные валки; 4 - выход ленты;
5 - корочка затвердевшего металла;
6 - боковое керамическое уплотнение
Сталь 1 подают в зазор между двумя вращающимися на-
встречу друг другу водоохлаждаемыми валками 3. Сталь отверде-
вает между валками и выходит в виде ленты 4. С боков валки
уплотнены керамическими пластинами 6.
197
Литейно-прокатные агрегаты
Имеется несколько типов литейно-прокатных агрегатов
(ЛПА).
В ОАО «Электросталь» работает первый в мире ЛПА конст-
рукции ВНИИМЕТМАШ и МГТУ им. Н. Э. Баумана прямого
совмещения непрерывной разливки стали с прокаткой для произ-
водства катанки (продукции круглого сечения). ЛПА включает
радиальную блюмовую УНРС с радиусом кривизны 3000 м, на
которой отливают из высоколегированных сплавов и коррозион-
но-стойких сталей заготовки сечением 60x80 мм со скоростью 2-
4 м/мин. За УНРС устанавливают индукционную печь мощностью
500 кВт для подогрева и выравнивания температуры заготовки.
Далее заготовка без порезка поступает в планетарный прокатный
стан, где она обжимается с получением катанки диаметром 8-
12 мм. Скорость выхода катанки из планетарного прокатного ста-
на 1,1-2,2 м/с. Планетарный прокатный стан позволяет сочетать
низкую скорость прокатки с большим обжатием прокатываемой
заготовки.
ЛПА получили широкое применение для производства ка-
танки из меди и алюминия.
Схема ЛПА, реализованного на базе двухручьевой тонко-
слябовой УНРС, приведена на рис. 81. Данный ЛПА работает на
заводе в г. Дуйсбург, ФРГ, фирмы Thyssen Krupp Stahl AG. Сталь,
предназначенную для автомобилестроения, выплавляют в 380-т
кислородных конвертерах и после внепечной обработки подают на
разливку.
Поворотный ковшовый стенд позволяет вести разливку по
схеме плавка на плавку. Слябы толщиной 48-63 мм разливают со
скоростью 5,5 м/мин. Слябы после порезки на мерные длины по-
ступают для нагрева и выравнивания температуры в нагреватель-
ные печи 4 и 5 с роликовым подом. Печь 5 имеет возможность
съезда на уровень печи 4 для подачи нагретого сляба на прокатку.
Слябы после окалиноломателя 6 попадают в непрерывный листо-
вой 7-ми клетьевой стан 7 и с толщиной листа 0,8-6 мм после
охлаждения на участке 8 их сматывают в рулон массой до 34 т.
Общая длина ЛПА около 450 м. Годовая производительность
2,2 млн т.
198
450. М
Рис. 81. Тонколистовой литейно-прокатный агрегат:
1 - поворотный ковшовый стенд; 2 - двухручьевая тонкослябовая
УНРС с воронкообразным кристаллизатором; 3 - ножницы;
4 и 5 - нагревательные печи с роликовым подом; 6 - окалиноломатель;
7 - непрерывный листовой прокатный стан; 8 - участок охлаждения листа;
9 - моталки
Другой пример ЛПА для производства ленты из корозионно-
стойкой стали приведен на рис. 82. ЛПА работает на заводе фир-
мы Krupp Thyssen Nirosta GmbH в г. Крефельд, ФРГ. Сталь вы-
плавляют по схеме: 90-т дуговая электропечь - 90-т конвертер
АОД и подают на двухвалковую УНРС. Диаметр литейных валков
60-80 м
Рис. 82. Двухвалковый литейно-прокатный агрегат*.
- поворотный ковшовый стенд; 2 - промежуточный ковш вместимостью 18 т;
3 - двухвалковая УНРС; 4 - направляющие ролики; 5 - обжимная клеть кварто;
6 - ножницы; 7 - моталки
199
1500 мм, длина валка 1500 мм. Скорость разливки 40-90 м/мин
(максимальная 150 м/мин). Толщина ленты на выходе из валковой
машины 1,8-4,5 мм, после обжатия в четырехвалковой клети
1,3-3,5 мм. Разливают подряд два ковша стали. Годовая произво-
дительность ЛПА 500 тыс. т.
Технология непрерывной разливки стали
Сталь, выплавленная в сталеплавильном агрегате и обрабо-
танная методами ковшовой металлургии, поступает на УНРС.
Сталеразливочный ковш устанавливают на подвижный (поворот-
ный) стенд, позволяющий заменять опорожненный ковш на ковш
с металлом без прекращения разливки. Сталь из сталеразливочно-
го ковша по огнеупорной защитной трубе, прикрепленной к ста-
кану-коллектору шиберного затвора, поступает в промежуточный
ковш. Труба погружена ниже уровня зеркала металла в промков-
ше; зеркало металла покрыто рафинировочным и теплоизоляци-
онным шлаком. Из промковша сталь по удлиненному стакану пе-
ретекает в кристаллизатор. На зеркале металла в кристаллизаторе
находится специально приготовленная шлакообразующая смесь.
Назначение трубы сталеразливочного ковша, удлиненного стакана
промежуточного ковша и шлакообразующих смесей - изолиро-
вать металл от контакта с воздухом - источником кислорода, азота
и водорода (из влаги).
В период разливки кристаллизатор совершает вертикальное
возвратно-поступательное движение, предотвращающее прилипа-
ние корочки заготовки к стенке кристаллизатора. Частота колеба-
ний 50-400 в минуту, амплитуда 1-3 мм. Кристаллизаторы снаб-
жены устройствами электромагнитного торможения струи; данная
операция позволяет целенаправленно регулировать потоки метал-
ла в кристаллизаторе после вытекания из стакана. Ниже уровня
кристаллизатора устанавливают статоры электромагнитного пере-
мешивания металла в жидкой сердцевине заготовки. Это снижает
степень ликвации элементов в заготовке и увеличивает протяжен-
ность зоны центральных равноосных кристаллов. Центральную
усадочную пористость удается уменьшить благодаря некоторому
обжатию заготовки с жидкой сердцевиной. Важным регулирую-
щим параметром в зависимости от марки стали является расход
воды и сжатого воздуха в зоне вторичного охлаждения.
200
Протяженность жидкой сердцевины (лунки) £ж в заготовке
определяется толщиной заготовки. Для слябовых заготовок
£ж= 300 b2v,
для блюмовых заготовок
£ж= 240 Ь\
где b - толщина заготовки, м; v - скорость разливки, м/мин.
При b = 0,25 м, v = 1 м/мин £ж слябовых заготовок равна
18,75 м, а блюмовых заготовок 15 м. Протяженность жидкой серд-
цевины называют металлургической длиной машины.
Автоматическое регулирование непрерывной разливкой за-
ключается в согласовании скорости подачи жидкой стали в кри-
сталлизатор и скорости вытягивания заготовки, в поддержании
уровня металла в промковше (и особенно в кристаллизаторе) на
заданном уровне и регулировании расходов воды и воздуха на
вторичное охлаждение.
3. РАЗЛИВКА СТАЛИ В СЛИТКИ
Разливка стали в слитки - более ранний, чем непрерывная
разливка, способ разливки. Слитки, имеющие определенную фор-
му, предназначаются для последующей горячей пластической де-
формации - прокатки с получением в конечном счете листовой
или сортовой продукции. Слитки могут также подвергаться ковке
с получением поковок определенной формы.
Прокатка слитков требует применения мощных обжимных
станов - блюминга или слябинга - как начальной стадии получе-
ния заготовок для дальнейшей прокатки. При непрерывной раз-
ливке стали слябинг и блюминг в цепи прокатки становятся не-
нужными.
Слитки отливают в специальные чугунные формы, называе-
мые изложницами. Форма изложниц (рис. 83) определяется назна-
чением слитка и условиями его горячей пластической дефор-
мации.
Слитки квадратного сечения (рис. 83, а - в) предназначены
для прокатки на сорт, прямоугольного сечения (рис. 83, г-д) для
прокатки на лист, круглого сечения (рис. 83, е) для прокатки на
трубы, многоугольного сечения (рис. 83, ж) для производства по-
ковок.
201
Рис. 83. Поперечное сечение изложниц для отливки стальных слитков
Технологически разливка стали в слитки делится на два ви-
да - разливку сифоном и разливку сверху.
Разливка сифоном. Схема разливки стали сифоном приве-
дена на рис. 84. На чугунный поддон 5, установленный горизон-
тально и имеющий каналы в виде огнеупорных трубок 3 (сифон-
ные проводки), устанавливают изложницы 4 и центральный лит-
ник 2 (центровую).
Сифонная разливка основана на принципе сообщающихся
сосудов: в центральный литник из сталеразливочного ковша, обо-
рудованного шиберным или стопорным затвором, подают жидкий
металл. Он по горизонтальным каналам (сифонным проводкам)
снизу поступает в изложницы. При разливке сифоном одновре-
менно можно отливать от 1 до 64 слитков. На изложницы сверху
устанавливают теплоизолирующие прибыльные надставки 6, поз-
воляющие вывести усадочную раковину в головную часть слитка.
Эту часть после прокатки отрезают и передают на переплав как
оборотный стальной лом. При сифонной разливке на зеркале ме-
талла в изложнице наводят слой шлакообразующей смеси. Смесь
предохраняет металл от контакта с воздухом, теплоизолирует зер-
кало металла и способствует получению хорошей поверхности
слитка.
202
Разливка сверху. Схема разливки представлена на рис. 85.
В этом случае сталь из сталеразливочного ковша 1 поступа-
ет в изложницу 2 сверху. При отливке крупных кузнечных слит-
ков между сталеразливочным ковшом и изложницей устанавли-
вают промежуточную воронку или промежуточный ковш 3. После
Рис. 84. Разливка стали сифоном:
1 - ковш с металлом; 2 - центровая;
3 - сифонная проводка;
4 - изложница; 5 - поддон;
6 - прибыльная надставка
6
Рис. 85. Разливка стали сверху
непосредственно из ковша (а) и
через промежуточное устройство (б):
1 - ковш с металлом; 2 - изложница;
3 - промежуточная воронка;
4 - прибыльная надставка
наполнения изложницы и прибыльной надставки 4 зеркало метал-
ла засыпают теплоизолирующей или тепловыделяющей смесью
для поддержания металла длительное время в прибыльной над-
ставке в жидком состоянии для перевода усадочной раковины в
головную (прибыльную) часть слитка.
На рис. 86 представлена макроструктура слитка корризион-
но-стойкой стали.
203
3
Рис. 86. Внутреннее строение слитка коррозионно-стойкой стали
Четко видны столбчатые кристаллы 1, центральная зона
равноосных разноориентированных кристаллов 2 и усадочные ра-
ковины 3 в головной части слитка.
4. ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ
Способ разливки стали существенно влияет на выход прока-
та из заданных шихтовых материалов и расход энергии. Ниже
приводится суммарный расход шихтовых материалов (жидкого
204
чугуна и скрапа) на производство 1 т холоднокатаного листа тол-
щиной 0,5-0,8 мм при выплавке стали в кислородном конвертере
и различных способах разливки стали:
а) конвертер - разливка в слитки - слябинг - толстолисто-
вой заготовительный стан - непрерывный стан горячей прокатки -
стан холодной прокатки - 1,45 т;
б) конвертер - установка доводки стали - УНРС с толщиной
сляба 250 мм - толстолистовой заготовочный стан - непрерывный
стан горячей прокатки - стан холодной прокатки - 1,27 т;
в) конвертер - установка ковш-печь - тонкослябовая УНРС
(толщина сляба ~ 60 мм) - непрерывный стан горячей прокатки -
стан холодной прокатки -1,12т.
Толщина сляба влияет на расход энергии при производстве
горячекатаного листа толщиной 1-3 мм: при толщине сляба
250 мм расход энергии равен 1,67 109 Дж/т, при толщине сляба
50-60 мм - 0,5-109 Дж/т.
205
Часть 2. МЕТАЛЛУРГИЯ ЦВЕТНЫХ
МЕТАЛЛОВ
Металлургия цветных металлов - это совокупность отраслей
металлургии, производящих различные цветные, редкие, туго-
плавкие металлы. Первым металлом, который человеческое обще-
ство использовало для своих нужд, была медь и ее сплавы - брон-
зы. Сведения о выплавке меди относятся к середине шестого ты-
сячелетия до нашей эры. Медный, а за ним бронзовый век прости-
раются на много тысячелетий. Хотя железо появилось в обиходе
во втором тысячелетии до нашей эры, но еще очень долго бронза
оставалась основным бытовым, культурным и военным металлом.
Помимо меди в древности человеку были известны и упот-
реблялись золото, серебро, олово, свинец.
Вовлечение металлов в человеческую цивилизацию шло
медленно. К XIX столетию нашего времени были известны только
20 металлов, к началу XX века - 50, в настоящее время известны и
используются около 80 металлов.
В данном разделе мы остановимся на важнейших металлах,
производство которых в 2000 г. характеризовалось следующими
величинами: медь - 11 млн т, алюминий - 15 млн т, никель -
0,7 млн т, молибден 0,5-0,15 млн т, титан - 0,1 млн т.
Глава 13. ПРОИЗВОДСТВО МЕДИ
1. СВОЙСТВА МЕДИ
Медь известна человеку более 8000 лет. Ее полезные свой-
ства начали использовать уже в период древнейших цивилизаций.
Это объясняется сравнительно широкой распространенностью
медных руд, доступностью для примитивной металлургии, невы-
сокой температурой технологического процесса.
Из меди и ее сплавов уже в древние времена научились из-
готовлять самые разнообразные металлические изделия бытового
и военного назначения, различные доспехи и холодное оружие,
украшения, изделия искусства. Недаром в истории это время на-
зывают бронзовым веком. Бронза была и остается самым распро-
страненным медным сплавом.
206
Свойства меди: атомная масса - 63,55, температура плавле-
ния - 1084 °C, плотность - 8,96 г/см3, теплопроводность -
420 Вт/(м-К), удельное электросопротивление - 1,7-Ю*4 Ом-м.
Чистая медь является мягким металлом, который легко ку-
ется, прокатывается до очень тонких сечений. Из меди получают
фольгу и тончайшую проволоку. Важнейшим свойством меди яв-
ляется ее высокая электропроводность. По праву медь является
королевой электротехники.
Большим достоинством меди является ее высокая коррози-
онная стойкость. В сухом воздухе медь почти не окисляется; в
присутствии водяного пара, SO2 на поверхности меди появляется
защитная пленка - патина, которая предохраняет медь и ее сплавы
от дальнейшего окисления.
Промышленность выпускает 11 марок чистой меди, наибо-
лее чистой является медь марки М00 с суммарным содержанием
всех примесей не более 0,01 %.
Наиболее распространенные сплавы меди:
оловянные бронзы с содержанием до 11 % олова, 3-6 % РЬ, до
15%Zn;
алюминиевые бронзы - до 11 % А1;
свинцовые до 30 % РЬ;
сплавы меди с никелем - мельхиор, нейзильбер, констан-
тан и др.
2. СЫРЬЕ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА МЕДИ
Сырьем для производства меди является лом цветных ме-
таллов, отходы производства, которые составляют более 40 % от
используемого сырья, и медные руды.
Руды меди содержат небольшие концентрации меди. Бога-
тые руды до 1,5 %, бедные до 0,5 %. Как правило, медь содержит-
ся в полиметаллических рудах, в которые помимо меди входят и
другие металлы: никель, кобальт, цинк, свинец, золото, серебро,
молибден, индий, таллий, германий, платина и др.
Наибольшее значение сегодня для производства меди имеют
сульфидные руды, в которых медь находится в виде соединений:
CuS - ковеллин, Cu2S - халькозин, CuFeSj - халькопирит,
Cu5FeS4 - борнит.
207
Месторождения меди в России.
Основное месторождение медно-никелевой руды находится
в районе Норильска. Разрабатываются небольшие месторождения
Урала и Кольского полуострова. Богатейшее месторождение от-
крыто в Забайкалье, в Читинской области - Удоканское.
В 2000 г. было произведено около 520 тыс. т меди. Стои-
мость меди составляла в 2002 г. 44 000 руб./т.
Схема производства меди.
На рис. 87 представлена схема производства меди. Основ-
ные стадии переработки медных руд и получения чистой меди та-
ковы:
1) обогащение руды;
2) обжиг медного концентрата;
3) плавка концентрата на штейн;
4) конвертирование штейна в конвертерах с продувкой воз-
духом;
5) огневое рафинирование и получение черновой меди;
6) электролитическое рафинирование, получение чистой
меди.
3. ОБОГАЩЕНИЕ МЕДНЫХ РУД
Целью обогащения является получение медного концентра-
та, содержащего повышенные концентрации меди до 30 %. Ос-
новным методом обогащения медных руд является метод фло-
тации.
Перед флотационным обогащением руда проходит стадию
подготовки, которая состоит из ряда операций.
1. Дробление руды. Добытую на руднике руду, куски кото-
рой могут превышать размеры 1 м, сначала подвергают крупному
дроблению на куски размером до 350 мм в щековых или конусных
дробилках; затем среднему дроблению до 40 мм, мелкому дробле-
нию и наконец измельчению до 2 мм. Для мелкого дробления и
измельчения применяют валковые дробилки, шаровые мельницы.
После измельчения или дробления материал обязательно
подвергают разделению по крупности на фракции. Эти операции
производят с помощью грохотов - машин, имеющих колоснико-
вые решетки или решета.
Для разделения совсем мелких фракций с размером кусоч-
ков менее 0,1мм используют жидкостные классификаторы. Для
208
Руда
Улырачистая медь
Рис. 87. Схема производства меди из сульфидных руд
классификации измельченный материал размешивают в воде и
заливают образовавшуюся пульпу1 в ванну с перемешивающим
механизмом. Мелкие частицы с потоком воды переливаются через
1 Пульпа - взвесь твердых частиц в водном или ином растворе.
209
край ванны, а более крупные частицы оседают на дне и выгружа-
ются из ванны в конце аппарата. Действует такой аппарат непре-
рывно, его схема представлена на рис. 88.
Рис. 88. Схема спирального классификатора:
1 - шнек; 2 - корыто; 3 - сливной порог
2. Обогащение медных руд флотацией. Принцип флотаци-
онного обогащения состоит в том, что в специальном растворе
происходит избирательное смачивание частиц пустой породы и
частиц, содержащих металл. Плохо смачиваемые раствором час-
тицы прилипают к пузырькам воздуха, который продувают через
пульпу, и скапливаются на поверхности в виде пены; потом пену
удаляют в специальный сборник.
Хорошо смачиваемые раствором частицы оседают на дно
аппарата и затем удаляются специальным сборником. Таким обра-
зом, материал разделяется на две части. В одной содержится пре-
имущественно пустая порода, не содержащая металла, в другой -
материал с повышенным содержанием металла.
Для создания необходимого раствора применяют различные
средства. Во-первых, пенообразователи, в качестве которых ис-
пользуются фенол, креозол и ряд других синтетических соедине-
ний. Пенообразователи способствуют образованию мелких пу-
зырьков воздуха.
Во-вторых, в зависимости от вида минерала и рудной части
применяют вещества, которые уменьшают смачиваемость тех или
иных частиц раствором, чаще всего это калийные соли. Кроме то-
го для активации процесса флотации используют медный купорос,
серную кислоту, щелочи.
210
Механическая флотационная машина представляет собой
длинную ванну, разделенную на ряд секций. В ванну поступает
пульпа - смесь измельченной руды и водного раствора. Пульпа
перемешивается дисками с лопатками с одновременной продувкой
воздухом, образующуюся пену снимают специальным устройст-
вом, осевшие шламы также удаляются из машины. В результате
флотации пульпа содержит повышенную концентрацию меди.
Сначала пульпу подвергают обезвоживанию путем фильт-
рования и последующей сушки. Фильтрацию производят с помо-
щью пористых материалов - синтетической ткани, пористой кера-
мики. Для ускорения фильтрации по одну сторону фильтра, куда
просачивается вода, создают разрежение. Такие машины называ-
ются вакуум-фильтрами. На рис. 89 представлена схема дискового
вакуум-фильтра.
Рис. 89. Дисковый вакуумный фильтр:
1 - чан; 2 - диск; 3 - сектор диска; 4 - вал
Установка представляет собой полуцилиндрический чан /, в
который поступает пульпа. Внутри чана вращаются на одном валу
секционные диски - всасывающие камеры 2. Каждый диск снару-
жи обтянут фильтровальным материалом, а к внутренней его час-
211
ти подсоединен вакуумпровод и система подачи сжатого воздуха.
При вращении диска, когда он погружается в пульпу, включается
вакуумная откачка и влага всасывается внутрь диска, а частицы
концентрата оседают на его внешней поверхности. Далее диск при
повороте выходит из пульпы, и высасывание влаги из осадка,
осевшего на внешней поверхности, происходит уже на воздухе.
Осадок подсушивается. Затем камера диска подсоединяется к сис-
теме подачи воздуха. Ткань раздувается и ножи срезают с ее по-
верхности подсушенный осадок. Для очистки пор далее ткань до-
полнительно подсушивают воздухом. Наконец, производится по-
следняя операция - сушка концентрата. Для сушки чаще всего ис-
пользуют трубчатые печи. Печь представляет собой металличе-
скую трубу длиной до 30 м и диаметром около 2 м, ось вращения
которой наклонена к горизонтали на 2 °, рис. 90.
Рис. 90. Трубчатая вращающаяся печь:
/ - топка; 2 - корпус печи; 3 - фундамент; 4 - привод;
5 - опоры; 6 - бункер шихты; 7 - газоход
Барабан опирается на ролики и вращается со скоростью
около 8 оборотов в мин. Рядом с трубой - сушилом - установлена
топка, в которой сжигают газ. Продукты горения направляются
внутрь трубы, куда противотоком поступает влажный концентрат.
В конце трубы происходит выгрузка сухого концентрата.
4. ПЛАВКА КОНЦЕНТРАТА НА ШТЕЙН
Целью этой операции является получение штейна - продук-
та, содержащего в основном сульфиды меди и железа, - и шлака, в
котором концентрируются различные неметаллические соединения.
212
Обжиг
Перед плавкой на штейн в отражательных, руднотермиче-
ских, электрических или в шахтных печах концентрат подвергают
окислительному обжигу. Цель обжига - частичное удаление серы
и перевод части сульфидов железа в оксиды.
При обжиге протекают следующие реакции:
2FeS + 3,50г= Fe2O3 + 2S0i;
2FeS2 + 5,501 = Fe2O3 + 4SO2;
2CuFeS2 + 6O2 = Fe2O3 + Cu2O + 4SO2;
2CuFeS2 + 4,5O2 = Fe2O3 + Cu2S + 3SO2.
Все реакции, протекающие при обжиге, идут с выделением
тепла, которого достаточно для самопроизвольного протекания
процесса. Необходимо в начале только поджечь шихту.
Обжиг сульфидных концентратов производят в кипящем
слое. В реакторе через слой шихты продувают воздух, обогащен-
ный кислородом до 27 %. При продувке слой шихты разрыхляет-
ся, становится похожим по своим свойствам на жидкость и запол-
няет весь объем реактора. Такое состояние называют псевдо-
жидким.
В этих условиях зерна материала совершают беспорядочное
движение в объеме «кипящего» слоя, при этом мелкие частицы
уносятся газовым потоком из печи. Вынос пыли может достигать
30 % от исходной массы материала.
На рис. 91 показана схема печи для обжига в кипящем слое.
Печь имеет металлический кожух, изнутри футерованный шамот-
ным кирпичом. В бетонном полу печи равномерно располагаются
сопла для подачи дутья. Через донную течку производят разгрузку
продукта обжига, который называется огарком. Загрузка шихты и
выгрузка производятся непрерывно.
Отходящие газы после пылеочистки направляют в цех по
производству серной кислоты. В газе содержится до 15 % SO2.
Температура обжига около 880 °C. В сутки обрабатывают до 1000 т
шихты, при степени десульфуризации 60 %.
213
Рис. 91. Схема печи для обжига в кипящем слое:
1 - бункер для шихты; 2 - газоход; 3 - камера печи;
4 - кипящий слой; 5 - выгрузка огарка; 6 - воздуходувка
Плавка на штейн
Плавка в отражательной печи.
Отражательная печь представляет собой ванную печь дли-
ной до 36 м, шириной до 12 м и высотой до свода до 4,5 м. Под
печи - лещадь - выкладывают либо из динасового кирпича, либо
изготовляют из кварцевого песка наплавлением. Стены и свод вы-
кладывают из магнезитового или хромомагнезитового кирпича.
Шихту в печь загружают либо через сводовые отверстия,
либо через боковые окна специальными питателями. Выпуск жид-
кого штейна производится через донный сифон, а выпуск шлака
через боковые окна. Отопление печи производится с помощью
мазутных или газовых горелок, расположенных в передней торце-
вой стенке. Для полного сжигания топлива в горелки-форсунки
подают обогащенный кислородом воздух. В центральной части
печи достигается температура 1600 °C, а в хвостовой части
1300 °C.
При плавке в отражательной печи происходит термическая
диссоциация высших сульфидов металлов и карбонатов, в резуль-
тате получается штейн - расплав сульфидов железа и меди (с со-
держанием меди около 18 %) и шлак, состоящий из SiO2, FeO,
СаО, А1гО3 и содержащий до 0,4 % Си.
214
Плавка в электрических печах.
Источником тепла в таких печах является электрический
ток, пропускаемый через шлаковый расплав. Для этого в расплав
погружают угольные электроды.
Печь имеет прямоугольную форму. Лещадь печи и стены
выкладывают из хромомагнезитового кирпича, который заключа-
ют в металлический кожух, сделанный из листовой стали или из
чугунных плит с водяным охлаждением. Арочный свод выклады-
вают из шамотного кирпича. В своде имеются отверстия для про-
пуска электродов, располагаемых в линию, там же имеются отвер-
стия для загрузки шихты и отвод для газов. Электроды таких пе-
чей самообжигающиеся, похожие на электроды ферросплавных
печей.
Крупные шестиэлектродные печи питаются от однофазных
трансформаторов. В процессе работы печи в ней образуется шла-
ковый слой толщиной 1800 мм и жидкий штейн толщиной до
800 мм. Электроды погружены в шлак на глубину до 500 мм. При
прохождении тока через шлак выделяется тепло, которое расходу-
ется на расплавление шихты, образование жидких штейна и шла-
ка. Для периодического выпуска шлака и штейна имеются летки в
противоположных концах печи. В штейн переходит до 98 % меди
из шихты.
Плавка в шахтвых печах - ватержакетах.
Схема шахтной печи представлена на рис. 92.
Печь имеет коническую шахту прямоугольного сечения.
Шихту, состоящую из агломерата и кокса, загружают сверху через
колошник. В нижней части шахты имеются фурмы, через которые
подают воздушное дутье. При сгорании кокса и сульфидов выде-
ляется тепло, достаточное для достижения 1500 °C.
Жидкие штейн и шлак из нижнего горна отсекают в отстой-
ный горн, в котором происходит отстаивание. Из отстойного горна
раздельно выпускают шлак и штейн. В шахтных печах можно пла-
вить только кусковую шихту размером 20-100 мм, поэтому перед
шахтной плавкой концентрат необходимо подвергать окускова-
нию - агломерации.
Шахта печи не имеет футеровки, ее рабочее пространство
монтируется из кессонов, железных пустотелых коробок, внутри
которых циркулирует вода. Только лещадь и горн выложены из-
нутри огнеупорным кирпичом.
215
Рис. 92. Шахтная печь - ватержакет:
1 - газоход; 2 - колошник; 3 - загрузочное окно;
4 - шахта; 5 - кессон; 6 - воздухопровод; 7 - фурма;
8 - выпускной желоб; 9 - передний горн-отстойник
Шлак из печи выпускают непрерывно, а штейн периодически,
по мере его накопления. Содержание меди в штейне колеблется от
15 до 60 %, а извлечение меди из шихты составляет 90-94 %. Рас-
ход кокса 5-12 % в зависимости от содержания сульфидов в шихте.
Плавка методом Вавюкова.
Этот процесс впервые был предложен в СССР в 1951 г.
проф. А. В. Ванюковым и получил его имя.
В основе этого процесса лежит метод автогенной плавки
сульфидного сырья, основанный на полном использовании тепла,
216
выделяемого при переработке сырья без применения внешних ис-
точников энергии: электричества, газа, мазута или кокса.
Тепло выделяется при окислении сульфидов подогретым
воздухом, обогащенным кислородом, или чистым кислородом.
В первую очередь тепло получается благодаря реакциям
окисления сульфидов железа:
2FeS2 + 5О2 + SiO2 = 2FeO-SiO2 + 4SO2 + 155,68 кДж;
2FeS + ЗО2 + SiO2 = 2FeOSiO2 + 2SO2 + 1030,29 кДж;
S2 + 2O2 = 2SO2 + 59,42 кДж.
Сульфиды железа менее прочные, чем сульфид меди, и по-
этому они окисляются в первую очередь. Однако происходит и
окисление сульфида меди:
2Cu2S + ЗО2 = 2Cu2O + 2SO2.
Большое преимущество автогенной плавки перед плавкой в
отражательной, руднотермической или шахтной печи состоит, во-
первых, в экономии топлива и, во-вторых, в более полном исполь-
зовании серы, содержащейся в отходящих газах для производства
серной кислоты.
На рис. 93 представлена схема печи Ванюкова.
Печь, в основном, состоит из двух частей: нижней - горна
печи и верхней - шахты. Печь имеет ширину до 3 м, длину до 30
м, с общей высотой от пода до свода шахты 6,5 м. В нижней части
шахты расположены фурмы для подачи воздуха. Горн печи и свод
выкладываются из огнеупорного хромомагнезитового кирпича.
Шахта печи футеровки не имеет и выполнена из коробок - кессо-
нов с водяным охлаждением. Кессоны представляют собой мед-
ные плиты толщиной 100 мм, с каналами для воды.
Выпуск шлака и штейна проводится непрерывно и раздель-
но через шлаковые и штейновые сифоны. Штейн через сифон по
желобу поступает в копильник - миксер и из него идет на конвер-
тирование. Отходящие газы через верхний газопровод направля-
ются на пылеочистку и далее в производство серной кислоты.
217
Рис. 93. Схема печи Ванюкова:
1 - подача шихты; 2 - подача дутья; 3 - штейн; 4 - шлак; 5 - газы; 6 - кладка
печи; 7 - медные кессоны; 8 - штейновый сифон; 9 - шлаковый сифон
Шлак поступает на переработку с целью извлечения меди,
цинка, других элементов. Шихта в печь загружается сверху через
свод шахты. Подача шихты осуществляется с помощью транспор-
теров из бункерного отделения шихтового пролета. Шихтой для
плавки служит смесь рудных концентратов, богатой руды, флю-
сов, в основном песчаника.
Воздух для дутья обогащен кислородом в зависимости от
влажности шихты от 40 до 65 %.
Внутреннее пространство печи условно разделяется на две
зоны:
1) надфурменная, которая находится в состоянии интенсив-
ного движения вследствие продувки;
2) подфурменная, в которой расплав находится в спокойном
состоянии.
Засыпаемая в шахту шихта попадает в надфурменную зону,
где она омывается брызгами и каплями барботируемого расплава.
Здесь куски материала нагреваются и происходит диссоциация
неустойчивых сульфидов, карбонатов, плавление легкоплавких
218
компонентов, окисление сульфидов. Образуется шлако-штейновая
эмульсия, происходит и окисление FeO до РезО4. Магнетит в свою
очередь окисляет сульфиды. Все эти процессы протекают пре-
имущественно в жидкой фазе. Регулируя соотношение между по-
дачей кислорода и шихты, можно получить необходимые по
составу штейны. Оптимальным является получение штейнов с
содержанием меди до 50 %. Более высокие концентрации меди
сопровождаются большими потерями меди со шлаком. При
содержании меди в штейне менее 50 % в шлаках содержится не
более 0,5 % меди. В ходе плавки происходит укрупнение суль-
фидных капель, которые постепенно оседают и образуют слой
штейна в подфурменной зоне.
В отличие от других видов плавки на штейн в печи Ванюкова
плавление сульфидов шихты и окисление сульфидов происходит в
объеме шлака. Извлечение меди в этом процессе достигает 98 %.
Процесс Ванюкова является более эффективным и произво-
дительным по сравнению с другими видами плавки на штейн.
5. ПЕРЕРАБОТКА ШТЕЙНА НА ЧЕРНОВУЮ МЕДЬ
Штейн состоит, в основном, из сульфидов железа и меди.
Кроме того в нем содержатся в зависимости от вида руды Au, Ag,
Se, Те, Ni и вредные примеси: As, Sb, Bi и др.
Конвертерная переработка штейна
Основным видом переработки штейна является конвертиро-
вание, т. е. продувка штейна воздухом, обогащенным кислородом.
При этом происходит окисление железа и серы. Оксиды железа
переходят в шлак, а сера удаляется в газовую фазу. В конвертере
получают черновую медь.
Плавку в конвертере можно разделить на два периода. В
первом происходит окисление сульфида железа. Так как железо
обладает большим сродством к кислороду, чем медь, то оно окис-
ляется в сульфиде в первую очередь:
2FeS + ЗО2 = 2FeO + 2SO2;
образующийся оксид железа шлакуется кремнеземом:
2FeO + SiO2 = 2FeOSiO2.
219
В результате из штейна почти полностью удаляется железо
и при этом выделяется тепло, необходимое для проведения про-
цесса. При проведении первого цикла температура достигает
1280 °C.
После окончания первого периода в конвертере получается
так называемый белый штейн (почти чистый сульфид меди с со-
держанием до 80 % меди) и шлак, содержащий 28 % SiO2, 50 %
FeO + Fe3O4, 1-3 % меди.
Во втором периоде продувают белый штейн, при этом про-
текает реакция:
Cu2S + О2 = 2Cu + SO2.
Продувку ведут до получения черновой меди.
Устройство конвертера
На рис. 94 представлена схема горизонтального конвертера
с центральной горловиной. Цилиндрический сварной корпус кон-
вертера изнутри футерован хромомагнезитовым кирпичом. Корпус
конвертера опирается на ролики. На одном торце барабана имеет-
ся зубчатый венец, соединенный с редуктором и электроприводом,
который позволяет поворачивать конвертер вокруг горизонталь-
ной оси. Загрузка штейна и флюсов, разливка шлака и черновой
меди, отвод газов осуществляются через центральную горловину.
В нижней части конвертера по его образующей расположен ряд
фурм, от 30 до 60 штук. Современные конвертеры имеют вмести-
мость от 40 до 100 т при диаметре 3-4 м и длине 6-11 м.
Слабым местом конвертера является отвод газов. В месте
присоединения газохода происходит выброс газов в атмосферу
цеха, кроме того в газоход подсасывается большой объем воздуха,
который разбавляет конвертерный газ до содержания 4 % SO2, что
затрудняет его дальнейшую переработку.
Ход плавки. В конвертер заливают жидкий штейн, дают
кварциты и охлаждающие присадки в виде оборотных продуктов.
Включают дутье. Первый цикл продолжается при богатом штейне
(с содержанием меди до 45 %) 6-9 ч, а при бедном (менее
25 % Си) - 16-24 ч. По ходу продувки шлак сливают порциями.
Второй период продолжается 2-3 ч. Готовую медь сливают из
конвертера и направляют либо в миксер, либо отливают слитки
для направления на другие медеплавильные заводы.
220
3
Рис. 94. Горизонтальный конвертер:
/ - привод; 2 - загрузочное устройство;
3 - футеровка; 4 - горловина; 5 - фурмы
221
Конвертерные шлаки направляют вновь на плавку на штейн,
либо подвергают обогащению.
6. ОГНЕВОЕ РАФИНИРОВАНИЕ ЧЕРНОВОЙ МЕДИ
В черновой меди содержится до 4 % примесей: S, Fe, Ni, Pb,
As, Sb, Bi, Sn, Zn, Se, Те, Au, Ag. Поэтому она не пригодна для
использования. Медь необходимо очистить. Очистку меди - ра-
финирование - проводят в два этапа. Первый - это окислительное
рафинирование. Второй этап - электролитическое рафинирование.
При огневом окислительном рафинировании из меди уда-
ляют: О, S, Fe, Ni, Zn, Pb, As, Sb.
Сущность процесса
Через жидкую медь продувают воздух. Происходит процесс
окисления примесей. Нерастворимые в жидкой меди оксиды при-
месей, а также Си2О ошлаковываются кремнеземом, который в
виде флюса добавляют в печь. Образуется шлак, его необходимо
постоянно удалять. Это способствует более полному окислению
примесей черновой меди. Желательно, чтобы к концу плавки со-
держание оксидов примесей в шлаке было минимальным.
Наиболее полно окисляются и переходят в шлак Al, Zn, Fe,
Sn. Значительно хуже удаляется никель, который обладает сопос-
тавимым с медью сродством к кислороду и высокой растворимо-
стью в меди. Остаточное содержание никеля не удается снизить
менее 0,4 %. С трудом удаляются As и Sb, полностью остаются
благородные металлы, Bi, Se, Те.
Второй операцией огневого рафинирования является драз-
нение меди, восстановительная обработка. Ее проводят мазутом,
природным газом или сырыми бревнами или жердями. При нагре-
вании углеводороды этих материалов разлагаются, образуя вос-
становители СО, Н2, СИ», которые восстанавливают оксид меди по
реакциям:
Cu2O + Н2 = 2Си + Н2О;
Cu2O + СО = 2Си + СО2;
4Cu2O + CH» = 8Си + 2Н2О + СО2.
222
Устройство рафинировочных подовых печей
Эти печи похожи на отражательные печи для плавки рудно-
го сырья. Они отличаются от них тем, что в передней продольной
стенке имеются загрузочные окна с заслонками для загрузки твер-
дых шихтовых материалов и проведения операций дразнения. В
правой торцевой части печи установлены форсунки для сжигания
газа и мазута. С противоположного торца печи имеются шлаковые
окна для выпуска шлака. В задней стене печи имеется летка для
выпуска меди через желоб на разливочную машину, на которой
отливают слитки меди. В таких стационарных печах вместимо-
стью до 400 т можно перерабатывать как жидкую, так и твердую
черновую медь.
Процесс плавки меди имеет ряд стадий.
1. Осмотр и заправка печи огнеупорными материалами в по-
врежденных местах.
2. Загрузка печи. Твердую шихту загружают мульдами с по-
мощью завалочной машины. Жидкую медь заливают из ковшей
через желоб в загрузочное окно.
3. Период плавления и нагрев до 1200 °C. При использова-
нии твердой шихты плавление может продолжаться до 10 ч.
4. Окислительный период. В расплав погружают футерован-
ные трубки, через которые подают воздух. В конце окислительно-
го периода, который продолжается до 4 ч, удаляют шлак, сгребая
его с поверхности металла деревянными гребками. Количество
шлака составляет 1-2 % от массы меди, шлак содержит до 50 %
Си. Шлаки поступают в конвертеры.
5. Дразнение меди. Через окна в расплав погружают сырые
бревна или жерди и перемешивают ванну.
6. Разливка. Жидкую медь разливают на карусельных разли-
вочных машинах в анодные листы толщиной 40 мм и размерами
примерно 900x900 мм, массой 175-375 кг. Разливка продолжается
5-8 ч, а общее время плавки достигает 24 ч.
7. ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ МЕДИ
При электролитическом рафинировании получают медь
чистотой 99,99 %, попутно извлекают благородные металлы, а
также Ni, Se, Те, Bi и др. Электролитическое рафинирование
223
производят в электролизных ваннах. В ванны подвешивают аноды
из черновой меди и медные катоды. Электролитом является сер-
нокислый раствор медного купороса (CUSO4+H2SO4). Медные
аноды растворяются, на катодах высаживается чистая медь, а на
дне ванны накапливается шлам из нерастворимых компонентов
черновой меди и образующихся при электролизе различных со-
единений.
Электрохимический эквивалент меди равен 1,1857 г. Это то
количество меди, которое должно выделяться на катоде при про-
пускании через электролит тока в 1 А в течение 1 ч.
Однако практически, вследствие утечки тока и потерь на
различные побочные процессы, для выделения одного грамм-
эквивалента меди требуется большее количество электричества.
Отношение теоретического количества электричества к реальной
величине затраченного электричества для получения одного
грамм-эквивалента меди называется выходом по току. Практиче-
ски выход по току характеризует степень использования электри-
ческого тока для протекания основной электрохимической реак-
ции: Си+2 + 2е —> Си.
В промышленном производстве в среднем выход по току
равен 95 %, при плотности тока на катоде 300 А/м2 и напряжении
на ванне 0,3 В. Удельный расход электроэнергии составляет
250-350 кВт ч/т меди.
Примеси, находящиеся в черновой меди, можно разделить
на 4 группы:
1. Растворимые примеси: Fe, Ni, Со, Sn, Sb. Они накаплива-
ются в электролите и поэтому по ходу электролиза необходимо
отводить часть электролита на регенерацию и обновлять электро-
лит. Sn и РЬ выпадают в шлам в виде нерастворимых в электроли-
те соединений: Sn(OH)2, PbSO4.
2. Сульфатообразующие примеси: As, Sb, Bi. Сульфаты этих
элементов неустойчивы, они подвергаются гидролизу и образуют
различные соединения, которые могут попасть и в катодную медь.
Таким образом, эти примеси распределяются между катодами,
шламом и электролитом.
3. Благородные металлы, они не растворяются и в ходе элек-
тролиза в виде тонкодисперсного порошка переходят в шлам.
4. Нерастворимые примеси в виде соединений: Cu2S, Cu2Se,
Cu2Te полностью переходят в шлам.
224
Устройство электролизных ванн
Электролизная ванна представляет собой прямоугольный
ящик, выполненный из железобетона, изнутри он футерован ви-
нипластом, стеклопластиком или другими кислостойкими мате-
риалами. Размер ванны зависит от числа анодов, которое может
доходить до 48 штук. Катоды выполняют из медных листов тол-
щиной 0,6 мм. Число катодов на один больше, чем анодов. Разме-
ры катодов примерно на 50 мм в ширину и длину превышают раз-
мер анодов. Электролизные ванны группируются в блоки из 10-20
ванн, а два блока объединяются в серию.
На рис. 95 представлен продольный разрез ванны. Ванна
имеет длину до 5,5 м, ширину 1,1 м и глубину 1,3 м.
Рис. 95. Схема электролизной ванны:
1 - катод; 2 - анод; 3 - кольца для регулирования электролита
Ванны питаются постоянным током от полупроводниковых
выпрямителей. Аноды растворяются в ванне за 20-30 суток. За это
время 2-3 раза меняют катоды, которые достигают толщины
15 мм и массы 140 кг. Во время электролиза непрерывно обнов-
ляют электролит, полная его смена происходит за 3-4 часа.
Во время смены анодов из ванн выгружают накопившийся
на дне шлам. В шламе содержится 10-75 % Си, 0,05-4,0 % Аи,
5-55 % Ag, 2-3 % Se и до 15 % Те. Количество шлама может дос-
тигать 8,5 % от массы анодов. Шламы подвергают переработке
Для извлечения ценных элементов.
225
Катодную медь переплавляют в электрических печах и в
плавильно-литейных прокатных агрегатах непрерывного дейст-
вия.
Вакуумное рафинирование меди
Для получения ультрачистой меди для электронной про-
мышленности применяют плавку катодной меди в вакуумной ин-
дукционной печи с графитовым тиглем. При плавке в вакууме из
меди испаряются летучие примеси оставшихся в ней металлов и
неметаллов, а благодаря контакту с графитовым тиглем происхо-
дит дополнительное раскисление меди - удаление растворенного
кислорода.
Глава 14. ПРОИЗВОДСТВО НИКЕЛЯ
1. СВОЙСТВА НИКЕЛЯ
Человечество знало никель за несколько веков до нашей
эры. Китайцы выплавляли сплав никеля с медью «пакфонг». Как
чистый металл, никель был открыт в 1751 г. шведским химиком
Кронстедгом.
Никель располагается в периодической системе под номе-
ром 28, входит в железную триаду: Fe-Ni-Co. Никель - двухва-
лентный элемент. Атомная масса - 58,7, температура плавления
1455 °C, плотность - 8,9 г/см3.
Чистый никель обладает высокой прочностью и пластично-
стью, он легко прокатывается в тонкие листы толщиной 0,02 мм и
проволоку диаметром до 0,01 мм. Никель обладает высокой кор-
розионной стойкостью на воздухе, во влажной атмосфере, устой-
чив по отношению ко многим агрессивным химическим реаген-
там. Это во многом определяет назначение никеля как металла,
защищающего металлические конструкции. Никель в больших
количествах используется для покрытий, которые помимо хими-
ческой защиты имеют еще высокие декоративные качества. Кроме
того, никель используют для производства различных катализато-
ров в химическом производстве. Однако основное назначение ни-
келя - это легирование сплавов на основе железа. Самым извест-
ным таким сплавом является нержавеющая сталь, содержащая
18 % хрома и 8 % никеля. На основе никеля созданы жаропрочные
226
сплавы, применяемые для изготовления авиационных двигателей,
выдерживающие высокие температуры нагрева и обладающие вы-
сокими механическими свойствами.
Производство никеля в РФ в 1997 г. составляло 230 тыс. т,
стоимость никеля 203 тыс. руб./т в 2002 г.
2. СЫРЬЕ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА НИКЕЛЯ.
СХЕМА ПРОИЗВОДСТВА
В России основные месторождения никеля состоят из суль-
фидных руд. Месторождения сульфидных руд находятся в Но-
рильском промышленном районе, небольшие месторождения
окисленных руд находятся на Урале.
В сульфидных рудах никель находится в виде соединения
(Ni, Fe)S. Кроме никеля в руде находятся Си, Со, благородные ме-
таллы, Se, Те. Химический состав руды в %: 0,3-5,5 Ni;
0,2-2 Си; 30-40 Fe; 17-28 S; 10-30 SiO2; 1-10 MgO; 5-8 А12О3.
Схема производства никеля показана на рис. 96.
Рассматриваем принятую в России схему переработки суль-
фидных руд.
Вот основные ее этапы:
1. Обогащение руды путем флотации.
2. Плавка концентрата на штейн.
3. Конвертирование штейна.
4. Разделение меди и никеля путем флотации.
5. Окислительный обжиг никелевого концентрата.
6. Восстановительная плавка.
7. Электролитическое рафинирование.
Обогащение руды
Перед флотационным обогащением руду подвергают дроб-
лению и классификации по фракциям. Процесс флотации описан
ранее в производстве меди. При флотации никелевых руд получа-
ют либо медно-никелевый концентрат с содержанием 3,5-6,5 %
никеля и 3-6 % Си (это метод коллективной флотации), либо при
раздельной флотации получают три вида концентрата: никелевый
с содержанием 6-11 % Ni и 4-6 % Си; медный - 1,5 % Ni, 25-30 %
Си; пирротиновый - до 1,5 % Ni и 60 % Fe.
227
Рис. 96. Схема производства никеля из сульфидных медно-никелевых руд
Перед плавкой проводится окускование концентрата. Ис-
пользуют либо агломерацию, при которой происходит частичное
удаление серы, либо метод окатывания. Окатыши размером 8-
15 мм получают в чашеобразных грануляторах с последующей
термической обработкой на конвейерных машинах. На ленте кон-
вейерной машины, похожей на агломерационную машину,
228
окатыши последовательно проходят сушку, окислительный обжиг,
охлаждение, при этом удаляется 30-50 % серы.
3. ПЛАВКА НА ШТЕЙН
В России плавку на штейн проводят в руднотермических
электрических печах, которые были описаны в разделе металлур-
гии меди. Плавка медно-никелевой руды или концентрата отлича-
ется тем, что большая часть оксидов железа восстанавливается
при плавке коксиком и не участвует в процессе десульфуризации,
а находящийся в составе руды пирротин Fe7S8 при своем разложе-
нии выделяет немного серы. Поэтому степень десульфуризации
сульфидных медно-никелевых руд составляет всего 15-20 %.
Продуктами руднотермической плавки являются штейн,
шлак и газы. Штейн содержит в %: 7-16 Ni; 7-12 Си; 0,3-0,5 Со;
47-55 Fe; 23-27 S. Шлак состоит из SiO2, FeO, MgO, А12О3, СаО и
содержит до 0,1 % Ni и Си в виде корольков. Отходящие газы со-
держат не более 0,3 % SO2, они нагреты до невысокой температу-
ры 500-600 °C и выносят из печи небольшое количество пыли.
Для плавки используют трех- или шестиэлектродные печи.
Шестиэлектродная печь имеет в плане размер 20,5-5-27,5 х 5,64-6,7 м.
Расход электроэнергии составляет 430-820 кВт-ч/т при из-
влечении до 98 % Ni и 96 % Си.
4. КОНВЕРТИРОВАНИЕ ШТЕЙНА
Процесс осуществляют в таких же конвертерах, как и в про-
изводстве меди, но чтобы сохранить Со в файнштейне - продукте
конвертирования - процесс ведут с неполным окислением железа.
Файнштейн содержит 35-42 % Ni, 25-30 % Си, 0,7-1,3 % Со,
3-4 % Fe, 24 % S. Файнштейн направляют на разделение меди и
никеля путем флотации. Для осуществления этого разделения
файнштейн должен раскристаллизоваться. Для этого файнштейн,
полученный в конвертере, заливают в железобетонные, графито-
вые или песчаные формы, в которых слитки остывают в течение
80 ч. Слитки разбивают на куски и измельчают до крупности
0,05 мм.
229
Конвертерные шлаки содержат до 2,5 % (Ni+Cu+Co). Для
извлечения этих металлов шлаки подвергают переработке снова в
руднотермических печах с добавками коксика и бедного штейна
или медно-никелевой руды. Продуктом такого обеднения шлака
является отвальный шлак с низким содержанием Ni, Си, Со и обо-
гащенный штейн с концентрацией 20 % (Cu+Ni) и около 1,3 % Со.
Штейн идет на конвертирование.
5. РАЗДЕЛЕНИЕ ФАЙНШТЕЙНА НА МЕДЬ И НИКЕЛЬ
Раскристаллизованный файнштейн состоит из кристаллов
Ni3S2, Cu2S и металлического сплава. Разделение осуществляют
методом флотации в сильно щелочной среде. В пену попадает
медный концентрат, содержащий более 70 % меди, который после
очисток и обезвоживания направляют в медное производство.
На дне флотационных ванн собирают никелевый концентрат
с содержанием до 68 % никеля.
Другим способом разделения меди и никеля является карбо-
нильный процесс. Он состоит в том, что измельченный файн-
штейн загружают в реактор, в котором при нагреве до 200 °C и
давлении до 230 атм происходит образование карбонила никеля
Ni(CO)4 по реакции: Ni + 4СО <-> Ni(CO)4. Карбонил никеля возго-
няется, а медь, благородные металлы и СО остаются в осадке. Да-
лее карбонил никеля подвергают ректификации - фракционной
перегонке и после очистки термическому разложению при 200 °C.
В результате получают никелевую дробь или карбонильный нике-
левый порошок. Это очень чистый никель, содержащий не более
0,001 % Си; 0,005 % Fe; 0,002 % S; 0,03 % С.
6. ПРОИЗВОДСТВО ЧЕРНОВОГО НИКЕЛЯ
Флотационный никелевый концентрат подвергают окисли-
тельному обжигу в печах кипящего слоя при 1200 °C. Полученный
огарок загружают в трубчатые печи для предварительного восста-
новления. В качестве восстановителя используют нефтяной кокс.
Восстановительную плавку проводят в дуговых электропе-
чах, похожих на сталеплавильные печи. Схема печи приведена на
рис. 97.
230
Рис. 97. Дуговая электропечь:
1 - кожух; 2 - футеровка; 3 - водоохлаждаемый свод; 4 - газоход;
5 - электрод; 6 - сливной желоб; 7 - рама; 8 - рабочее окно
Шихта для плавки состоит из огарка и нефтяного кокса. При
расплавлении оксид никеля восстанавливается углеродом, одно-
временно происходит науглероживание никеля как вследствие
растворения углерода, так и образования карбида Ni. Для удале-
ния углерода производят окисление ванны, загружая в печь пор-
циями окисленный огарок, при этом происходит реакция:
Ni3C + NiO = 4Ni + СО.
Образующийся в печи шлак удаляют с поверхности металла
деревянными гребками.
Полученный черновой никель либо разливают на карусель-
ной разливочной машине на анодные листы, либо гранулируют.
Для грануляции струю никеля направляют в бассейн с во-
дой, при попадании в воду никель застывает в виде округлых гра-
нул. После сушки гранулированный никель отправляют потреби-
телю. Такой никель марки НЗ содержит 98,6 % Ni, его удобно ис-
пользовать в сталеплавильном производстве.
7. ЭЛЕКТРОЛИТИЧЕСКОЕ РАФИНИРОВАНИЕ НИКЕЛЯ
Процесс электролитической очистки анодного никеля имеет
своей целью, во-первых, получение чистого никеля марок НО и
231
Hl, содержащих 99,99 и 99,93 % Ni соответственно, и, во-вторых,
максимальное извлечение благородных металлов, Со, Те, Se, Си.
Электролит для электролиза составляют из растворов суль-
фата никеля NiSO4, хлорида натрия NaCl и борной кислоты.
При электролизе почти все металлы переходят в раствор в
виде катионов. Благородные металлы и такие соединения как
сульфиды, селениды, теллуриды по мере растворения анода осы-
паются в шлам. На катоде кроме никеля могут выделяться Си, Со
и другие металлы. Для предотвращения этого выделения, которое
будет загрязнять никель, прикатодное пространство отделяется от
общего объема электролита с помощью диафрагм и особой систе-
мой циркуляции электролита. Загрязненный электролит - анолит -
непрерывно сливают из ванн, подвергают очистке от Fe, Со, Си.
Очищенный электролит подают в прикатодное пространст-
во. Уровень электролита в прикатодном пространстве на 40 мм
превышает уровень электролита в ванне, и поэтому циркуляция
раствора происходит от катода в объем электролита. Таким обра-
зом обеспечивается высаждение на катоде только никеля. Количе-
ство никеля, осаждающегося на катоде, превышает количество
никеля, растворяемого с анода, и поэтому для компенсации этой
разности в очищенный электролит добавляют никель в виде бога-
того никелевого концентрата. Схема отдельного блока электроли-
тической ванны представлена на рис. 98.
Рис. 98. Схема электролитического
рафинирования никеля:
I - катод; 2 - анод;
3 - катодная диафрагма;
4 - анолит; 5 - католит
232
В ваннах устанавливают от 32 до 44 катодных ячеек. Диа-
фрагма выполняется из брезента или синтетических тканей. В ка-
ждую ячейку подходит питающая трубка, по которой подают
очищенный электролит со скоростью 20-30 л/час. Параметры
электрического режима следующие:
плотность тока - 300-400 А/м2;
напряжение - 3,0 В;
выход по току - до 97 %;
расход электроэнергии - до 3300 кВт ч/т никеля.
Очистка электролита
1. Очистка от железа. Железо в растворе находится в виде
Fe3O4. Через электролит продувают воздух, железо окисляется и
образуется гидрат Fe2O3-3H2O, который выпадает в осадок. Гид-
ратный осадок отделяют от раствора фильтрованием. Так как в
нем содержится до 12 % никеля, то осадок подвергают специаль-
ной обработке для получения никелевого концентрата, который
поступает на переплавку в руднотермические печи.
2. Очистка от меди. После очистки от железа электролит
обрабатывают никелевым порошком, который вытесняет медь из
сульфата по реакции CuSO4 + Ni = NiSO4 + Си. Медь выпадает в оса-
док, который собирают и направляют в медеплавильное производство.
3. Очистка от кобальта. Раствор обрабатывают хлором и
углекислым никелем:
2CoSO4+Cl2+3H2O+3NiCO3 = 2Co(OH)3+2NiSO4+NiCl2+3CO2.
В результате такой обработки никель остается в растворе,
кобальт концентрируется в осадках, которые в дальнейшем пере-
рабатывают в производстве кобальта.
Очищенный электролит содержит менее 0,003 % Fe,
0,008 % Си, 0,008 % Со.
Глава 15. ПРОИЗВОДСТВО АЛЮМИНИЯ
В металлическом виде алюминий был впервые получен дат-
чанином Гансом Эрстедом в 1825 г., но получил алюминий в за-
метных количествах немецкий ученый Вёлер в 1845 г., однако
промышленное производство началось в конце XIX века, после
разработки метода получения алюминия в 1886 г. Эру и Холлом.
233
1. СВОЙСТВА АЛЮМИНИЯ
Алюминий является вторым металлом после железа по про-
изводству и применению. По содержанию в земной коре алюми-
ний занимает третье место - 8,05 % (после кислорода - 47 % и
кремния - 29,5 %; железо - 4,65 %).
В таблице Д. И. Менделеева алюминий имеет порядковый
номер 13, атомную массу 26,98, температуру плавления 660 °C,
плотность 2,7 г/см3.
В основном алюминий проявляется как трехвалентный ме-
талл. В чистом виде он обладает высокой пластичностью, элек-
тропроводностью и теплопроводностью. Этот металл характери-
зуется высоким сродством к кислороду, и на воздухе поверхность
алюминия быстро покрывается тонкой пленкой оксида алюминия
А12О3, которая хорошо защищает алюминий от коррозии.
Чистый алюминий в первую очередь используют для изго-
товления электропроводов, химической аппаратуры, бытовой по-
суды, упаковочной фольги, пищевых банок для жидких продук-
тов. Широко используется алюминий в радиоэлектронике, радио-
технике. Путем анодирования алюминию может быть придана вы-
сокая электрокоррозионная стойкость и различные декоративные
оттенки.
В черной металлургии алюминий применяют как раскисли-
тель при производстве стали, как легирующую добавку в жаро-
прочные сплавы, в ферросплавном производстве для получения
сплавов алюмотермическим способом.
Широко известны алюминиевые сплавы. Первое место сре-
ди них занимает дюралюминий. Это сплав алюминия с небольши-
ми присадками магния, меди или марганца. Дюралюмины в боль-
шом количестве используются в авиационном строительстве.
Сплавы алюминия с кремнием, содержащие до 70 % кремния (си-
лумины), применяются в литейном деле. Из них изготавливают
различные части машин, двигателей. Алюминиевые сплавы при-
меняются в автомобильной промышленности, железнодорожном,
водном транспорте, в промышленном и гражданском строительстве.
Порошок электроплавленного оксида алюминия А12О3 (ко-
рунд) используют в абразивной промышленности для изготовле-
ния шлифовальных кругов, шкурки, из него изготавливаются вы-
сококачественные огнеупорные тигли для лабораторных и про-
234
мышленных печей, колпачки для термопар, трубки для печей со-
противления.
2. СЫРЬЕ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА АЛЮМИНИЯ.
СХЕМА ПРОИЗВОДСТВА
Основными рудами для получения алюминия являются бок-
ситы, нефелины и алуниты.
Боксит - это порода, состоящая из гидратов А12О3, оксидов
и гидратов оксидов железа, силикатов, кремнезема и других ок-
сидных соединений. Содержание А12О3 в боксите может быть раз-
ным - от 35 до 60 %. По внешнему виду бокситы похожи на глину
различной окраски преимущественно темно-красного и светлого
оттенков. В последние годы было открыто и начало разрабаты-
ваться богатейшее месторождение бокситов в районе Тиманского
кряжа в Республике Коми, запасы которого оцениваются в сотни
миллионов тонн.
Нефелины. Они разделяются на две группы. Уртиты, содер-
жащие около 30 % А12О3 и 44 % кремнезема, и нефелиновые сие-
ниты, с еще меньшим содержанием глинозема - 23,5%, кремене-
зема - 45 %, Fe2O3 - 1 %. Месторождения этих руд имеются в Ке-
меровской области - Кия-Шалтырское месторождение, на Коль-
ском полуострове в Хибинах, в Краноярском крае Ужурское ме-
сторождение, а также на Урале и Кавказе.
Алуниты - руды с содержанием глинозема до 20 %, их пере-
работка целесообразна только комплексно, с получением одно-
временно с глиноземом поташа, соды, сульфата калия и т. п.
Отечественная промышленность обеспечена алюминиевым
сырьем только вполовину своих производственных мощностей.
Сырье ввозится из Гвинеи, Венгрии, других стран.
Производство алюминия можно разделить на две части.
Первая - это производство глинозема. Глиноземные заводы с ком-
бинатами располагаются в местах д&бычи алюминиевой руды. Та-
ковы Волховский, Павлодарский, Ачинский, Пикалевский заводы.
Вторая часть - это производство металлического алюминия, полу-
чение которого требует больших затрат электрической энергии.
Поэтому алюминиевые заводы располагаются вблизи дешевых
источников энергии тепловых или гидроэлектростанций. Круп-
235
нейшие алюминиевые заводы России: Красноярский, Братский,
Иркутский, Волгоградский, Волховский, Новокузнецкий.
В 2003 г. в России было произведено около 3,5 млн т алю-
миния. Стоимость первичного алюминия в 2003 г. составляла ~
40 000 руб./т.
Схема металлургии алюминия представлена на рис. 99. Она
состоит из следующих отдельных производств:
1. Получение глинозема.
2. Производство криолита.
3. Производство угольных и графитовых изделий.
4. Производство металлического алюминия.
Криолит
фториды Na, Al
чистоты
Рис. 99. Схема производства алюминия
3. ПРОИЗВОДСТВО ГЛИНОЗЕМА ПО СПОСОБУ БАЙЕРА
Этот способ был предложен в конце ХЕХ века ученым
К. Н. Байером, работавшим в России, и назван его именем. В на-
стоящее время он является наиболее распространенным в мире,
технологически не сложным, экономически выгодным по сравне-
нию с другими способами.
236
В основе этого способа лежит реакция:
А12О3пН2О + 2NaOH о 2NaA102 + (п+1)Н20;
(1)
Эта реакция обратима и в зависимости от условий может
идти слева направо или справа налево.
При обработке гидрооксида алюминия едким натрием, т. е.
щелочью, алюминий из руды переходит в раствор в виде алюми-
ната натрия. Одновременно с гидроксидами алюминия щелочь
взаимодействует со свободным кременеземом и различными алю-
мосиликатами, которые образуют со щелочью нерастворимые со-
единения и выпадают в осадок. Процесс выщелачивания осущест-
вляется в автоклавах при температуре около 200 °C и давлении до
30 атм.
После ряда промежуточных операций раствор алюмината
подвергают декомпозиции, т. е. разложению. Реакцию (1) застав-
ляют проходить уже в сторону образования гидроксида алюминия,
для этого раствор охлаждают, разбавляют и вводят в него в виде
затравки порошок А1(ОН)3. Выпавший осадок отделяют от раство-
ра и подвергают кальцинации при 1200 °C, при этом гидроксид
алюминия превращается в глинозем:
2А1(ОН)3 -> А12О3 + ЗН2О.
Рассмотрим технологические стадии этого процесса.
1. Выщелачивание производят в автоклавах, рис. 100, кото-
рые представляют собой стальные сосуды диаметром около 2 м,
высотой до 16 м, вместимостью до 70 м3. В автоклав через верх-
ний патрубок заливают пульпу - раствор боксита в щелочи, через
пульпу продувают горячий пар, поступающий в автоклав снизу.
Автоклавы соединены последовательно в батарею. Из первого ав-
токлава пульпа поступает во второй, в третий и так далее. Из по-
следнего автоклава горячая пульпа поступает в сепараторы, в ко-
торых при пониженном давлении, по сравнению с автоклавами,
происходит выделение пара, идущего вновь на обогрев пульпы в
первый автоклав. Из сепаратора пульпа, состоящая из алюминат-
ного раствора и красного шлама, направляется в сгустители.
237
Рис. 100. Схема автоклава для выщелачивания бокситов:
1 - загрузочный патрубок; 2 - разгрузочная труба;
3 - корпус; 4 - барботер
2. Второй этап получения глинозема - сгущение. Получен-
ную в автоклавах пульпу направляют в сгустители, в которых
происходит удаление воды и отделение раствора от шлама. Окон-
чательную очистку раствора от взвеси шлама производят в фильт-
рах, в которых раствор пропускают через слой дробленого бокси-
та, лежащего на сетке. Затем шлам многократно промывают водой
для более полного извлечения алюминиевого раствора. Количест-
238
во шлама составляет 20-50 % от исходной массы. В состав шлама
входят А120з - 15 %, Fe2Oj - до 50 %, SiO2 - около 10 %.
3. Процесс декомпозиции или выкручивания осуществляют
в декомпозерах, схема представлена на рис. 101. Аппарат пред-
ставляет собой стальной бак диаметром и высотой около 8 м, объ-
емом до 2800 м3. Перемещение пульпы осуществляется сжатым
воздухом. Воздух подают по центральной трубе. Пульпа взбала-
мучивается пузырями воздуха, и воздушно-пульповая смесь, более
легкая, чем основная пульпа, поднимается наверх, и таким обра-
зом происходит ее циркуляция. Часть пульпы перекачивают в со-
седние аппараты, которые соединены в серию по 16-18 штук.
Рис. 101. Схема декомпозера:
/ - бак;
2 - аэролифт для перемешивания;
3 - вытяжная труба
4. Операция сгущения и фильтрования.
После сгущения пульпа поступает в гидросепаратор, в кото-
ром оседают крупные частицы гидроксида алюминия размером
0,04-0,1 мм. Эта крупная фракция является необходимым продук-
том для дальнейшей переработки. Более мелкие частицы выделя-
ются из пульпы фильтрованием и используются в качестве затрав-
ки на стадии декомпозиции.
5. Последний этап - кальцинация.
Кальцинацию проводят в трубчатых вращающихся печах
длиной до НО м и диаметром до 4,5 м при температуре около
1200 °C. Конструкция установки представлена на рис. 102.
239
Рис. 102. Схема трубчатой печи для кальцинации:
1 - бункер с питателем; 2 - трубчатая печь; 3 - топочная камера;
4 - холодильник; 5 - пылеуловители
Более прогрессивным способом кальцинации является про-
цесс в кипящем слое. В реакторе проходит обработка гидроксида
алюминия горячим воздухом.
4. ПРИМЕНЕНИЕ ФТОРИСТЫХ СОЛЕЙ (КРИОЛИТА)
И УГОЛЬНЫХ ИЗДЕЛИЙ
Электролиз глинозема с целью получения алюминия произ-
водят в криолитовом расплаве. Такие расплавы содержат катионы
щелочных и щелочноземельных металлов и хорошо растворяют
глинозем. Основу электролитов определяют по бинарной системе:
Na3AlF6 - А12О3. Температура плавления Na3AlF6 - 1109 °C, а
А12О3 - 2050 °C. В системе имеется эвтектика с концентрацией
А12О3 15 % и температурой плавления 938 °C. Состав электролита
должен быть близок к составу эвтектики.
Основным компонентом электролита является криолит -
двойная соль фторидов натрия и алюминия. Кроме криолита для
регулирования состава электролита используют фторид алюминия
240
и фторид калия и магния. Криолит получают из природного пла-
викового шпата обработкой серной кислотой, раствором гидро-
ксида алюминия и содой.
В электролизных устройствах для получения алюминия
применяют различные угольные изделия. Это анодные обожжен-
ные блоки, из которых изготавливают аноды; катодные блоки, ко-
торыми футеруется подина электролизной ванны; угольные плиты
для футеровки стен электролизеров. Все электродные угольные
материалы получают на электродных заводах из специальных сор-
тов углей, нефтяного кокса, каменноугольного пека - продукта
перегонки каменноугольной смолы. Наилучшими свойствами об-
ладают графитизированные изделия, которые изготавливают так
же как графитизированные электроды для электрических печей.
Аноды могут поставляться в виде готовых графитизированных
блоков или формироваться в ходе электролиза путем самообжига.
5. ПОЛУЧЕНИЕ МЕТАЛЛИЧЕСКОГО АЛЮМИНИЯ
Металлический алюминий получают методом электролиза
криолитового раствора, содержащего около 10 % А12О3, 75-90 %
Na3AlF6, 5-12 % A1F3, 2-5 % MgF2, 2-4 % CaF2.
По ходу электролиза содержание глинозема в электролите
уменьшается и его непрерывно добавляют. Оседающий на катоде
жидкий алюминий имеет плотность 2,3 г/см3, а так как плотность
электролита 2,1 г/см3, то жидкий алюминий создает нижний слой
на дне ванны.
При электролизе на катоде и на аноде разряжаются ионы
А1+3 и О”2, которые образуются в электролите в связи с диссоциа-
цией глинозема.
На катоде идет реакция: 2А1+3 + бе -> 2А1;
на аноде: ЗО~2 - бе -> 3/2О2.
Выделяющийся на аноде кислород взаимодействует с угле-
родом и образует смесь СО и СО2: С + О2 = СО2; С + 72О2 = СО.
Таким образом, анод сгорает и его необходимо постепенно
опускать в ванну и время от времени заменять. Имеются электро-
лизеры с самообжигающимся анодами, которые непрерывно фор-
мируются из электродной массы, загружаемой в кожух электрода.
На рис. 103 представлена схема электролизера. Ванна имеет
металлический кожух, изнутри футерованный угольными блоками.
241
Подовые блоки, к которым подведены шины токоподвода, явля-
ются катодами, но так как поверх блоков располагается слой жид-
кого алюминия, то фактически алюминий является катодом, а
угольные блоки токоподводами.
Рис. 103. Схема электролизной ванны для получения алюминия:
/ - токоподводы; 2 - аноды; 3 - шины; 4 - глинозем;
5 - гарнисаж из электролита; 6 - кожух; 7 - шамотная футеровка;
8 - боковые угольные плиты; 9 - катодные угольные блоки
Общая глубина ванны составляет 500 мм, из них 150-350 мм
составляет слой алюминиевого расплава. Аноды погружены в рас-
плав на 60 мм. При прохождении тока выделяется большое коли-
чество тепла, которое поддерживает и криолит и алюминий в
жидком состоянии. Тепловой центр ванны располагается вблизи
анодов. На некотором отдалении от анодов электролит застывает и
образует гарнисаж на боковых стенках ванны и корку над откры-
той верхней поверхностью расплава.
Глинозем непрерывно подают сверху на корку, для чего
пробивают в ней отверстия, через которые разогретый глинозем
поступает в ванну.
Современные электролизеры оборудованы готовыми анода-
ми из угольных или графитизированных блоков, которые изготав-
ливают на электродных заводах. На рис. 104 показана схема элек-
тролизера с готовым многоблочным анодом.
Накапливающийся на дне ванны жидкий алюминий с помо-
щью вакуум-ковша отсасывают один раз в двое-пятеро суток. За
сутки в ванне накапливается до 1 т алюминия. Для откачки алю-
миния к ванне подается ковш, закрытый герметичной крышкой,
ковш подсоединен к вакуум-проводу. Ковш имеет заборную труб-
242
ку, которую через отверстие, пробитое в корке, погружают в слой
жидкого алюминия. Вследствие разрежения в ковше алюминий
засасывается в ковш. При отсосе следят за тем, чтобы слой алю-
миния не опускался ниже 150-250 мм.
Рис. 104. Схема электролизера с готовыми анодными блоками:
/ - катодное устройство; 2 - готовые аноды;
3 - токоподводы; 4 - газосборный зонт
Электрохимический эквивалент алюминия равен
0,336 г/(А ч). Выход по току при электролизе колеблется в преде-
лах 82-92 %. Напряжение на ваннах поддерживается равным
4,5 В. Для получения 1 т алюминия расходуется до 17 000 кВт-ч.
Как видно из этой величины - получение алюминия является од-
ним из самых энергоемких процессов.
Питание электролизеров осуществляется от кремниевых или
германиевых выпрямителей. Электролизные ванны объединены в
серии по 70-200 штук.
Вредной стороной алюминиевого производства является об-
разование анодных газов, которые содержат HF, С12, СО, пары ле-
тучих фторидов и др. Особенно вредными для здоровья являются
фторосодержащие соединения. Поэтому газы тщательно собирают
с помощью газоуловителей и направляют на очистку.
6. РАФИНИРОВАНИЕ АЛЮМИНИЯ
Алюминий, полученный в электролизных ваннах, достаточ-
но сильно загрязнен примесями и не годится для использования.
Для очистки его первоначально подвергают хлорированию в ваку-
243
ум-ковшах. С ковша снимают вакуумную крышку и ковш уста-
навливают под вытяжной колпак. В расплав погружают трубку и
продувают металл хлором в течение 10-15 мин. Происходит обра-
зование хлористого водорода, некоторых хлоридов, металлов, а
взвешенные в металле нерастворимые примеси всплывают на по-
верхность и удаляются с нее.
Затем алюминий заливают в отражательные печи вместимо-
стью до 25 т, в которых, во-первых, происходит отстаивание рас-
плава от неметаллических примесей, а во-вторых, усреднение со-
става алюминия, сливаемого в печь из разных электролизных
ванн. Металл выдерживают в печи 30-40 мин при 730 °C. Затем
производится разливка на разливочных машинах в слитки массой
от 15 до 1000 кг или на машинах непрерывной разливки в заготов-
ку или катанку. Таким образом выпускают алюминий марки А85 с
содержанием 99,85 % А1.
Алюминий высшей 995 пробы получают методом трехслой-
ного электролитического рафинирования. В этом процессе анодом
является расплав загрязненного алюминия, катодом - чистый
алюминий. Между электродами располагается слой электролита
из хлористого бария, фторидов алюминия и натрия. В таком элек-
тролизере (рис. 105) слой чистого алюминия (катод) скапливается
вверху, а загрязненный алюминий (анод) на дне ванны.
Рис. 105. Электролизер для рафинирования алюминия:
1 - токоподвод к аноду; 2 - угольная футеровка;
3 - анодный расплав алюминия
Для того чтобы этот алюминий оставался на дне ванны, в
нем растворяют медь, чтобы расплав становился значительно тя-
244
желее электролита. Получающийся чистый алюминий вычерпы-
вают из электролизера.
Для получения ультрачистого алюминия чистотой по при-
месям не более 0,0001-0,00001 % используют метод зонной очи-
стки или дистилляции через субхлорид алюминия.
Глава 16. ПРОИЗВОДСТВО ТИТАНА
1. ТИТАН И ЕГО СВОЙСТВА
Титан был открыт в форме TiO2 в 1790 г., а в металлическом
виде получен в 1910 г. американским химиком Хантером.
В периодической системе титан располагается под номером
22. Наиболее распространенной формой титана является четырех-
валентная. Атомная масса титана - 47,9, температура плавления
1680 °C, плотность 3,4 г/см3.
Титан - прочный металл, в два раза прочнее железа и в
шесть раз прочнее алюминия. В чистом виде этот металл пластичен,
обладает высоким антикоррозионным сопротивлением, устойчив в
морской воде, на воздухе. Так же как и алюминий, титан в окисли-
тельных условиях покрыт тонкой защитной пленкой оксида TiO2.
Как легкий и прочный металл титан находит широкое применение
в авиации, в ракетной отрасли. Сплавы на основе титана приме-
няются для строительства судов, железнодорожного транспорта, в
автомобилестроении. Высокая антикоррозионная стойкость обу-
славливает успешное применение титана и его сплавов в химиче-
ской промышленности, для изготовления медицинских инстру-
ментов. Ультрачистый титан применяют в электротехнике.
Диоксид тигана широко используется для производства тита-
новых белил и красок, характеризующихся высокими защитными
свойствами. Схема производства титана представлена на рис. 106.
Процесс производства можно условно разделить на два эта-
па. Первый этап - получение тетрахлорида титана - TiCU; второй
этап - получение металлического титана.
2. СЫРЬЕ ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ ТИТАНА
В природе титан находится в виде различных минералов.
Промышленное значение имеют рутил и ильменит. Рутил - это
245
диоксид титана. Месторождения руды с рутилом встречаются ред-
ко. Ильменит FeTiO3 встречается более часто. Как правило, иль-
менит находится в смеси с магнетитом Fe3O4. Такие руды называ-
ют титано-магнетитовыми. В России месторождения титана име-
ются на Урале (Копайское).
Ильменитовый концентрат
Рис. 106. Схема производства титана из ильменитовых руд
Титановые руды, содержащие до 35 % Ti, подвергаются
обогащению методами гравитационной, магнитной или электри-
ческой сепарации.
Ильменитовый концентрат содержит: 42-60 % TiO2, 26-
34 % FeO, 12-34 % Fe3O4, и по 1-3 % СаО, SiO2, MgO.
246
3. ПРОИЗВОДСТВО ТЕТРАХЛОРИДА ТИТАНА
Первым этапом этой части производства является восстано-
вительная плавка ильменитового концентрата в электрических
руднотермических печах. В качестве восстановителя используют
кокс. В печи происходит реакция:
FeTiO3 + С = Fe + TiO2 + СО.
В результате плавки образуется чугун и титановый шлак,
содержащий до 87 % Т1О2. Шлак и чугун периодически выпуска-
ют из печи в общую изложницу. После затвердевания чугун отде-
ляют от шлака. В шлак переходит до 96 % титана. Далее шлак на-
правляют в производство тетрахлорида титана.
Для получения TiCl4 титановый шлак обрабатывают хлором.
Происходит реакция:
TiO2 + 2С12 + 2С = TiCl4 + 2СО.
Наиболее современным способом хлорирования шлака яв-
ляется хлорирование в солевых расплавах.
В хлораторе расплавляют отработанный электролит из маг-
ниевых электролизеров, который является отходом магниевого
производства. Расплав состоит из хлоридов К, Na, Са, Mg. Из-
мельченный титановый шлак в смеси с коксом загружают на по-
верхность расплава. Через расплав продувают хлоросодержащие
газы из магниевого производства.
Процесс проводят при 850 °C. Большая часть необходимого
для процесса тепла получается благодаря выделяющейся при хло-
рировании теплоте.
Тетрахлорид титана и другие летучие хлориды конденсиру-
ют, примеси накапливаются в растворе, который периодически
обновляют. Газы, отходящие из хлоратора, содержат: СО, СО2,
СОС12, НС1, хлориды титана, ванадия, железа и алюминия. Газы
сначала охлаждают, происходит конденсация хлоридов титана и
кремния, жидкие хлориды титана и кремния задерживают. Ос-
тальные составляющие задерживаются в скрубберах, орошаемых
известковым молоком. Полученный тетрахлорид титана содержит
до 99 % Т1С14 и некоторое количество Cl, SiCl4, FeCl3, извлечение
титана составляет 93 %.
247
Очистку тетрахлорида титана осуществляют путем ректи-
фикации. Ректификацию проводят в два этапа. Сначала при
60-130 °C отгоняют легколетучий тетрахлорид кремния, а на вто-
ром этапе отгоняют тетрахлорид титана. Полученный продукт
должен содержать не более 0,03 % примесей. Попутно извлекают
оксиды ванадия, скандия, ниобия и тантала.
4. ВОССТАНОВЛЕНИЕ ТЕТРАХЛОРИДА ТИТАНА
Восстановление титана магнием протекает по реакции:
Т1С14 + 2 Mg^ = Ti„ + 2 MgCl2 «ид-
Процесс проводят в стальных реакторах в атмосфере аргона
или гелия, реакторы помещают в шахтные электрические печи
сопротивления. В реактор, в котором находится жидкий магний,
заливают жидкий тетрахлорид титана. В ходе взаимодействия
магния с тетрахлоридом титана выделяется достаточное количест-
во тепла, обеспечивающее взаимодействие. Подогрев реактора
нужен только в начале и в конце периода. Не допускают разогрева
выше 720-975 °C путем охлаждения подачей тетрахлорида титана.
Так как эта температура ниже температуры плавления титана, то
он образуется в виде губки, так называемый спеченный титан. Пе-
риодически из реторты выпускают хлористый магний, догружая в
нее новые порции магния. Жидкий хлорид магния направляется в
магниевое производство.
Титановая губка пропитана хлоридом магния й избытком
металлического магния, она содержит невысокую концентрацию
титана - 65 %.
Очистку губки проводят путем вакуумной дистилляции, осно-
ванной на том, что магний и его хлорид весьма летучи при 900 °C.
Реторту со всем содержимым помещают в электрическую
вакуумную печь. Сверху реторта накрывается вакуумным колпа-
ком, подсоединенным к откачной системе. Колпак, имеющий во-
дяное охлаждение, представляет собой конденсатор для магния и
его хлорида. Схема устройства представлена на рис. 107. Дистил-
ляцию проводят при 1000 °C и давлении 0,01 Па (1 мм рт. ст.).
Процесс дистилляции достаточно длительный. Для получения 2 т
губки в одном аппарате требуется 60 ч. После окончания процесса
248
Рис. 107. Схема дистиллятора для
очистки титановой губки:
I - реторта;
2 - титановая губка;
3 - электропечь;
4 - вакуумпровод;
5 - вакуумное
уплотнение;
6 - экран;
7 - конденсатор;
8 - конденсат магния и
его хлоридов
и охлаждения реторты губку приходится из резервуара либо вы-
прессовывать, либо выбирать механическими зубилами. Титано-
вая губка марки ТГ-100 содержит не более: 0,08 % С1; 0,07 % Fe;
0,02 % Н2; 0,03 % С; 0,04 % Si; 0,4 % Ог. Так как титан является
высокореакционным металлом, то кусковую губку упаковывают в
стальные барабаны, которые после вакуумной откачки заваривают.
Другим способом получения металлического титана являет-
ся восстановление TiCl4 натрием. Преимуществом этого способа
является то, что натрий уже при 98 °C является жидким; хлорид
натрия отделяют от титана просто промывкой водой; титан полу-
чается в виде порошка, что удобно для составления различных
композиций при изготовлении изделий методами порошковой ме-
таллургии.
249
Недостатки связаны прежде всего с высокой активностью
натрия, который самовозгорается на воздухе, бурно реагирует с
водой - поэтому в этом производстве должны быть еще более
жесткие правила техники безопасности по сравнению с магние-
вым восстановлением. Процесс восстановления натрием проводят
при 880 °C в атмосфере аргона. В реакторе образуется твердый
продукт, содержащий 17 % Ti, остальное - хлорид натрия. Этот
продукт выбирают из реактора фрезерованием на станке, затем
производят отмывку от хлорида натрия. Титан получается в виде
порошка, который отделяют от раствора центрифугированием и
далее сушат в вакуумной сушилке.
Получение мелкодисперсного порошка титана
В отличие от выше рассмотренных процессов восстановле-
ния тетрахлорида титана магнием или натрием, для получения
мелкодисперсного порошка титана используют процесс восста-
новления титана из его оксида с помощью кальция. Сырьем для
производства сдужит чистый рутиловый концентрат или диоксид
титана, специально получаемый из ильменита или тетрахлорида
титана. Процесс идет по реакции:
TiC>2 + 2Са = Ti + 2СаО - Д Н, реакция экзотермическая.
Технология процесса заключается в следующем. Шихту, со-
стоящую из диоксида титана, кальция и хлорида кальция, брике-
тируют. Брикеты загружают в герметичные реторты из нержа-
веющей стали. Реторты помещают в печь и нагревают до 1100 °C.
Процесс ведут в атмосфере аргона. Продукт восстановления полу-
чается в виде порошка крупностью 3-10 мкм (0,003-0,010 мм).
Для получения металлического плотного титана губчатый
титан прессуют в виде штабиков, которые переплавляют в ваку-
умных дуговых или электроннолучевых печах. В этих печах полу-
чают слитки титана массой в несколько тонн, из которых путем
обработки давлением получают листы титана, авиационные заго-
товки для создания конструкций самолетов.
Отечественная металлургическая промышленность освоила
выпуск многотоннажных титановых изделий, которые с успехом
экспортируются за рубеж.
250
5. ПОЛУЧЕНИЕ УЛЬТРАЧИСТОГО ТИТАНА
Наиболее часто для получения очень чистого титана исполь-
зуют иодидный способ. Он основан на следующей схеме:
»т»* । 200—500 °C 'Т*4Т 1300—1500°С 'Т‘«_сОТ
11 "* ^Чпар 1 Щпар ► 1 l"*~-l-2nap-
При повышенной температуре титан взаимодействует с па-
рами иода, образуя иодид титана. При контакте с раскаленной ти-
тановой нитью иодид диссоциирует на титан и йод. Титан кри-
сталлизуется на нити, а пары йода вновь взаимодействуют с рафи-
нируемым титаном. Постепенно на поверхности нити - титановой
проволоки - нарастает слой чистого титана. При определенных
условиях можно получать титан в виде прутков.
Получение иодидного титана осуществляют в реакторах, из-
готовленных из жаропрочного сплава. Внутри реактора на подвес-
ках - изоляторах - находятся титановые проволоки, через которые
пропускают ток. Проволоки служат конденсаторами для паров
титана. Реактор вакуумируют, а затем загружают иод. В качестве
шихты применяют загрязненный титан в виде губки, отходов ме-
таллического титана и т. п. Процесс проводят до образования ти-
танового прутка нужного размера. За один цикл получают при-
мерно 24 кг титана. Иодидный титан имеет чистоту 99,5-99,95 %.
Для последующего очищения титана применяют зонную
плавку, которая позволяет получать титан чистотой 99,9999 %.
Глава 17. ПРОИЗВОДСТВО ВОЛЬФРАМА И МОЛИБДЕНА
1. СВОЙСТВА ВОЛЬФРАМА
Как химический элемент вольфрам был открыт в 1781 г.
шведом Карлом Шееле, но в металлическом виде он был получен
испанцами братьями д’Элуяр значительно позже.
В периодической системе вольфрам располагается под но-
мером 74. Вольфрам тяжелый и тугоплавкий металл. Его атомная
масса равна 183,85, плотность 19,3 г/см3, температура плавления
3420 °C. Вольфрам обладает высокой прочностью и очень высо-
кой твердостью.
251
При нагреве на воздухе вольфрам окисляется с образовани-
ем триоксида вольфрама WO3. Интенсивно воздействуют на
вольфрам пары воды, галоиды при высоких температурах.
Впервые предложил использовать чистый вольфрам в виде
нити накаливания для электрической лампочки А. Н. Лодыгин в
1900 г. И в настоящее время в электронных приборах вольфрам
используют для изготовления катодов, сеток, токодержателей, в
рентгеновских и газоразрядных трубках.
Из вольфрама делают проволоку и прутки для нагревателей
электрических печей сопротивления, работающих в вакууме, в
водороде, в атмосфере нейтрального газа, для создания темпера-
туры до 3000 °C.
Широко применяют вольфрам в качестве легирующего эле-
мента для получения быстрорежущих, инструментальных, маг-
нитных сталей, сплавов.
В порошковой металлургии карбид вольфрама WC исполь-
зуют для создания твердосплавных инструментов, обладающих
высокой твердостью, исключительно высокой износостойкостью и
тугоплавкостью.
Известны металлокерамические композиции, в которые по-
мимо карбида вольфрама входят карбиды титана, тантала, ниобия.
Твердые сплавы на основе карбида вольфрама находят примене-
ние в буровой технике, при изготовлении фильер для волочения
проволоки.
Жаростойкие и износостойкие сплавы на основе кобальта с
хромом и вольфрамом - стеллиты применяют для покрытия дета-
лей в различных двигателях, в авиационных турбинах.
2. СЫРЬЕ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА ВОЛЬФРАМА.
СХЕМА ПРОИЗВОДСТВА
Промышленное значение имеют два вида вольфрамовых руд:
вольфрамитовые, содержащие вольфрамит - (Fe, Мп) WO4 и шее-
литовые, содержащие шеелит - CaWO4. Содержание вольфрама в
рудах невысокое. Наиболее богатые содержат до 2 % W. Место-
рождения вольфрама в России расположены на Урале, Кавказе,
Алтае, Дальнем Востоке.
В рудах вольфраму сопутствуют молибденит MoS2, кассите-
рит SnO2, пирит, халькопирит и другие минералы.
252
Схема производства вольфрама представлена на рис. 108.
Основные этапы производства:
1. Обогащение руды.
2. Получение вольфрамата натрия.
3. Получение триоксида вольфрама.
4. Получение металлического вольфрама.
Рис. 108. Схема производства вольфрама
3. ОБОГАЩЕНИЕ РУДЫ И ПОЛУЧЕНИЕ
ВОЛЬФРАМАТА НАТРИЯ
Вольфрамитовые руды обогащают гравитационным спосо-
бом. Шеелитовые руды обогащают флотацией.
253
Вольфрамовые концентраты содержат 55-65 % вольфрама, в
них ограничивается содержание Р, S, As, Sn, Sb, Bi и др. Для уда-
ления серы и мышьяка концентраты подвергают окислительному
обжигу, а кислотной обработкой удаляют Р, Mo, Fe.
Вольфрамат натрия получают спеканием концентрата с со-
дой по реакциям:
2FeWO4 + 2Na2CO3 + '/2О2 = 2Na2WO4 + Fe2O3 + 2СО2;
3MnWO4 + 3Na2CO3 + */2O2 = 3Na2WO4 + Mn3O4 + 3CO2.
Одновременно с вольфраматом натрия образуются раство-
римые в воде силикаты, фосфаты, арсениды и молибдаты натрия.
Шихта для спекания состоит из концентрата вольфрамита,
избытка соды и селитры, добавляемой для ускорения окисления Fe
и Мп. Спекание проводят в трубчатых вращающихся печах при
1000 °C. Полученный спек сначала дробят в валковых дробилках и
мельницах, а потом подвергают выщелачиванию горячей водой.
Вольфрамат натрия хорошо растворяется в воде. Окончательная
стадия - фильтрование раствора.
При спекании шеелитовых концентратов в шихту добавляют
большое количество соды и кварцевый песок. Происходит реакция:
2CaWO4 + 2Na2CO3 + SiO2 = 2Na2WO4 + (CaO)2SiO2 + 2CO2.
Кремнезем связывает оксид кальция в силикат, нераствори-
мый при последующем выщелачивании.
Получение триоксида вольфрама
Полученный раствор вольфрамата натрия сначала очищают
от кремния, мышьяка, фосфора, молибдена. Потом из него осаж-
дают вольфрам в форме шеелита - CaWO4, отделяют осадок, ко-
торый разлагают горячей соляной кислотой:
CaWO4 + 2НС1 -> H2WO4 + СаС12.
Вольфрамовая кислота выпадает в осадок, который после
фильтрации сушат. Полученная кислота содержит до 0,3 % приме-
сей. Вольфрамовую кислоту прокаливают в трубчатых печах с
электрическим подогревом при 850 °C. В результате получается
триоксид вольфрама:
254
H2WO4 -> wo3 + H20.
Полученный триоксид содержит не менее 99,9 % WO3.
4. ПОЛУЧЕНИЕ МЕТАЛЛИЧЕСКОГО ВОЛЬФРАМА
Для получения металлического вольфрама триоксид восста-
навливают водородом:
WO3 + ЗН2 <х> W + ЗН2О.
Восстановление проводят в трубчатых электрических печах.
В печах имеются прямоугольные трубы - муфели из жаростойкой
стали длиной 7 м, по 4 в каждой печи. В муфели загружают ло-
дочки, сделанные из никель-молибденового сплава размером
30x145 и длиной 300 мм. В лодочки насыпают оксид вольфрама и
постепенно перемещают в глубь муфеля так, чтобы в горячей зоне
около 850 °C шихту выдержать 3,5 часа.
В случае производства вольфрамового порошка для получе-
ния, например, твердых сплавов, в которых может быть карбид
вольфрама, проводят восстановление оксида с помощью газовой
сажи по реакции:
WO3 + 3C = W + 3CO.
Восстановление осуществляют в электрических трубчатых
печах при 1500 °C. Труба, изготовленная из графита, является од-
новременно нагревателем и муфелем. Брикеты шихты, состоящей
из триоксида вольфрама и углерода, помещают в графитовые па-
троны, которые и перемещаются в графитовом муфеле.
Полученный порошок вольфрама направляется либо на
предприятия порошковой металлургии для получения композици-
онных сплавов, либо на металлургический переплав в вакуумных
дуговых или электроннолучевых печах. Для изготовления пере-
плавляемых электродов из порошков сначала изготовляют штаби-
ки методами порошковой металлургии, затем штабики сваривают
в переплавляемые электроды.
5. ПОЛУЧЕНИЕ ПЕРЕПЛАВЛЯЕМЫХ ЭЛЕКТРОДОВ
Для получения крупных заготовок массой в несколько сотен
кг применяют метод гидростатического прессования, схема кото-
255
рого показана на рис. 109. Порошок загружают в форму из резины
или другого полимерного материала и с помощью жидкости под-
вергают всестороннему обжиганию при высоком давлении. Для
получения заготовок необходимой формы оболочки с порошком
помещают в стальные обоймы нужного сечения с отверстиями.
4 5 6
Рис. 109. Схема гидростатического
прессования вольфрамового порошка:
1 - насос высокого давления;
2 - рабочая камера;
3 - прессуемый порошок в гильзе;
4 - вентиль;
5 - крышка-затвор;
6 - манометр
«Сырые» штабики спекают. Сначала проводят предвари-
тельное спекание при 1300 °C в атмосфере водорода, затем окон-
чательное спекание при 3000 °C. Для высокотемпературного спека-
ния через штабики пропускают ток. Эту операцию также произво-
дят в водороде. Готовые штабики имеют плотность 18 г /см3.
6. ПРОИЗВОДСТВО МОЛИБДЕНА
Молибден был открыт в 1778 г. Карлом Шееле, но чистый
металлический молибден был получен Берцелиусом в 1818 г.
• Атомный номер молибдена 42, атомная масса 95,94, темпе-
ратура плавления 2620 °C, плотность 10,2 г/см3. Из рассмотренных
материалов молибден самый прочный, его временное сопротивле-
ние равно 687 МПа. На воздухе молибден устойчив и начинает
окисляться при нагреве выше 600 °C. Чистый молибден устойчив
к воздействию щелочей, серной, соляной и даже плавиковой ки-
слот. Разъедает молибден азотная кислота и растворы кислот с ее
участием.
Основным потребителем молибдена является черная метал-
лургия. Молибден, так же как и вольфрам, применяют в виде фер-
256
ромолибдена и только для создания сплавов, в составе которых
нет железа, используют чистый молибден.
Из чистого молибдена изготавливают ленту и проволоку для
нагревателей электрических печей сопротивления. Правда, нагре-
ватели из молибдена могут работать только в вакууме, либо в ат-
мосфере нейтрального газа или водорода. Молибден используют в
электронной промышленности, в ракетном деле, в турбостроении,
как конструкционный материал в ядерных реакторах.
Сырье для получения молибдена
Молибден относится к элементам, значительно рассеянным
в земной коре. Его содержание в рудах характеризуется сотыми и
тысячными долями процента. В руде молибден содержится в виде
молибденита MoS2 и чаще всего входит в состав медно-молибде-
новых руд совместно с рением. Месторождения молибдена нахо-
дятся на Кавказе, в Сибири, Красноярском крае.
Руды подвергают обогащению методом флотации. Посколь-
ку молибденит хорошо флотируется, то получают концентраты с
содержанием MoS2 до 90 %, а обычные промышленные концен-
траты имеют содержание Мо около 50 %. Схема производства мо-
либдена приведена на рис. 110.
По этой схеме переработка молибденового концентрата мо-
жет идти по двум ветвям. Одна из них - это получение ферромо-
либдена, сплава Mo с Fe для использования в черной металлургии.
Другая ветвь - получение металлического молибдена.
Получение молибдена
И для того и для другого пути непременной первичной ста-
дией является окислительный обжиг концентрата, который проис-
ходит по реакции:
MoS2 + 3,5О2 = Мо03 + 2SO2.
Основной целью обжига является удаление серы. Если про-
дукт обжига используется для производства ферромолибдена, то
обжиг проводят в многоподовых обжиговых печах, позволяющих
получать огарок с содержанием не более 0,12 % серы.
257
Руда
Рис. 110. Схема производства молибдена
Для получения металлического молибдена обжиг концен-
трата проводят в печах кипящего слоя. Этот процесс значительно
производительнее, чем в обжиговых многоподовых печах, но вы-
дает продукт с содержанием серы до 2,5 %.
Для получения молибдена необходимо сначала получить
триоксид МоО3. Триоксид получают гидрометаллургическим ам-
миачным способом. В этом способе осуществляют реакцию:
МоОз + 2NH4OH = (NH4)2MoO4 + Н2О.
Соединение (NH4)2 MoO2 переходит в раствор.
Выщелачивание осуществляют аммиачной водой с концен-
трацией 8-10 % NH3 в стальных реакторах с перемешиванием, в
трубчатых вращающихся аппаратах, в аппаратах кипящего слоя.
258
После ряда технологических операций с раствором из него
выделяют аммонийную соль оксида молибдена. Эту соль термиче-
ски разлагают при 500 °C и получают триоксид молибдена МоО3.
Далее, как и в производстве вольфрама, производят водо-
родное восстановление в трубчатых электрических печах, в ло-
дочках, куда загружают триоксид молибдена. Процесс проводят
ступенчато и раздельно в три этапа - сначала при 650 °C, потом
при 950 °C и, наконец, при 1100 °C. В результате получают мо-
либденовый порошок, который методами порошковой металлур-
гии спекают в штабики. Из штабиков изготовляют электроды для
переплавки на слитки в вакуумных или электроннолучевых печах.
Эти стадии описаны выше в производстве вольфрама.
259
Часть 3. ОБРАБОТКА МЕТАЛЛОВ
ДАВЛЕНИЕМ
Под обработкой металлов давлением подразумевают ком-
плекс технологических операций, при помощи которых произво-
дят уменьшение площади и изменение формы поперечного сече-
ния металлических заготовок без нарушения их сплошности и
удаления частей металла.
Для обработки металлов и сплавов давлением используют
следующие основные технические процессы: прокатку, волочение,
прессование, ковку, объемную и листовую штамповку. Техниче-
ские процессы различаются прежде всего интенсивностью и на-
правлением напряжений в деформируемом металле, направлением
течения металла.
Перечисленные различия определяют степень технологи-
ческой пластичности и необходимые для осуществления процесса
усилия, энергозатраты, схему технологического процесса, состав
механического оборудования для его осуществления, качество
получаемых изделий по механическим свойствам и другим пара-
метрам.
Глава 18. ПЛАСТИЧЕСКАЯ ДЕФОРМАЦИЯ
И ОСНОВЫ ТЕОРИИ ПРОЦЕССОВ
(ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ)
1. СИЛЫ И НАПРЯЖЕНИЯ
Под действием внешних сил металлические тела изменяют
свои линейные размеры и форму. Различают упругую и пластиче-
скую деформацию. Упругой называется деформация, исчезающая
после снятия вызывающей ее силы. Для кристаллических тел, к
которым относятся металлы и их сплавы, упругая деформация ма-
ла и пропорциональна действующей силе. Известно, что внешняя
сила вызывает в начальный момент упругую деформацию и лишь
при достижении ею определенной величины деформация стано-
вится остаточной, необратимой.
Остаточная деформация сохраняется после устранения си-
лы, вызвавшей ее. Следовательно, до начала пластической дефор-
260
мании внешняя сила должна проделать определенную работу, ко-
торая в виде потенциальной энергии аккумулируется в деформи-
руемом теле, при этом межатомные расстояния уменьшаются
(увеличиваются) и возникают внутренние силы, которые стремят-
ся вернуть атомы в первоначальное, равновесное состояние. Внут-
ренние силы уравновешивают действие деформирующего внешне-
го усилия. В технических процессах обработки металлов давлени-
ем, кроме деформирующего усилия и внутренних сил, необходимо
учитывать силы трения, действующие на плоскости контакта де-
формируемого металла и инструмента, реактивные силы поверх-
ности инструмента.
При решении задачи о величине деформирующего усилия
необходимо учитывать все силы, действующие в каждом конкрет-
ном случае.
Интенсивность силы определяется частным от деления си-
лы на площадь контакта деформируемого металла с инструмен-
том. Интенсивность внешних сил называется давлением или на-
пряжением трения, или внутренним напряжением.
Напряжения в объеме деформируемого металла различны
по величине и различно направлены. В общем случае на элемен-
тарный объем металла, находящийся в напряженном состоянии,
действуют нормальные и касательные напряжения. Можно эле-
ментарный объем металла рассечь тремя взаимно перпендикуляр-
ными плоскостями, на которых касательные напряжения отсутст-
вуют и действуют только нормальные напряжения, перпендику-
лярные этим плоскостям. Эти напряжения называются главными,
а площадки, на которых они действуют, - главными площадками.
Знак напряжения при растяжении принимается - плюс, при сжа-
тии - минус.
Определим напряжения и давление для случая осадки ци-
линдрического образца (рис. 111). Давление по площади контакта
S цилиндра и инструмента равно р = PIS, где Р - усилие, прило-
женное на границе образец - инструмент. В сечении цилиндра,
перпендикулярном направлению линии действия силы, возникнут
главные напряжения величиной О| = PIS.
На площадке, расположенной под углом, будут иметь ме-
сто нормальные к этой площадке (он) и касательные (т) напряже-
ния. Напряжения на наклонной площадке равны: ои = orcos2a; т =
(a|/2)-sin 2a. Из последнего следует, что касательное напряжение
261
Рис. 111. Схема к определению
касательного напряжения
будет иметь наибольшее значение
(О]/2) на площадках, расположенных
под углом 45°. При растяжении или
сжатии на полированной поверхно-
сти наблюдаются визуально видимые
линии скольжения (линии Чернова -
Людерса), расположенные под углом
45° к направлению действия дефор-
мирующей силы. Расположение ли-
ний Чернова - Людерса является
экспериментальным подтверждени-
ем вывода о том, что касательные
напряжения достигают максимума
на плоскостях, расположенных под
углом 45° к направлению силы. Сле-
довательно, плоскости, по которым
происходит скольжение частей ме-
талла относительно друг друга, являются плоскостями, на которых
касательные напряжения достигают наибольшего значения. Пла-
стическая деформация для рассмотренного случая начнется, когда
напряжение в сечении, перпендикулярном направлению дейст-
вующей силы, станет равным пределу текучести (напряжению)
металла от, а касательное напряжение т =
2. СХЕМЫ НАПРЯЖЕННОГО СОСТОЯНИЯ
И СХЕМЫ ДЕФОРМАЦИИ
При анализе технических процессов обработки металлов
давлением необходимо пользоваться схемами напряженного со-
стояния и деформаций. Схемой напряженного состояния называ-
ется графическое изображение сочетания напряжений, схемой де-
формации - графическое изображение деформаций.
Схемы напряженного состояния и деформаций дают пред-
ставление о величине и знаке преобладающих напряжений и де-
формаций на главных площадках. Всего возможных схем напря-
женного состояния девять - две линейные, три плоские и четыре
объемные (рис. 112, а). Схемы, имеющие напряжения одного зна-
ка, называются одноименными, напряжения разных знаков, - раз-
ноименными. Возможны три схемы деформации (рис. 112, б).
262
Рис. 112. Схемы напряженного состояния (а) и деформаций (б)
Схемы пластической деформации могут быть только раз-
ноименными. Из условия постоянства объема металла при пласти-
ческой деформации следует, что три главные деформации не мо-
гут быть одного знака. Действительно, если объем тела при пла-
стической деформации остается неизменным, то одновременно
уменьшить или увеличить размеры кристаллического тела без на-
рушения его сплошности по трем осям координат невозможно.
Так, при осадке металла между параллельными плитами имеют
место одна деформация сжатия и две деформации растяжения; при
волочении - две деформации сжатия, одна растяжения (рис. 112,
схемы Д] и Дз), а при листовой прокатке (рис. 112, схема Дг) - де-
формация сжатия и растяжения.
263
Обобщенное представление о технологических процессах
обработки металлов давлением дают механические схемы дефор-
мации. Механическая схема деформации - это возможная сово-
купность схем напряженного состояния и схем деформаций. Всего
возможны 23 механические схемы. Механические схемы основ-
ных технических процессов обработки металлов давлением пока-
заны на рис. 113. Преобладающая механическая схема определяет
усилие, необходимое для осуществления процесса, и технологиче-
скую пластичность металла. Для осуществления процесса, вклю-
чающего схему напряженного состояния всестороннего сжатия,
потребуется большей величины усилие в сравнении с процессом,
схема напряженного состояния которого включает одно-два на-
пряжения растяжения. Технологическая пластичность деформи-
руемого металла в зависимости от схемы напряженного состояния
может быть различной. Нарушение сплошности металла в микро-
или в макрообъеме происходит в результате достижения нормаль-
ными напряжениями растяжения величины предела прочности.
Рис. 113. Механические схемы основных технологических процессов:
а - прессование; б - волочение; в - осадка (прокатка с уширением);
г - прокатка без уширения
Наибольшей пластичности отвечает объемная схема все-
стороннего сжатия, так как при этой схеме наименее вероятно
возникновение напряжений растяжения большой величины. Сле-
довательно, технологическая пластичность будет больше при про-
цессе прессования и меньше при волочении (рис. 113, а, 113, б).
264
3. УРАВНЕНИЕ ПЛАСТИЧНОСТИ
Пластической деформации предшествует упругая. Внеш-
няя сила, изменяя межатомные расстояния, совершает работу, а в
деформируемом металле накапливается потенциальная энергия.
Потенциальная энергия упругой деформации равна энергии, за-
траченной внешней силой на изменение объема (Jo) и формы (Л$).
Согласно теории предельного состояния пластическая деформация
наступает только тогда, когда в упруго деформируемом металле
будет накоплен определенный уровень потенциальной энергии.
Уровень потенциальной энергии, достаточный для перехо-
да от упругой деформации к пластической, достигается при сле-
дующем соотношении главных нормальных напряжений:
(о, - о2)2 + (о2 - оз)2 + (оз - о,)2 = 2от 2,
где от - предел текучести; оь о2, о3 - главные напряжения.
Это соотношение главных нормальных напряжений назы-
вается уравнением пластичности.
4. ПЛАСТИЧЕСКАЯ ДЕФОРМАЦИЯ МЕТАЛЛОВ И СПЛАВОВ
В ГОРЯЧЕМ И ХОЛОДНОМ СОСТОЯНИИ
Пластичность металлов и сплавов и усилие деформации
определяются не только механическими свойствами, а определя-
ются также условиями деформации. Пластичность и величина де-
формирующего усилия зависят от химического состава, фазового
состояния, структуры металлов и сплавов, а также от условий де-
формации - температуры, скорости деформации, степени дефор-
мации и механической схемы.
Технические процессы обработки металлов давлением
осуществляются как в горячем, так и в холодном состоянии. Ос-
новными механизмами пластической деформации в горячем и хо-
лодном состоянии являются: внутризеренное скольжение, двойни-
кование, взаимное перемещение и поворот зерен. При пластиче-
ской деформации происходит измельчение зерен металла, ориен-
тация зерен вдоль преимущественного направления деформации,
искажаются и заклиниваются плоскости скольжения, возникают
напряжения между отдельными зернами, частями металла и дру-
гие явления.
265
Перечисленные основные изменения приводят к тому, что
пластические характеристикй металла уменьшаются, а прочност-
ные (предел прочности, напряжение текучести) возрастают. При
холодной деформации изменения свойств металлов накапливают-
ся по мере увеличения степени деформации. Последнее приводит
к тому, что при достижении определенной величины общей де-
формации металлы и сплавы теряют способность деформировать-
ся пластически.
На рис. 114 представлена зависимость напряжения текуче-
сти от, предел прочности ов и относительного удлинения (6, %) от
4
Рис. 114. Изменение механических
свойств стали У10
при холодной прокатке
степени деформации е для уг-
леродистой стали У10. При дос-
тижении общего относительно-
го обжатия в 50 % напряжение
текучести и предел прочности
увеличились в два раза, а отно-
сительное удлинение уменьши-
лось с 30 до 2,5 %.
Значительное увеличение
прочностных характеристик
вызывает необходимость при-
менения большой величины
деформирующего усилия, а поч-
ти полная потеря пластичности
приводит к невозможности про-
должения деформации. Даль-
нейшая деформация возможна
только после отжига металла
при определенной температуре.
При отжиге происходит
рекристаллизация. При полной
рекристаллизации металл приобретает свойства, присущие ему до
холодной деформации.
При горячей обработке металлов и сплавов давлением
прочностные характеристики значительно ниже, чем при холод-
ной обработке, требуется меньшей величины деформирующее
усилие, меньше расход энергии.
Для большинства металлов и сплавов характерно повыше-
ние пластических свойств при нагреве. Это позволяет деформиро-
266
вать металл с повышенными обжатиями. При горячей обработке
давлением одновременно протекают два процесса в деформируе-
мом металле - наряду с упрочнением металла происходит его раз-
упрочнение под влиянием высоких температур, превышающих
температуру рекристаллизации.
5. ПОСТОЯНСТВО ОБЪЕМА МЕТАЛЛА
И КОЭФФИЦИЕНТЫ ДЕФОРМАЦИИ
Изменение плотности металлов при пластической дефор-
мации составляет доли процента. Поэтому с достаточной для
практических целей точностью можно принять, что объем металла
после пластической деформации равен объему, имевшему место в
исходном состоянии.
Для прямоугольной полосы (рис. 115) объем металла до
деформации равен Ио= ha-bo lo и после деформации V = h b l. Усло-
вие постоянства объема дает основание записать, что
(hobo-lo) / (h b l) = 1, где /0 и I - длина заготовки до и после дефор-
мации.
Рис. 115. Схема деформации прямоугольной заготовки
при прокатке на гладких валках
Отношения линейных размеров называют: т] = h01 h - ко-
эффициентом высотной деформации; р = b / Ьо - коэффициентом
уширения; X = / /10 - коэффициентом удлинения (вытяжка).
Для описания деформации металла при прокатке исполь-
зуют такие параметры: bJi = h0-h- абсолютное обжатие;
&b = b - Ьо- абсолютное уширение; е = (ДА / Ао)100 % - относи-
тельное обжатие.
267
Вытяжка металла, рассчитанная через площади попереч-
ного сечения заготовки до (X, = ho bo) и после деформации (F =
h-b) равна А. = Fo / F. В частности, при ковке вытяжка называется
уковом.
Важна роль трения в процессах обработки металлов давле-
нием. Действуя по площади контакта металла и инструмента в
большинстве процессов обработки металлов давлением, трение
играет отрицательную роль, вызывая необходимость применения
повышенных величин деформирующего усилия и расхода энер-
гии. При захвате металла прокатными валками роль трения поло-
жительна, ибо процесс прокатки невозможно осуществить без
достаточной величины сил трения. После захвата металла прокат-
ными валками роль трения становится отрицательной при его ве-
личине, превышающей необходимую, для продолжения процесса
прокатки в установившейся стадии.
Для уменьшения величины коэффициента трения в зону
деформации подают смазочно-охлаждающие жидкости - эмуль-
сии, масла, воду и др.
Глава 19. ПРОЦЕСС ПРОКАТКИ
1. ОСНОВНОЕ И ВСПОМОГАТЕЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
Прокатным станом называют совокупность оборудования,
предназначенного для пластической деформации в приводных
вращающихся прокатных валках, транспортировки, отделки, упа-
ковки проката. К основному оборудованию относят деформирую-
щий агрегат с приводом - рабочую клеть. К вспомогательному
оборудованию относят машины для перемещения проката, реза-
ния проката на части, для правки, для маркировки и др.
Основное оборудование, составляющее главную линию
прокатного стана, состоит из рабочей клети, шпинделей, шесте-
ренной клети, редуктора, главного электродвигателя (рис. 116).
Деформирующим агрегатом является рабочая клеть, остальное
оборудование служит для привода прокатных валков рабочей
клети.
Прокатные станы выполняются одно- и многоклетевыми.
Основное оборудование, главная линия одноклетевого прокатного
стана показаны на рис.117, а.
268
Рис. 116. Общий вид главной линии прокатного стана:
1 - рабочая клеть с валками; 2 - универсальный шпиндель;
3 - шестеренная клеть; 4 - редуктор; 5 - главный электродвигатель
Принято главные линии прокатных станов, с целью упроще-
ния, изображать в виде прямоугольника. На 117 представлены
схемы многоклетевых прокатных станов (рис. 117 б, в, г, д).
-ИНН* г
Рис. 117. Схемы расположения рабочих клетей прокатных станов:
а) одноклетевой прокатный стан.
/ - главный электродвигатель; 2 - соединительные муфты; 3 - редуктор;
4 - шестеренная клеть; 5 - универсальные шпиндели; 6 - рабочая клеть;
6) с линейным расположением рабочих клетей; в) с последовательным;
г) с полунепрерывным; д) с непрерывным расположением рабочих клетей
269
В зависимости от назначения различают: обжимные, загото-
вочные, листовые, сортовые прокатные станы и прокатные станы
специального назначения.
К специальным станам относятся колесопрокатные станы,
станы для прокатки периодических профилей, станы для прокатки
изделий из металлических порошков и др.
По термомеханическому режиму обработки металла разли-
чают станы горячей и холодной прокатки.
Рабочие клети могут содержать два и большее количество
валков. Как правило, деформация металла осуществляется двумя
рабочими валками, а остальные валки, называемые опорными,
придают узлу механическую жесткость и прочность. По числу и
расположению валков (рис. 118) рабочие клети подразделяют на
двухвалковые, трехвалковые, четырехвалковые, шестивалковые и
т. д. По расположению рабочие клети различают: с горизонталь-
ными и вертикальными валками (рис. 118, а - з), с валками, распо-
ложенными под углом к горизонту (рис. 118, и).
Рис. 118. Классификация рабочих клетей
в зависимости от числа и расположения валков:
а - двухвалковая; 6 - трехвалковая; в - четырехвалковая; г - шестивалковая;
д - двенадцативалковая; е - двадцативалковая; ж - с вертикальным
расположением валков; з - универсальная;
и - с расположением валков под углом 45°
270
2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ПРОКАТНОГО
ПРОИЗВОДСТВА НА МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОМ ЗАВОДЕ
В зависимости от вида исходной заготовки на металлурги-
ческих заводах применяют две схемы производства проката (рис.
119). При традиционном способе производства исходным матери-
Рис. 119. Схемы производства сортового и листового проката
алом являются слитки 1, которые прокатываются на мощных об-
жимных прокатных станах блюмингах 2 или слябингах 3 в заго-
товки - блюмы и слябы. Блюмы и слябы в дальнейшем поступают
для прокатки на непрерывные заготовочные станы 4, на которых
получают заготовки разного поперечного сечения, и на непрерыв-
ные широкополосовые станы горячей прокатки 5 для производст-
ва полосовой заготовки различной толщины. Заготовки непрерыв-
ного заготовочного стана прокатываются на сортовых прокатных
станах 6, 7, 9 и на рельсобалочных станах 8 в профили различного
поперечного сечения (рис. 120). Полосовая горячекатаная заготов-
ка прокатывается на станах холодной прокатки листов 10 (рис.
119). Описанная схема производства почти сошла на нет в разви-
271
тых «металлургических» странах, на заводах которых до 98 % ста-
ли разливают на машинах непрерывного литья заготовок.
Рис. 120. Некоторые виды проката:
1 - квадрат; 2 — круг; 3 - шестигранник; 4 - лист; 5 - уголки;
6 - рельс железнодорожный; 7 - рельс трамвайный; 8 - двутавровая балка;
9 - швеллер; 10- зетовый профиль; 11 - шпунт
Другая схема производства является основной, более про-
грессивной, так как позволяет значительно улучшить технико-
экономические показатели производства. Суть ее заключается в
следующем. Жидкий металл разливается не в слитки, а в заготовку
на машинах непрерывного литья заготовок 11 (рис. 119). Приме-
нение литых заготовок исключает из технологического цикла про-
катного производства дорогостоящие и трудоемкие операции по-
лучения слитков, нагрев слитков перед прокаткой и прокатку на
блюмингах и слябингах.
Глава 20. ПРОИЗВОДСТВО БЕСШОВНЫХ
И СВАРНЫХ ТРУБ
Трубы находят широкое применение. Они применяются для
транспортировки нефти и газа, используются в качестве магистра-
лей для передачи воды и пара, а также как конструкционный эле-
мент в авиационной и машиностроительной промышленности.
Трубы изготавливают бесшовными или сварными.
272
Трубы получают горячей и холодной прокаткой, прессова-
нием, волочением, формовкой упруго-пластическим изгибом с
последующей сваркой.
В зависимости от назначения трубы изготавливаются из уг-
леродистой или легированной стали и цветных металлов. Основ-
ными параметрами труб являются: диаметр, толщина стенки, дли-
на, а так же механические и физические свойства.
Горячей прокаткой на трубопрокатных станах производят
трубы диаметром от 20 до 700 мм при толщине стенки 1,7-100 мм.
Трубы большего диаметра получают методом сварки.
1. ПРОИЗВОДСТВО БЕСШОВНЫХ ТРУБ
Горячая прокатка труб состоит из следующих основных
операций: получение толстостенной гильзы из круглой горячека-
таной заготовки или слитка; прокатки гильзы в трубу; отделки го-
товой трубы. Прошивку заготовки или слитка в гильзу производят
на прошивных прокатных станах или на прессах. Схема прошив-
ки, например, в конусных валках показана на рис. 121.
Прошивной стан с конусными
валками включает два рабочих валка
1 диаметром 450-1000 мм. Валки в
вертикальной плоскости развернуты
относительно друг друга на угол 4-
12 °. Оба валка вращаются в одном
направлении, и заготовка 2, заданная
вдоль осей валков, получает враща-
тельное и поступательное движение
вдоль оси заготовки. При прохожде-
нии зоны деформации уменьшается
площадь поперечного сечения заго-
товки, и в ее осевой области образу-
ется рыхлая полость небольшого
диаметра. Для получения осевого
отверстия требуемого диаметра и
ровной поверхности применяется
оправка 3. Конусная оправка устанавливается между валками, и
заготовка при поступательном движении надвигается на нее, про-
Рис. 121. Схема прошивки заго-
товки в конусных валках
273
исходит увеличение диаметра осевого отверстия и сглаживание
поверхности отверстия.
При производстве гильз используют трубопрокатные агре-
гаты с грибовидными и дисковыми валками, на которых получают
более длинные гильзы.
Толстостенные гильзы подвергаются прокатке в горячем
состоянии на двухвалковых автоматических, на непрерывных ста-
нах, на раскатных станах с дисковыми валками и др.
В дальнейшем определенная группа труб подвергается хо-
лодной прокатке и волочению.
2. ПРОИЗВОДСТВО ЭЛЕКТРОСВАРНЫХ ТРУБ
Электросварные трубы разделяют по диаметру на три
группы: 6-114; 115-529; 530-2000 мм. Трубы диаметром 6-529
производят при использовании контактной электросварки, диа-
метром более 529 мм - электродуговой сваркой с расплавляемым
электродом.
В качестве примера рассмотрим производство труб из по-
лосы продольной гибкой и сваркой на агрегате 20-102.
Оборудование агрегата расположено в поточной линии
(рис. 122), и процесс является полностью механизированным и
автоматизированным.
Ю в
Рис. 122. Схема производства труб методом продольной гибки
с последующей сваркой
Полоса (лист) в рулонах или в мерных длинах поступает на
разматыватель 1. Конец полосы отгибается специальным устрой-
ством и задается в правильную машину 2. Концы полосы обреза-
ются на гильотинных ножницах 3 с целью выравнивания. Конец
274
предыдущей полосы сваривается встык с началом последующей
на стыкосварочной машине 4. Транспортировка полосы обеспечи-
вается тянущими роликами 5.
Для обеспечения непрерывности процесса предусмотрены
петлевые устройства 6, из которых полоса подается в линию агре-
гата во время сварки на стыкосварочной машине. Перед подачей в
формовочный стан 8 кромки полосы обрезаются по всей длине на
дисковых ножницах 7 с целью получения постоянной ширины ис-
ходной заготовки.
Процесс формовки трубы из полосы заключается в после-
довательном упруго-пластическом изгибе полосы в холодном со-
стоянии в ряде рабочих клетей. Валки многоклетевого формовоч-
ного стана производят последовательный изгиб полосы, величина
которого увеличивается по ходу формовки.
Сформованная трубная заготовка поступает на сварочную
машину 9 для образования продольного шва. После сварки и зачи-
стки труба поступает в калибровочный стан 10. Калиброванная по
диаметру труба режется дисковой пилой //на мерные длины и
передается на отделку, в процессе которой ее правят, торцуют,
подвергают гидроиспытанию.
Технологическая схема производства предусматривает
возможность получения труб большого диапазона по диаметру.
Агрегат 20-102 обеспечивает производство труб диаметром от 20
до 102 мм. С этой целью предусмотрен промежуточный нагрев
трубной заготовки и ее последующая прокатка на редукционном и
калибровочном станах.
Кроме труб с продольным швом производят трубы спи-
ральной свертки полос с последующей спиральной сваркой.
Глава 21. ВОЛОЧИЛЬНОЕ ПРОИЗВОДСТВО
1. ПРОЦЕСС ВОЛОЧЕНИЯ И КОЭФФИЦИЕНТЫ
ДЕФОРМАЦИИ
Волочение металлов и сплавов применяют при производ-
стве проволоки, прутков, изделий сложного поперечного сечения,
труб, при калибровке. Проволока, имеющая небольшую площадь
поперечного сечения и большую длину, может быть получена
275
только с помощью процесса волочения. При производстве прутков
холодное волочение обеспечивает высокую точность размеров и
чистоту поверхности. Волочение с небольшой степенью деформа-
ции, для придания прутковым изделиям высокой точности линей-
ных размеров, называется калибровкой. Волочение используют и
при производстве труб с целью уменьшения диаметра и толщины
стенки.
Сущность процесса волочения заключается в следующем
(рис. 123). Передний конец заготовки 1 заостряют и вставляют в
Рис. 123. Схема канала волоки
коническое отверстие волоки 2,
имеющей выходное сечение меньше
поперечного сечения заготовки.
Усилием Р заготовка протягивается
через волоку, подвергаясь пластиче-
ской деформации. В результате
площадь поперечного сечения заго-
товки уменьшается, а длина увели-
чивается.
Степень деформации при волоче-
нии ограничивается прочностью переднего конца изделия, к кото-
рому приложено тянущее усилие, называемое усилием волочения.
При достижении в переднем конце изделия напряжения величи-
ной больше предела прочности металла изделия происходит обрыв.
Относительное обжатие при волочении равно
E = (F0-Fk)/F0,
где Fo, Ft - площади поперечного сечения деформируемого метал-
ла до и после волочения. При волочении проволоки в несколько
переходов общее относительное обжатие может достигать вели-
чины 90 %.
Усилие волочения зависит от многих факторов: химиче-
ского состава металла, величины коэффициента трения, геометрии
осевого канала, величины частного относительного обжатия.
Сложное влияние на усилие волочения оказывает форма
продольного профиля отверстия, через которое протягивается за-
готовка. По длине осевой канал делят на участки (рис. 123): вход-
ная воронка I, рабочий конус II, калибрующий поясок III, выход-
ная воронка IV. Обжатие заготовки в радиальном направлении
происходит в рабочем конусе.
276
2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ ПРОЦЕСС ВОЛОЧЕНИЯ
И ОБОРУДОВАНИЕ
Технологический процесс включает ряд операций: кислот-
ное или щелочное травление с целью удаления окалины, острение
заготовки, проводку заготовки через одну или несколько волок,
волочение, термическую обработку и др. Исходным материалом
для производства стальной проволоки является катанка диаметром
6-15 мм в бунтах массой до 600 кг, полученная на проволочном
прокатном стане. Наряду с травлением окалину с поверхности катан-
ки удаляют также механическим или электрохимическим способом.
При производстве проволоки из высокопрочной стали типа
ЗОГХС, 50ХФ и др. катанку предварительно подвергают патенти-
рованию перед смоткой в бунты в потоке проволочного стана. Па-
тентирование заключается в стабилизации структуры в состоянии
аустенитной фазы с целью получения сорбитной структуры. Сор-
битная структура, полученная после операции патентирования,
улучшает механические свойства металла - повышается плас-
тичность.
При волочении силы трения в осевом канале между воло-
кой и металлом являются только вредными, увеличивая усилие
волочения, расход энергии и износ канала волоки. С целью
уменьшения вредного влияния трения поверхность заготовки под-
вергают меднению, фосфотированию, известкованию и др. Сни-
жения величины коэффициента трения добиваются также подачей
в зону деформации эмульсии, масел и др.
Рассмотрим схемы волочения некоторых видов проволоки.
Более 70 % проволоки производится из низкоуглеродистой стали
(0,15 % С). Это проволока общего назначения: воздушные токо-
проводящие линии, бердная, полиграфическая и др. Исходной за-
готовкой для производства проволоки диаметром 0,8-10 мм из
низкоуглеродистой стали является катанка диаметром 6-10 мм.
Катанку подвергают травлению и протягивают, в зависи-
мости от диаметра проволоки, на однократных или многократных
волочильных машинах. При изготовлении тонкой проволоки пре-
дусматривается промежуточный отжиг с целью устранения
упрочнения и восстановления пластичности. Готовая проволока
может поставляться потребителям отожженной или упрочненной
холодной деформацией. Проволока для холодной высадки на хо-
т
лодновысадочных автоматах калибруется; полиграфическая и ка-
бельная проволоки проходят операцию цинкования.
Канатная, пружинная и инструментальная проволока про-
изводятся из средне- и высокоуглеродистых сталей (0,5-1,2 % С).
Высокое содержание углерода в сталях позволяет получать де-
формационным упрочнением, без термической обработки, высо-
кий уровень предела прочности.
Технологическая схема производства проволоки из леги-
рованных сталей также отличается некоторыми заключительными
операциями. Например, при изготовлении проволоки из инстру-
ментальной стали Р18 катанку подвергают отжигу для снижения
прочностных характеристик перед волочением, после волочения
проволока подвергается цитированию или полировке.
3. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ВОЛОЧЕНИЯ ПРОВОЛОКИ
При производстве проволоки применяют волочильные
машины однократного и многократного волочения, со скольжени-
ем и без скольжения. Машины для волочения проволоки называют
барабанными, если они работают с наматыванием проволоки на
барабан, или шпульными, если проволоку наматывают на катушки.
Однократные барабанные волочильные машины применя-
ют при производстве проволоки диаметром больше 6 мм. Прово-
лока диаметром меньше 6 мм производится на барабанных маши-
нах многократного волочения.
По диаметру готовой проволоки различают машины: тол-
стого (3-6 мм), среднего (0,8-1,5 мм) и тонкого волочения (мень-
ше 0,8 мм). По кинематике процесса различают машины со сколь-
жением проволоки относительно поверхности тяговых барабанов
и без скольжения.
Исходной заготовкой для однократных машин является
горячекатаная катанка диаметром 8-20 мм. Заготовку в форме
бунта устанавливают на свободно вращающийся конус, заостряет-
ся конец катанки и пропускается через рабочий канал волоки. За-
остренный конец катанки захватывается клещами и осуществляет-
ся процесс волочения. После намотки двух-трех витков процесс
волочения продолжается с намоткой проволоки непосредственно
на барабан машины. В дальнейшем процесс волочения осущест-
вляется за счет сил трения, возникающих между поверхностью
278
тягового барабана и проволокой. При необходимости получения
проволоки меньшего диаметра процесс повторяется в той же по-
следовательности.
На машинах многократного волочения (рис. 124) проволо-
ка 1 протягивается одновременно через несколько волок 2. Силы
трения, возникающие между тяговыми барабанами 3 и проволо-
кой, обеспечивают протяжку проволоки через волоки 2. Современ-
ные волочильные машины многократного волочения имеют инди-
видуальный привод тяговых барабанов через коробки передач
(скоростей) 4. Такой привод позволяет регулировать скоростной
режим движения проволоки между смежными тяговыми бараба-
нами, т. е. обеспечивается выполнение условия постоянства секун-
дных объемов металла, обязательное для непрерывных процессов.
Машины многократного волочения являются машинами непре-
рывного принципа работы, т. е. проволока одновременно дефор-
мируется во всех волоках, кинематически связывая все барабаны и
волоки. Постоянство секундных объемов металла на машинах
многократного волочения прямоточного типа (рис. 124) обеспечи-
вается подбором диаметров и числа оборотов тяговых барабанов.
Рис. 124. Схема машины многократного волочения
Широкое применение при производстве проволоки полу-
чили машины, работающие без скольжения - машины многократ-
ного волочения магазинной конструкции (рис. 125). Частичное
рассогласование условия постоянства секундных объемов металла
компенсируется на этих машинах изменением количества витков
проволоки на смежных барабанах 2. В зависимости от соотноше-
ния скорости выхода проволоки из предыдущей фильеры (воло-
ки) 1 и скорости входа проволоки в последующую фильеру повод-
ковым устройством 3 с промежуточного барабана, снимается
определенное число витков проволоки или добавляется.
279
Рис. 125. Схема машины многократного волочения магазинного типа
Как правило, обжатие металла в волоках подбирается так,
чтобы запас проволоки на промежуточных тяговых барабанах в
процессе волочения постоянно увеличивался. При недостаточном
числе витков тяговое усилие данного барабана будет недостаточ-
ным для протягивания проволоки через соответствующую фильеру.
Машины многократного волочения без скольжения имеют
ряд преимуществ. Во-первых, машины этого типа обеспечивают
широкий сортамент по размерам и, во-вторых, проволока на этих
машинах получает большую общую деформацию за передел бла-
годаря большому числу волок (до 15). Например, отечественная
машина для волочения 7/350 обеспечивает за один передел полу-
чение проволоки диаметром 2-3,2 мм с общим относительным
обжатием свыше 80 %.
Для производства прутков и труб применяют машины с
прямолинейным движением, на которых усилие волочения обес-
печивается тяговым устройством клещевого типа.
Глава 22. ТЕХНИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ
ПРЕССОВАНИЯ, МАШИННОЙ КОВКИ, ОБЪЕМНОЙ
И ЛИСТОВОЙ ШТАМПОВКИ
1. ПРЕССОВАНИЕ
Процесс прессования заключается в неударном воздейст-
вии пресс-шайбы на металл, помещенный в рабочую полость
пресса - контейнер. При создании напряженного состояния, отве-
280
чающего условию пластичности, происходит истечение металла
через матрицу. В матрице выполняется углубление, соответст-
вующее форме прессуемого изделия.
Процесс прессования осуществляется на гидравлических
прессах усилием прессования до 250 МН.
Сортамент пресс-изделий
широк: прутки разнообразного
сечения диаметром до 400 мм,
трубы диаметром до 800 мм,
профили сложного попереч-
ного сечения площадью до
500 см2 и др. изделия, которые
невозможно получить другими
методами. На рис. 126 показа-
ны некоторые пресс-изделия.
Прессование применяют
также для изготовления поко-
вок в форме стержня постоян-
ного или переменного сечения
с утолщением на конце.
Различают прессование с
прямым и обратным истечени-
ем металла. При прессовании
с прямым истечением направ-
ление движения изделия 5
совпадает с направлением
движения пуансона 2 (рис.
127, а), при обратном - дви-
жения противонаправлены
(рис. 127, б).
Процесс прессования
осуществляется следующим
образом. Заготовка или сли-
ток 3 помещаются в полость
толстостенного контейнера 1.
Усилие прессования передает-
ся на деформируемый металл
Рис. 126. Некоторые виды
прессованных изделий
Рис. 127. Схемы прямого (а) и обратного
(б) прессования
пресс-шайбой 6, установленной на пуансоне 2. При схеме напря-
женного состояния, отвечающей условию пластичности, дефор-
281
мируемый металл истекает через матрицу 4, приобретая форму
сквозного канала в этой матрице.
Методы прямого и обратного прессования различаются, в
основном, величиной усилия прессования. При обратном прессо-
вании, как результат отсутствия сил трения между деформируе-
мым металлом и контейнером, усилие прессования меньше. Но
этому методу присущ недостаток - ограниченная длина пресс-
изделия.
Процесс прессования имеет преимущества перед другими
методами обработки металлов давлением: высокая технологиче-
ская пластичность позволяет деформировать малопластичные по
природе металлы и сплавы; прессованием обеспечивается получе-
ние сплошных и полых изделий сложной формы поперечного се-
чения, которые невозможно получить другими методами обработ-
ки металлов давлением (прокатка, ковка, штамповка, волочение);
при прессовании обеспечивается высокая точность выполнения
формы профиля поперечного сечения и размеров.
К основным недостаткам процесса прессования следует
отнести механическую схему, требующую больших величин де-
формирующего усилия. Процесс прессования сопровождается, по
сравнению с прокаткой, большими расходами металла - техноло-
гические отходы составляют 15 % и более.
2. МАШИННАЯ КОВКА
В практике обработки металлов давлением применяют
ручную ковку, осуществляемую при помощи кувалды и наковаль-
ни, используемую при изготовлении художественных изделий из
металла и для мелких работ при ремонте.
В промышленности применяют машинную ковку на меха-
низированных пневматических и паровоздушных молотах, на гид-
равлических прессах.
Исходной заготовкой при изготовлении поковок (изделий)
при машинной ковке является горячекатаный сортовой прокат или
слитки. Масса исходной заготовки может составлять от несколь-
ких килограммов до 300 тонн.
Основные операции машинной ковки: осадка, вытяжка,
прошивка, гибка, рубка, скручивание. Осадкой добиваются пла-
282
стического обжатия заготовки по высоте при одновременном уве-
личении площади поперечного сечения.
Кузнечная вытяжка (уков) является одной из основных
операций и применяется для увеличения длины гладких и ступен-
чатых валов, коленчатых валов, фасонных поковок и др. Если пло-
щадь поперечного сечения заготовки до деформации равна
Fo = Н0 В0, а после деформации F} = HrBx, то уков определяют как
л = Fo / Fi. Для получения требуемых механических свойств ко-
ванного металла уков металла принимают равным 2,5-12. Более
высокие значения укова принимают при деформации высоколеги-
рованных сталей.
Операция прошивки применяется с целью получения
сквозных или глухих отверстий в поковках. Глухие отверстия вы-
полняются выдавливанием металла, при выполнении сквозных
отверстий пластическим сдвигом удаляется объем металла
V - / 4, где dn - диаметр прошивки, Н - высота прошивае-
мой поковки.
Разделение исходной заготовки на части называется руб-
кой. Рубку выполняют с помощью кузнечного топора.
Для получения угловых изделий применяют операцию
кузнечной гибки с применением подкладных штампов. При упру-
го-пластическом изгибе в области гибки происходит искажение
формы и изменение площади поперечного сечения, которые уст-
раняются последующими операциями ковки и правки. Операцию
гибки применяют при изготовлении угловых профилей, скоб и др.
Операция скручивания заключается в повороте части заго-
товки вокруг продольной оси относительно другой. Операция
скручивания применяется при изготовлении коленчатых валов,
спиральных сверл.
Кроме перечисленных операций применяют: разгонку с
целью увеличения ширины, раскатку, применяемую при изготов-
лении колец, правку, кузнечную сварку.
Ковочные молоты относятся к машинам ударного дейст-
вия. Пластическая машинная ковка осуществляется на пневмати-
ческих и паровоздушных молотах. Деформация металла на моло-
тах осуществляется за счет кинетической энергии движущихся
частей. Кинетическая энергия движущихся частей молота равна
Е = m-V2 / 2, где т - масса, подвижных частей; V- скорость пере-
мещения бойка, молота к моменту соударения с деформируемым
283
металлом. Величина скорости до 7-8 м/с достигается путем воз-
действия на движущиеся части внешней силы. Внешней силой
является воздействие сжатого воздуха или паровоздушной среды
на поршень, соединенный с подвижными частями молота. За счет
воздействия, кроме силы тяжести, внешней силы ускорение па-
дающих частей молота превышает ускорение свободного падения.
Принципиальная схема конструкции пневматического мо-
лота для изготовления поковок массой до 250 кг показана на
рис. 128.
Рис. 128. Молот для свободной ковки
Основными узлами молота являются баба 7, шабот 3, на
которых закрепляются верхний 2 и нижний 4 бойки. Заодно целым
со станиной б выполняются рабочий 5 и компрессорный 7 цилин-
дры. Поршень компрессорного цилиндра приводится в действие
кривошипным механизмом 8. Шабот установлен независимо от
станины молота на фундаменте. Подвижную массу составляют
баба 7 и верхний боек 2. Поршень компрессора, совершая воз-
284
вратно-поступательное движение, нагнетает сжатый воздух в
верхнюю часть рабочего цилиндра, сообщая бабе дополнительное
ускорение. Подъем бабы с бойком осуществляется при подаче
сжатого воздуха под поршень бабы. Подача воздуха в верхнюю
полость рабочего цилиндра (или в нижнюю) регулируется двумя
кранами-золотниками.
Величина дополнительного ускорения бабы с бойком ре-
гулируется с помощью крана, т. е. имеется возможность регулиро-
вания энергии соударения бабы с деформируемым металлом.
При изготовлении средних и крупных по массе поковок
применяют гидравлические ковочные прессы усилием до 300 МН
В отличие от ковочных молотов ковочные прессы не вызывают
вибрации фундамента. При работе ковочных молотов энергия
подвижных частей расходуется на деформацию заготовки и на пе-
ремещение шабота. После соударения бабы с металлом подвиж-
ные детали, деформируемый металл и шабот, составляя единую
систему с массой, равной сумме масс новой системы, продолжают
движение по направлению удара бабы, но с меньшей скоростью.
Кинетическая энергия новой подвижной системы передается на
фундамент. Величина этой энергии достаточно большая, ибо виб-
рации подвергается не только фундамент шабота, но и окружаю-
щий его грунт. С целью увеличения КПД процесса желательно
иметь шабот большой массы. Обычно масса шабота превышает
массу подвижных частей молота в 10-15 раз.
3. ОБЪЕМНАЯ ШТАМПОВКА
Процесс ковки называют свободной ковкой. Деформация
металла осуществляется при свободной ковке между плоскими
бойками, и течение деформируемого металла не ограничено в по-
перечном направлении.
Объемная штамповка по сути своей является ковкой, но с
ограничением течения металла в поперечном направлении стен-
ками инструмента - штампа. При объемной штамповке придание
металлу определенной формы выполняется в штампах. Полость
штампа, отвечающая форме изделия, называют ручьем. При смы-
кании верхнего и нижнего штампов, деформируемый металл при
воздействии подвижных частей штамповочного молота, заполняет
Ручьи, приобретая форму требуемого изделия.
285
Применяют объемную штамповку в открытых и закрытых
штампах. Открытый штамп по внешнему контуру ручьев выпол-
няется с заусенечной канавкой, в которую вытекает избыточный,
по сравнению с необходимым, объем металла. При открытой
штамповке объем металла заготовки превышает объем металла
поковки.
Штамповка в закрытых штампах выполняется из заготовки
по объему металла равного объему поковки. На рис. 129 показаны
принципиальные схемы объемной штамповки в открытом (рис.
129, а) и закрытом (рис. 129, б) штампах. Закрытый штамп выпол-
няется так, что полость, в которой формируется поковка, оказыва-
ется замкнутой по контуру и в заусенечных канавках нет необхо-
димости, ибо объем металла заготовки практически отвечает объ-
ему поковки. Закрытая штамповка обеспечивает лучшую, по срав-
Рис. 129. Схемы открытого (а)
и закрытого (б) штампов
нению с открытой штамповкой,
макроструктуру, меньший рас-
ход металла, так как нет техно-
логических отходов в виде за-
усенцев. Поковки, изготовлен-
ные на штамповочных молотах,
имеют более высокую себесто-
имость, в сравнении с поковка-
ми свободной ковки, в основ-
ном из-за высокой стоимости
штампов.
Объемная штамповка осуществляется на специализирован-
ных штамповочных молотах. В отличие от молотов свободной
ковки в штамповочных молотах должно обеспечиваться точное
совпадение ручьев верхнего и нижнего штампов. Если молот сво-
бодной ковки не связан конструктивно с шаботом, то в конструк-
ции штамповочного молота предусмотрена жесткая механическая
связь шабота со станиной молота, для фиксированного перемеще-
ния бабы предусматриваются направляющие.
При объемной штамповке применяются разнообразные ма-
шины. Кроме молотов применяют кривошипные прессы, горизон-
тально-ковочные машины, гидравлические прессы. Гидравличе-
ские прессы усилием до 750 МН применяют при штамповке поко-
вок большой массы.
286
4. ЛИСТОВАЯ ШТАМПОВКА
Листовая штамповка является прогрессивным методом из-
готовления легких и прочных изделий из листового и ленточного
исходного материала.
Листовой штамповкой из холоднокатаных листов и лент
черных и цветных металлов изготавливают объемные и плоские
рельефные изделия высокой точности и высокого качества по-
верхности, технического и бытового назначения.
Листовая штамповка - высокомеханизированный и автома-
тизированный процесс - при большой производительности обес-
печивает низкую себестоимость изделий.
Основными технологическими операциями листовой штам-
повки являются: разделительные операции (отрезка, вырубка),
гибка, свертка, вытяжка, формовка.
При листовой штамповке толщина исходной заготовки в не-
которых операциях меняется незначительно и получение изделий
осуществляется упруго-пластической деформацией изгиба, де-
формациями растяжения, сжатия.
Операция отрезки заключается в отделении одной части ме-
талла от другой части требуемых линейных размеров.
При операции вырубки пластическим сдвигом происходит
полное отделение части металла на плоскости заготовки по замк-
нутому контуру.
Отрезка выполняется на ножницах с параллельными или на-
клонными режущими кромками. Вырубку осуществляют в штам-
пах с помощью пуансона и матрицы.
Операция гибки заключается в образовании углов между
частями заготовки или придания заготовке криволинейной формы.
Гибка металла осуществляется в штампах соответствующей
формы.
В процессе гибки пластической деформации подвергаются
внешние слои металла, внутренние деформируются только упруго.
В связи с наличием внутреннего упругого ядра угол изгиба заго-
товки не будет равен углу между стенками штампа, что учитыва-
ется при проектировании штампов.
На рис. 130 представлены схемы основных операций листо-
вой штамповки.
287
Рис. 130. Схемы основных операций листовой штамповки:
а - гибка; б - свертка; в - свертка с прижимом; г - вытяжка без утонения
стенки без прижима; д - вытяжка без утонения стенки с прижимом;
е - вытяжка с утонением стенки; ж - отбортовка; з - обжим; и - раздача
Свертку применяют при изготовлении изделия в виде ста-
канчика. Исходной заготовкой является диск определенного диа-
метра, полученный из листового материала.
Свертку осуществляют без заданного изменения толщины
исходной заготовки, в этой связи зазор между пуансоном и матри-
цей выполняется больше толщины листа.
Пластическая деформация при свертке происходит во флан-
це и на закруглении матрицы. Свертку осуществляют с прижимом
фланцев и без.
При вытяжке стаканчика без уменьшения толщины стенки
заготовки, полученной при операции свертки, операция вытяжки
осуществляется проталкиванием стаканчика пуансоном через ко-
ническую матрицу. Зазор между пуансоном и матрицей несколько
больше толщины стенки стаканчика. В этой технологической опе-
рации уменьшается диаметр и увеличивается длина стаканчика.
288
Вытяжку с утонением стенки стаканчика применяют для по-
лучения тонкостенных полых изделий. В этой технологической
операции диаметр калибрующего пояска матрицы меньше наруж-
ного диаметра заготовки (стаканчика), а диаметр пуансона незна-
чительно меньше внутреннего диаметра заготовки.
При вытяжке с утонением уменьшается толщина стенки и
увеличивается длина изделия.
Операцию отбортовки применяют с целью образования
борта по внешнему или внутреннему контуру предварительно
пробитой заготовки.
Операцию обжима применяют с целью уменьшения диа-
метра полой заготовки на ограниченном участке заготовки.
Операция раздачи применяется с целью образования рас-
ширенного участка полой заготовки на определенной длине.
Листовая штамповка осуществляется на листоштамповоч-
ных прессах. Гидравлические прессы применяют при горячей и
холодной штамповке крупногабаритных изделий из толстых лис-
тов, например, днища котлов.
В условиях мелкосерийного производства применяют уста-
новки для штамповки жидкостью, взрывом и др.
289
Часть 4. ТЕРМИЧЕСКАЯ ОБРАБОТКА
Термической обработкой называют нагрев металла до
определенной температуры, выдержку при этой температуре и
охлаждение с определенной скоростью. Целью термической обра-
ботки является придание металлу необходимых механических и
физических свойств. Термической обработке подвергается боль-
шинство заготовок и изделий из стали и цветных сплавов. Именно
термическая обработка позволяет получать заготовки и изделия с
нужным уровнем прочности, пластичности, износостойкости,
твердости, коррозионной стойкости и т. п.
В результате термической обработки металлические изде-
лия приобретают необходимую кристаллическую структуру, тот
или иной фазовый состав. При термической обработке снимаются
напряжения, возникающие при обработке металла давлением, при
кристаллизации в формах. Специальная термическая обработка в
различных газовых или жидких средах позволяет удалять из ме-
талла газы, насыщать поверхностные слои изделий углеродом,
азотом и другими элементами. В целом термическая обработка
формирует окончательные эксплуатационные свойства изделий.
Глава 23. ТЕРМИЧЕСКАЯ ОБРАБОТКА СТАЛИ
В основе термической обработки стали лежит диаграмма
состояния железо - углерод, рис. 131, а именно та ее часть, кото-
рая охватывает область от 0 до 2,14 % углерода.
Точки на диаграмме А Н J В Е
Концентрация углерода, % 0,00 0,10 0,16 0,50 0,00 2,14
Температура, °C 1539 1499 1499 1499 1392 1147
Точки на диаграмме С F G Р S К
Концентрация углерода, % 4,30 6,67 0,00 0,02 0,8 6,67”
Температура, °C 1147 1147 911 727 727 727’
290
1600
1539‘С
1500
S-твердый
раствор
1400
со
си
ф
2 911*0.
Ф
800
а-твердыи раствор
(феррит) \
700
Расплав * 8-твердый раствор
Гомогенный расплав
1300
1200
1100
1000 —
G
у-твердый раствор
(аустенит)
у+а-твердый
раствор
(аустенит ♦
Феррит)
1147 °C
С
Перлит ♦ вторичный
ледебурит
у-твердый
раствор ♦
вторичный
цементит
.у-твердый раствор (аустенит)
с выделением вторичного
цементита * ледебурита
Ледебурит + перви1-
цементит
600
500
0
твердые
растворы
Расплав +
у- твердый
раствор
Е
723 °C
Перлит * в Перлит + вто-
феррит аричный цементит
2
3
a-твердый раствор *
FejC (цементит)
Расплав +
первичный
цементит
ный
Ледебурит + первичный
цементит
6
L 7
Содержание углерода, %
Рис. 131. Диаграмма состояния Fe - Fe3C
Кратко перечислим основные фазовые составляющие диа-
граммы Fe-C. Аустенит (область аустенита до 2,14 % С) - это
твердый раствор внедрения углерода в y-Fe. Аустенит не магни-
тен, пластичен, хорошо подвергается ковке, прокатке, штамповке
при нагреве.
Феррит - твердый раствор внедрения углерода в a-Fe, очень
мягкая фаза, хорошо поддается деформации в холодном состоянии.
Цементит - Fe3C, очень твердый и хрупкий.
Ледебурит - эвтектика, образующаяся при кристаллизации
расплава, содержащего 4,3 % С при температуре 1147 °C, это ме-
ханическая смесь кристаллов аустенита и цементита. Ледебурит
имеет твердость до 8000 МПа. Ледебурит присутствует во всех
сплавах, содержащих углерод свыше 2,14 %.
Перлит - эвтектоидная смесь, состоящая из феррита и це-
ментита, он образуется при распаде аустенита в твердом состоя-
нии. Перлит имеет пластинчатое строение, состоит из чередую-
щихся пластинок феррита и цементита, твердость до 2500 МПа.
Мартенсит - пересыщенный твердый раствор углерода в
Fea, получающийся при закалке из аустенита.
В зависимости от требований, предъявляемых к стали, осу-
ществляют тот или иной режим термической обработки с целью
создания в стали определенной фазовой структуры.
При нагреве и охлаждении стали протекают следующие ос-
новные превращения: 1) перлит превращается в аустенит; 2) при
медленном охлаждении аустенит превращается в перлит; 3) при
быстром охлаждении - закалке - аустенит превращается в мартен-
сит; 4) при нагреве закаленной стали - отпуске - мартенсит пере-
ходит в ферритно-цементитную смесь.
В зависимости от режима нагрева и охлаждения можно по-
лучать в стали различные структурные составляющие в различ-
ных сочетаниях, которые и определяют твердость стали и ее меха-
нические свойства - предел прочности, текучести, ударную вяз-
кость и т. д.
Рассмотрим основные виды термической обработки.
1. ОТЖИГ
Отжиг - это нагрев стали выше температуры фазовых пре-
вращений, выдержка и медленное охлаждение.
292
Отжиг I рода устраняет, в зависимости от температуры на-
грева, физическую и химическую неоднородности, возникающие
при предшествующей обработке стали.
Гомогенизирующий, диффузионный отжиг применяют для
отливок и слитков из легированных сталей для устранения денд-
ритной ликвации. Температура нагрева до 1200 °C, выдержка до
20 ч и медленное охлаждение. При этом происходит усреднение
химического состава стали, но одновременно структура становит-
ся крупнозернистой.
Рекристаллизационный отжиг применяют после деформа-
ции стали в холодном состоянии, путем прокатки, волочения,
штамповки. При холодной деформации происходит наклеп метал-
ла с повышением прочности и снижением пластичности. Зерна
металла вытягиваются по направлению приложенных деформа-
ций. Чтобы снять напряжение и наклеп и создать равноосную кри-
сталлическую структуру, сталь подвергают рекристаллизацион-
ному отжигу. Рекристаллизацией называется образование и рост
равноосных зерен из деформированных кристаллов. Температура
рекристаллизации зависит от степени деформации. Чем больше
степень деформации, тем ниже температурный порог рекристал-
лизации, при достижении которого резко снижается прочность
металла при увеличении пластичности. Для технически чистых
металлов температура рекристаллизации пропорциональна темпе-
ратуре плавления: Т = 0,4 для сплавов 0,7-0,8 Тт. На рис. 132
показано влияние нагрева при рекристаллизации на механические
свойства холоднодеформированного металла и изменение струк-
туры. При этом происходит образование зародышей новых кри-
сталлов и их рост. Устраняются искажения кристаллической ре-
шетки, наклеп снимается, и свойства металла приближаются к
тем, которые были у него до деформации. Если продолжать нагре-
вать металл, т. е. перегреть его, то зерна вырастают значительно -
одни за счет других, и пластичность металла уменьшается. На
практике низкоуглеродистые стали нагревают до температуры
600 °C, выдерживают 0,5-1,5 ч в зависимости от размера сечения
проката и медленно охлаждают.
Отжиг II рода в большинстве случаев является подготови-
тельной операцией термической обработки и имеет цель: измель-
чить зерно, снять внутренние напряжения и уменьшить структур-
ную неоднородность. Температуры отжига выбираются в соответ-
293
fap
Рис. 132. Влияние нагрева на механические свойства
и структуру металла, упрочненного деформацией
ствии с диаграммой железо - углерод и составом стали. Охлажде-
ние проводят медленно: для углеродистых сталей со скоростью
200 °С/ч, а для легированных 30-100 °С/ч. В результате такого от-
жига образуется равновесная структура: для доэвтектоидной стали
(до 0,8 % С) - феррит и перлит, для эвтектоидной стали - перлит и
в заэвтектоидной стали - перлит и цементит.
Отжиг П рода может быть полным, неполным и изотермиче-
ским. Полный отжиг применяют для доэвтектоидных - углероди-
стых и легированных сталей, и металл нагревают выше темпера-
туры Л3 на 30-50 °C (рис. 133). При таком отжиге исходная пер-
литно-ферритная структура превращается в мелкозернистый аусте-
нит, из которого при медленном охлаждении образуются мелкие
ферритные и перлитные зерна, происходит перекристаллизация.
Снижение твердости улучшает обрабатывамость стали резанием.
294
Рис. 133. Режимы отжига, закалки, отпуска, нормализации стали:
1 - полный отжиг доэвтектоидной стали; 2 - неполный отжиг заэвтектоидной
стали; 3 - неполный отжиг доэвтектоидной стали; 4 - полная закалка доэвтекто-
идной стали; 5 - неполная закалка доэвтектоидной стали; 6 - отпуск; 7 - норма-
лизация; 8 - диффузионный отжиг; 9 - рекристаллизационный отжиг
Неполный отжиг состоит в нагреве стали до температуры выше Ai
на 30-50 °C, такому виду отжига подвергают эвтектоидные и
заэвтекгоидные стали. В результате такой термической обработки
цементит превращается в глобулярные зерна. Такой отжиг назы-
вают сфероидизирующим. В стали образуется зернистый перлит.
После отжига стали менее склонны к образованию трещин и де-
формации при последующей закалке и хорошо обрабатываются
резанием.
Изотермический обжиг применяют для легированных ста-
лей. Сталь нагревают до аустенитного состояния выше температу-
ры Ау на 30-50 °C и затем быстро охлаждают до температуры ни-
же А{ на 30-100 °C и выдерживают при этой температуре до пол-
ного превращения аустенита в перлит. Преимущество изотерми-
ческого отжига состоит в том, что полностью устраняются оста-
точные напряжения. При этом продолжительность отжига умень-
шается с 15-30 до 4-7 ч.
2. НОРМАЛИЗАЦИЯ
Для нормализации доэвтекгоидные стали нагревают выше
температуры А3, а эвтектоидные и заэвтекгоидные стали выше Лст
(рис. 134) на 50-60 °C, делают непродолжительную выдержку и
295
Рис. 134. Рекомендуемые температуры нагрева под закалку доэвтектоцдных
и заэвтектоидных сталей
охлаждают на воздухе. При нормализации устраняется крупнозер-
нистая структура, в особенности в отливках. Структура стали
такая же, как и после отжига, но вследствие больших скоростей
охлаждения перлит получается более измельченным.
Прочность и твердость нормализованных средне- и высоко-
углеродистых сталей выше отожженных на 10-15 %. Низкоугле-
родистые стали подвергаются нормализации вместо более дли-
тельного отжига для понижения твердости, высокоуглеродистые
стали - для устранения цементитной сетки.
3. ЗАКАЛКА
Закалкой называют нагрев стали до температуры выше фа-
зовых превращений, выдержку и быстрое охлаждение для получе-
ния неравновесных структур.
В большинстве технологий целью операции закалки являет-
ся придание стали максимальной твердости и прочности, которую
обеспечивает структура мартенсита. Например, режущий инстру-
мент, сверла, резцы, пилы и др. должны обладать высокими ре-
жущими свойствами, сохраняя прочность и твердость и острую
кромку режущей поверхности, несмотря на нагрев при обработке
деталей.
296
Температура нагрева под закалку определяется диаграммой
состояния Fe - С. На рис. 134 температуры закалки находятся в
заштрихованной области. После достижения нужной температуры
сталь выдерживают в течение времени, необходимого для полного
прогрева детали по всему сечению и выравнивания состава аусте-
нитных зерен.
Важным этапом закалки является быстрое охлаждение, ко-
торое предотвращает превращение аустенита в перлит, вследствие
чего образуется мартенсит. Необходимая скорость охлаждения
обеспечивается подбором соответствующих жидких или газооб-
разных охлаждающих сред.
Для закалки наиболее часто применяют воду, водные рас-
творы солей, щелочей, масло, воздух и расплавленные соли. Вода
охлаждает в 6 раз быстрее при 600 °C и в 28 раз быстрее при
200 °C, чем масло. Поэтому закалку в воде применяют для углеро-
дистых сталей, а в масле закаливают стали с малой критической
скоростью закалки, детали малых размеров из легированных или
углеродистых сталей. Критическая, т. е. наименьшая возможная
скорость закалки, зависит от устойчивости аустенита. Чем выше
его устойчивость, тем меньше может быть скорость закалки.
Устойчивость аустенита, во-первых, зависит от химического
состава стали. Все легирующие элементы, кроме кобальта, повы-
шают устойчивость аустенита, поэтому легированные стали зака-
ливают в масле или на воздухе.
Во-вторых, критическая скорость закалки определяется ве-
личиной зерна аустенита. Чем крупнее зерно, тем меньше ско-
рость закалки. Размер зерна зависит от наличия в стали различных
включений - карбидов, интерметаллидов, нитридов и др. Включе-
ния препятствуют росту аустенитных зерен и способствуют обра-
зованию мелкозернистой структуры.
Но не только скорость закалочного охлаждения и темпера-
тура нагрева определяют эффект закалки. Различные сорта стали
по-разному склонны к закалке. Эта склонность характеризуется
твердостью стали после закалки, ее называют закаливаемостью.
Закаливаемость зависит от содержания углерода. Стали с содер-
жанием углерода менее 0,2 % практически не закаливаются, после
закалки их твердость остается невысокой.
Другой важной характеристикой сталей является их прока-
ливаемость, т. е. глубина проникновения закаленной зоны. За глу-
297
бину закаленной зоны принято считать расстояние от поверхности
до слоя со структурой, состоящей из 50 % мартенсита и 50 %
троостита.
Прокаливаемость стали зависит от устойчивости переохла-
жденного аустенита. В случае, когда действительная скорость
охлаждения сердцевины изделия будет выше критической, сталь
будет прокаливаться по всему сечению, т. е. по всему сечению де-
тали будет мартенситная структура.
В случае, когда действительная скорость в центре изделия
будет меньше критической, то в сердцевине произойдет пре-
вращение аустенита в феррито-цементитную смесь, а на поверх-
ности будет мартенситная структура и сталь не прокалится на-
сквозь.
Полная закалка применяется для доэвтекгоидных сталей,
она отличается тем, что из аустенитного состояния охлаждение
производят со скоростью выше критической.
После закалки структура стали состоит из мелкоигольчатого
мартенсита. Если в структуре после закалки будут участки ферри-
та, то твердость стали будет ниже, такую закалку называют не-
полной. Неполную закалку применяют для заэвтектоидных сталей.
При такой закалке сталь нагревают до температуры образования
структуры аустенита с цементитом.
По режиму охлаждения существуют различные виды закал-
ки. Закалка в одном охладителе является самой простой. Операция
применяется для несложных деталей, но при охлаждении углеро-
дистых сталей в воде может сопровождаться появлением трещин и
повышенной деформацией деталей.
Закалка в двух охладителях производится сначала в воде до
300-350 °C, а затем в масле. Охлаждение в масле частично снима-
ет внутренние напряжения при переходе аустенита в мартенсит и
предотвращает трещины.
Для закалки мелких деталей из легированных сталей приме-
няют ступенчатую закалку. Нагретую до нужной температуры де-
таль помещают в горячую соляную ванну. Расплав состоит из раз-
личных легкоплавких солей и щелочей. После небольшой вы-
держки для выравнивания температуры детали охлаждают на воз-
духе.
Такая обработка обеспечивает отсутствие трещин и малую
деформацию деталей.
298
4. ПОВЕРХНОСТНАЯ ЗАКАЛКА
Если деталям требуется высокая твердость и износостой-
кость поверхности, например, для пальцев, шеек коленчатых ва-
лов, кулачков, и пластичная сердцевина, то проводят поверхност-
ную закалку. Это кратковременный нагрев поверхностного слоя
(до температуры чуть выше температур закалки) и быстрое охла-
ждение со скоростью выше критической. После поверхностной
закалки поверхностный слой имеет мартенситную структуру. По-
верхностная закалка осуществляется токами высокой частоты,
этот способ был разработан В. П.
представлена на рис. 135.
Сущность поверхностной за-
калки токами высокой частоты со-
стоит в следующем. В индуктор,
форма которого соответствует фор-
ме закаливаемой детали, помещает-
ся обрабатываемая деталь. На ин-
дуктор подается ток высокой часто-
ты 400 кГц. Возникает электромаг-
нитное поле, которое пронизывает
изделие и индуктирует в нем вихре-
вые токи Фуко. Эта токи и вызыва-
ют разогрев поверхности детали.
Вихревые токи индуцируются не во
всем объеме тела, но, в основном,
только в поверхностном слое. Глу-
бина проникновения тока зависит от
частоты тока, а также от электриче-
ского сопротивления и магнитной
Вологдиным. Схема метода
Рис. 135. Схема нагревателя
током высокой частоты:
1 - закаливаемая деталь;
2 - виток индуктора;
3 - магнитные силовые линии
проницаемости металла: 8 = 5103 /—, см, где q - удельное
VH-/
электрическое сопротивление, ц - магнитная проницаемость, f -
частота тока.
Чем выше частота тока, тем меньше глубина проникновения
и тем тоньше получается закаленный слой. Для сталей и сплавов
на основе железа применяют частоты от 1 до 400 кГц. При таких
высоких частотах глубина закалки составляет, как правило,
299
1,5-3 мм. Индуктор изготавливается из медной трубки. Внутри
индуктора для его охлаждения циркулирует вода. При проведении
закалки ТВЧ необходимо соблюдать постоянное расстояние меж-
ду индуктором и поверхностью изделия. Нагрев происходит в те-
чение нескольких секунд. После нагрева деталь перемещают в
охлаждающий узел установки. Высокие скорости нагрева способ-
ствуют образованию мелкого зерна аустенита, а после резкого
охлаждения образуется структура мелкоигольчатого мартенсита.
Этим методом закаливают, например, поверхности подшипников,
обода железнодорожных колес.
Закалка методом ТВЧ имеет следующие преимущества. Бла-
годаря короткому времени нагрева в течение нескольких секунд
зерно не успевает вырасти, поэтому структура стали получается
мелкозернистой. На поверхности возникают сжимающие напря-
жения, повышающие сопротивление стали усталости, поверхность
практически не окисляется. Процесс удобен для механизации и
автоматизации, что благоприятно сказывается на условиях труда.
Поверхностная закалка имеет преимущество перед химико-
термической обработкой в том, что она требует значительно
меньше времени.
Все методы поверхностной закалки заключаются в нагреве
только поверхностного слоя с последующей закалкой деталей.
Методы нагрева поверхности могут быть следующими: а) в рас-
плавленных металлах или солях, б) пламенем ацетиленовой или
газовой горелки; в) в электролитах; г) высокочастотным, индукци-
онным способом.
Основа любого способа поверхностной закалки состоит в
том, что поверхность закаливаемой детали нагревают выше кри-
тических точек с высокой скоростью. При этом создается боль-
шой перепад температур по сечению детали. После перерыва на-
грева и быстрого охлаждения поверхностный слой получает пол-
ную закалку, а основная часть детали, не будучи нагретой выше
точки А3 (рис. 134), закалки не получит.
5. ЛАЗЕРНОЕ УПРОЧНЕНИЕ ПОВЕРХНОСТИ
Поверхность детали облучают лазерным лучом. На поверх*
ности в очень узких полосах, за счет высокой концентрации энер*
гии, металл нагревается вплоть до температуры плавления и мо*
300
ментально охлаждается вследствие отвода тепла вглубь детали,
регулируя энергию луча, можно создать поверхностную закалку,
местное легирование, наплавку твердосплавных покрытий.
После пробегания луча при закалке на поверхности возника-
ет тонкий слой мартенсита высокой дисперсности, что повышает
износостойкость, твердость, прочность, коррозионную стойкость.
Специфической особенностью лазерной обработки является весь-
ма узкая зона обработки, что позволяет обрабатывать трудно дос-
тупные места деталей, которые подвергаются наибольшим нагруз-
кам и износу.
6. ОТПУСК СТАЛИ
Деталь, закаленная на мартенсит, находится в сильно на-
пряженном состоянии, обладает высокой твердостью и хруп-
костью. Для снятия внутренних напряжений, снижения твердости
и хрупкости, повышения вязкости детали подвергают отпуску.
Отпуск состоит в нагреве стали до температуры ниже точки
Ai (рис. 133), выдержке при этой температуре и достаточно мед-
ленном охлаждении, чаще всего на воздухе. После отпуска деталь
готова к работе.
Различают три вида отпуска.
Нижний отпуск проводится при нагреве до 150-200 °C. При
этом происходит частичное снятие внутренних напряжений, не-
сколько возрастает вязкость, но сохраняется высокая прочность.
Такой отпуск применяют для измерительного и режущего инстру-
мента, деталей с цементированной поверхностью или деталей,
прошедших закалку ТВЧ.
Средний отпуск проводят при 350-500 °C, в этом случае со-
храняется относительно высокая твердость и прочность в сочета-
нии с хорошей упругостью и вязкостью. Такому отпуску подвер-
гают пружины, рессоры.
Высокий отпуск проводят при 500—600 °C. При таком отпус-
ке практически полностью снимаются внутренние напряжения и
Достигается оптимальное соотношение между прочностью и вяз-
костью. Такому отпуску подвергают детали машин, испытываю-
щие высокие напряжения и ударные нагрузки.
Сочетание закалки и высокого отпуска называется улучше-
нием стали, особенно часто такой термической обработке подвер-
301
гаются конструкционные стали с содержанием 0,3-0,5 % С. Для
термической обработки мелких и средних деталей применяют ка-
мерные газовые или электрические печи. На рис. 136 представлен
общий вид камерной печи с выдвижным подом.
Рис. 136. Электрическая камерная печь с выдвижным подом
7. ХИМИКО-ТЕРМИЧЕСКАЯ ОБРАБОТКА
Для повышения долговечности валов, шестерен, которая за-
висит от сопротивления металла усталостному разрушению и сти-
ранию, помимо поверхностной закалки применяют различные ви-
ды поверхностного упрочнения методами химико-термической
обработки.
Цементация
Это насыщение поверхностного слоя углеродом. Целью этой
операции является повышение износостойкости трущихся деталей
машин: подшипников, шестерен, осей, валиков и др. После цемеИ'
тации содержание углерода в поверхностном слое достигает Ofi'
1,0 % при глубине 1-2 мм; после цементации поверхностный слой
становится твердым и износостойким, а сердцевина изделия оста'
ется вязкой и пластичной.
302
Цементацию проводят в карбюризаторах - твердых, жидких
или газообразных. В качестве твердого карбюризатора используют
древесный уголь, в слое которого нагревают изделия до 930-960 °C.
Операцию проводят в герметически закупоренных ящиках.
К углю добавляют карбонаты бария и кальция. При нагревании
угля происходит его взаимодействие с кислородом воздуха, нахо-
дящегося в ящике, в результате чего образуется СО, которая при
разложении дает активный атомарный углерод, диффундирующий
в металл. Скорость такой цементации составляет около 0,1 мм
в час.
При газовой цементации в качестве карбюризаторов приме-
няют керосин, бензин, масла, разлагающиеся при нагреве до 930 °C.
Процесс проводят в шахтных печах, в которых детали располага-
ют на подвесках или в корзинах. Схемы шахтных печей приведены
на рис. 137. В печь подают жидкость путем капельного распыления
Рис. 137. Шахтные печи:
а - безмуфельная печь для газовой цементации:
1 - свод; 2 - футеровка камеры; 3 - устройство для загрузки деталей;
б - печь периодического действия для азотирования:
1 - контейнер для деталей; 2 - камера нагрева
303
со скоростью 120-180 капель в мин. Процесс насыщения поверх-
ности происходит через газовую фазу, образующуюся при разло-
жении углеводородных жидкостей.
Наиболее распространенным способом является газовая це-
ментация в средах из природного газа. Изделия нагревают в гер-
метичных печах. В качестве газов используют природный газ или
эндогаз, получаемый разложением керосина, бензола и др. В каче-
стве печей используют шахтные и камерные печи. Детали нагре-
вают до 930 °C, охлаждают до 850 °C, производят закалку в масле
и низкий отпуск при 180 °C. При температуре цементации метан
разлагается на водород и углерод, последний адсорбируется на
поверхности стали и потом диффундирует вглубь. После цемента-
ции детали подвергают закалке с низким отпуском, на поверхно-
сти образуется слой высокоуглеродистого мартенсита с твердо-
стью 60-64 HRC.
Азотирование
В этом виде термической обработки поверхностный слой
насыщают азотом, что способствует повышению твердости, изно-
состойкости и коррозионной стойкости стали. Преимуществом
азотирования является получение высокой износостойкости и со-
противления усталости изделий без коробления и деформации. По
износостойкости легированная азотом сталь в 1,5-4 раза превос-
ходит высокоуглеродистые закаленные и цементированные стали.
Но по контактной усталости азотированные детали уступают це-
ментированным. Основным недостатком азотирования является
большая длительность процесса.
Азотированию подвергаются детали станков для обработки
металлов, дизельных двигателей из легированной стали, режущий
инструмент из быстрорежущей стали, штампы, детали турбин из
коррозионно-стойких и жаропрочных сталей.
Перед азотированием детали подвергают закалке с высоким
отпуском, механической обработке с шлифованием поверхности,
производят также обезжиривание и промывку поверхности.
Газовое азотирование проводят в атмосфере аммиака в гер-
метичных печах при нагреве до 500-630 °C в зависимости от мар-
ки стали. Для получения толщины азотированного слоя от 0,1 до
0,6 мм длительность процесса может достигать 10-60 ч. Операция
304
производится в проточном газе, скорость подачи которого должна
обеспечивать степень диссоциации от 20 до 60 %. Диссоциация
происходит по реакции: 2NH3 = 2N + ЗН2. Атомарный азот диф-
фундирует в поверхностные слои и образует нитриды с легирую-
щими элементами. По окончании процесса печь медленно охлаж-
дают до 200 °C, сохраняя в ней атмосферу аммиака.
Для сокращения времени процесса, уменьшения деформа-
ции деталей применяют азотирование в жидких средах, которое
осуществляют в ваннах с цианид-цианатными расплавами. Темпе-
ратура расплава около 550 °C, продолжительность от 1 до 5 ч в
зависимости от размера изделий. После азотирования детали охла-
ждают либо на воздухе либо в горячей соленой воде или в масле.
По окончании обработки детали тщательно отмывают от осадка
солей.
Азотированию подвергают стали, содержащие А1, Сг, Ti,
Mo, V. Азотированный слой хорошо шлифуется и полируется, по-
этому азотированию подвергаются детали двигателей: гильзы ци-
линдров, шейки коленчатых валов, штампы и пресс-формы.
Нитроцементация - это процесс одновременного насыщения
поверхностного слоя азотом и углеродом. Эта операция сообщает
деталям высокую твердость и коррозионную стойкость поверхно-
стного слоя, повышает предел выносливости деталей, работающих
при переменных нагрузках.
Нитроцементацию проводят в атмосфере эндогаза с добав-
ками природного газа и небольшого количества (до 5 %) аммиака
при температуре около 850 °C. Преимущество этого вида обработ-
ки заключается в том, что температура процесса ниже, чем при
цементации, поэтому закалку в последующем проводят с этой
температуры, что уменьшает деформацию деталей. Толщина слоя
от 0,2 до 1,0 мм.
Остановимся на еще одном виде химико-термической обра-
ботки, на диффузионном насыщении поверхности стали леги-
рующими элементами, такими как А1, Сг, W, V, Nb, Zn, Si. В ре-
зультате такой обработки поверхность изделий приобретает по-
вышенную твердость, окалиностойкость, сопротивление износу и др.
Этот вид насыщения поверхности проводят при температу-
рах до 1400 °C и в течение длительного времени.
Существуют следующие виды диффузионного легирования
поверхности.
305
Рис. 138. Схема контейнера для диф-
фузионного легирования порошком:
1 - контейнер; 2 - детали;
3 - порошковая смесь; 4 - затвор;
5 - уплотнение; 6 - рама
1. Погружение в расплавы солей легирующих элементов.
2. Погружение в расплавленный металл, например, алюми-
ний или цинк.
3. Обработка изделий газом, содержащим хлориды леги-
рующих металлов.
4. Насыщение из порошкообразных смесей. Схема насыще-
ния из порошка представлена на рис. 138.
В состав порошка входят
порошок металла или ферроспла-
ва, инертные добавки, предохра-
няющие от спекания порошка и
налипания его на поверхность из-
делия. Наиболее часто используют
порошок глинозема или шамота и
активаторы для интенсификации
процесса. Чаще всего используют
хлористый аммоний, который при
нагревании образует пары хлори-
стого водорода и водород. Хлори-
стый водород НС1, взаимодейст-
вуя с металлами, образует их хло-
риды, взаимодействующие с по-
верхностью металла и насыщаю-
щие поверхность легирующими
элементами.
Широко применяется али-
тирование - насыщение поверхно-
сти алюминием. Это способствует повышению окалиностойкости
стали благодаря образованию плотной пленки оксида алюминия.
Процесс алитирования проводят в порошкообразных смесях или в
ваннах с расплавом алюминия при 800 °C. Образуется слой А1 в
железе толщиной до 1 мм с концентрацией А1 до 30 %.
Хромирование повышает коррозионную стойкость в мор-
ской воде, в кислотах при нагреве до 800 °C.
При хромировании образуются карбиды хрома и поверх-
ность приобретает высокую твердость и износостойкость.
Хромирование проводят при нагреве до 1100 °C в течение
8 ч с образованием слоя толщиной 0,25 мм.
306
Часть 5. ЛИТЕЙНОЕ ПРОИЗВОДСТВО
Получение металлических изделий способом литья является
одним из древнейших процессов обработки металлов. Его начало
относят к бронзовому веку, за пять тысячелетий до нашей эры.
Первые отливки изготовляли из сплавов меди - с оловом, цинком,
свинцом. Чугунное литье получило развитие в ХШ веке.
Всемирную известность имеют скульптуры и памятники
мастеров эпохи Возрождения (Донателло, Верроккьо, Челлини,
Гиберти и многих других) и поныне украшающие города Западной
Европы.
Русские мастера-литейщики не уступали в своем творчестве
европейским мастерам. В 1586 г. Андрей Чехов отлил из бронзы
знаменитую «Царь-пушку», украшающую Кремль. В 1736 г. отец
и сын Моторины изготовили прекрасную отливку «Царь-колокол»
массой 200 т. Василий Екимов по проекту скульптора Ивана Мар-
тоса отлил целиком замечательный памятник Минину и Пожар-
скому (рис. 139). Многие известные скульпторы были прекрасны-
ми мастерами-литейщиками. Так Петр Клодт сам отливал конные
статуи для Аничкова моста в Санкт-Петербурге, Этьен Фальконе
готовил литейную форму и руководил отливкой памятника Пет-
ру I «Медный всадник».
В последние годы литейщики завода ЗИЛ в Москве возро-
дили отливку церковных колоколов для Храма Христа-Спасителя
в Москве и готовы отлить новый «Царь-колокол».
Всемирную известность имеет художественное чугунное
литье, получившее развитие на заводах Урала - Каслинское литье.
На Всемирной Парижской выставке 1900 г. получил золотую ме-
даль павильон, целиком изготовленный литьем из чугуна, ныне
украшающий г. Екатеринбург.
Для создания машин, приборов, средств транспорта, быто-
вых устройств, деталей строительных конструкций и т. п. необхо-
димы различные детали сложной конфигурации. Некоторые ме-
таллические изделия получают путем прокатки, ковки, прессова-
ния. Более сложные детали изготовляют на металлообрабатываю-
щих станках резанием, фрезерованием, сверлением и другими
операциями. В отдельных случаях прибегают к помощи сварки
отдельных частей.
307
Рис. 139. Памятник Минину и Пожарскому на Красной площади в Москве
Но во многих случаях более простым способом получения
сложных по форме изделий и более экономичным является отливка
308
изделий в песчаные или металлические формы. При затвердевании
металл приобретает очертания внутренней полости формы. В од-
них случаях литое изделие подвергают механической обработке, в
других получают готовое изделие с высококачественной поверх-
ностью.
Объем фасонных отливок в мире из всех сплавов составляет
в настоящее время более 100 млн т, масса литых деталей достигает
50 % от массы машин. Двигатель внутреннего сгорания состоит, в
основном, из литых деталей. Башни танков, траки гусениц, детали
турбин самолетов, водопроводные трубы, радиаторы отопления и
многое другое - все это литые изделия.
Глава 24. ЛИТЬЕ В ПЕСЧАНЫЕ ФОРМЫ
Этот вид литья является самым распространенным. В песча-
ные разовые формы отливают детали самых различных габаритов
массой от сотен граммов до сотен кг. Процесс отливки в песчаные
формы можно разделить на следующие этапы.
1. Подготовка формовочных смесей.
2. Изготовление моделей и стержней. Стержень - это от-
дельная деталь формы, которая необходима для создания в отлив-
ке внутренних полостей, каналов, отверстий.
3. Создание формы и подготовка ее к заливке.
4. Заливка формы, т. е. литье.
5. Освобождение детали из формы.
6. Конечная обработка.
1. ФОРМОВОЧНЫЕ МАТЕРИАЛЫ
К формовочным материалам, которые называются напол-
нителями или связующими, относятся минеральные и органиче-
ские вещества, используемые для изготовления форм и стержней.
Основными материалами являются песок, глина и отработанные,
т. е. бывшие в употреблении смеси, связующие, добавки.
Пески. Для использования в литейном производстве приме-
няют чистые пески, основной составляющей которых является
кремнезем SiOi- Чистый кремнезем обладает высокой огнеупорно-
стью 1713 °C, прочностью, твердостью, низкой химической актив-
ностью. В природном песке в виде примесей находятся оксиды
309
железа, полевой шпат, слюда. Эти примеси снижают огнеупор-
ность кремнезема, так как они образуют при заливке металла лег-
коплавкие силикатные соединения типа: (SiO2)n FeO; Al2Oj SiO2 и
т. п. В зависимости от содержания примесей и глины пески разде-
ляются на 7 классов. Самый высокий класс присваивается песку с
содержанием глины не более 1 % и кремнезема около 98 %. Квар-
цевые пески содержат менее 2 % глины и от 90 до 97 % кремнезе-
ма. Другие сорта песка (тощие, полужирные, жирные) могут иметь
до 30 % глины. Для повышения качества песка его отмывают от
глинистых и иных включений и получают обогащенный песок
высших марок.
Большое значение имеет и размер зерен песка. По этому по-
казателю пески рассеиваются на 8 групп - фракций. Самая тонкая
фракция (пылевидная) имеет размер зерен около 0,05 мм, самая
крупная (грубая) - 1 мм.
Глины. Глины применяются в качестве связующих добавок
к пескам. При смачивании смеси водой вокруг частиц песка обра-
зуются гидратные оболочки, которые и выполняют роль связую-
щих между зернами. В каолиновых глинах основным минералом
является каолинит: А12Оз'28Юг'2Н2О.
При нагреве в глине происходит постепенное и скачкооб-
разное изменение свойств. При нагреве до 100 °C сцепление меж-
ду частицами возрастает по мере удаления гигроскопической вла-
ги. При более высоких температурах 350-650 °C связующие свой-
ства падают.
Другим сортом глин являются бентонитовые глины, кото-
рые обладают более высокой связующей способностью.
Вспомогательные материалы. В случае необходимости
приготовления более прочной формующей смеси, в особенности
для изготовления стержней, вместо глины в песок добавляют в
небольших (до 6 %) количествах, связующие вещества. Эти веще-
ства должны сообщить формовочной смеси высокую прочность,
текучесть, хорошую газопроницаемость, хорошую выбиваемость,
отсутствие прилипания к моделям.
Связующие добавки разделяют на три класса. В класс А
входят органические материалы, нерастворимые в воде, такие как
олифа, льняное масло, канифоль, синтетические смолы, различные
пеки (продукты нефтепереработки).
310
В класс Б входят органические связующие, растворяющиеся
в воде: синтетические смолы, патока, коллоидные растворы орга-
нических веществ, декстрин. В класс В входят неорганические
вещества, растворимые в воде (жидкое стекло).
2. ПРИГОТОВЛЕНИЕ СМЕСЕЙ
Подготовка материалов
Песок и глину подвергают сушке. Песок сушат в барабан-
ных сушильных печах при 250 °C или в установках кипящего слоя
дымовыми отходящими газами при 1000 °C. После сушки песок
просеивают для удаления комьев, гальки и других посторонних
кусочков.
Глину сушат при 250 °C, затем дробят до крупности 15-25 мм
и размалывают в мельницах до фракции 0,1 мм.
Более экономичным является введение глины в формовочную
смесь не в сухом виде, а в виде суспензии из 40 % глины и 60 %
воды. Такую суспензию готовят в различных смесителях.
Отработанную смесь после выбивки из опок подвергают ре-
генерации и измельчению в гладких валках, затем магнитной се-
парации для удаления металлических остатков.
Смешивание компонентов
Перемешивание осуществляют в смесителях с вертикаль-
ными или горизонтальными катками. На рис. 140 приведена схема
бегунов с горизонтальными катками. В корпусе 1 на вращающем
валу 2 находятся два бегуна 5, с помощью траверсы 3 маятника 4 и
шарниров 6 траверса соединена с катками. При вращении катки
отклоняются к борту корпуса. Смесь поступает в бегуны сверху и
плужками 7 поднимается со дна чаши и попадает под катки, кото-
рые разминают куски и перемешивают смесь. Готовая смесь уда-
ляется через люк 8. Продолжительность одного цикла смешива-
ния - 2*5 мин. После приготовления смесь поступает в бункеры-
отстойники, в которых отстаивается для равномерного распреде-
ления влаги в смеси. На следующем этапе подготовки смесь по-
ступает в аэраторы для разрыхления смеси. Схема аэратора пред-
ставлена на рис. 141. Через загрузочное отверстие 3 смесь падает на
311
Рис. 140. Смешивающие бегуны
с горизонтальными катками:
1 - корпус;
2 - вращающий вал;
3 - траверса;
4 - маятник;
5 - бегуны;
6 - шарниры;
7 - плужки
вращающийся вал 1 с лопастями 2, которые бросают ее на свобод-
но висящие цепи или прутья 4. Смесь разрыхляется и далее посту-
пает на ленту конвейера и в бункеры над формовочными маши-
нами.
Рис. 141. Схема аэратора
312
3. ПРОТИВОПРИГАРНЫЕ ПОКРЫТИЯ
Для улучшения чистоты поверхности отливок на рабочие
поверхности форм и стержней наносят противопригарные покры-
тия - краски. Покрытие представляет собой смесь пылевидного
огнеупорного материала с водой и связующими. Нанесенные слои
краски уменьшают шероховатости форм, закрывают поры между
зернами песка. В результате поверхность отливки получается бо-
лее гладкой и чистой, без пригара.
Формы для чугунного литья покрывают углеродсодержа-
щими покрытиями, состоящими из графита, бентонита, воды и
других веществ.
В противопригарные смеси для стальных отливок входят
пылевидные кварц, циркон, магнезит, а для отливок из цветных
металлов мелкий тальк. Покрытия наносят как на горячие, так и на
холодные формы. Применяют покрытия и для поверхностного мо-
дифицирования и легирования.
4. ПРОИЗВОДСТВО МОДЕЛЕЙ
Для получения отливки жидкий металл заливают в форму.
Внутренние очертания формы соответствуют внешним очертани-
ям отливки. Для того чтобы создать форму, ее набивают из фор-
мовочной смеси вокруг модели. В результате в формовочной сме-
си после выемки модели получают ее отпечаток, соответствую-
щий наружной конфигурации изделия. Отверстия или полости в
детали формируют с помощью стержней. На рис. 142 представле-
на схема литейной формы.
Модель в зависимости от конфигурации отливки может
быть цельной или разъемной. Модель имеет специальные высту-
пающие части - знаки, которые образуют в форме углубления для
установки стержней. Размеры модели должны иметь припуски на
механическую обработку деталей и на усадку металла при кри-
сталлизации, которая для стали составляет около 2 %. Модель
Должна быть легкой и жесткой.
Для единичного и мелкосерийного литья модели делают из
Дерева. Дерево недорогой материал, легкий и достаточно проч-
ный, легко обрабатываемый. Окрашенные деревянные модели
имеют гладкую, чистую поверхность. Недостаток дерева - его гиг-
313
6
Рис. 142. Схема литейной формы:
1,3- нижняя и верхняя полуформы; 2 - центрирующие штыри; 4 - прибыль;
5 - литниковая система; 6 - ковш с металлом; 7 - стержень
роскопичность и недостаточная жесткость. Для изготовления мо-
делей используют сосну, липу, ясень, дуб. Крупные модели дела-
ют из сосны, средние и мелкие - из ольхи; бук и ясень применяют
для производства моделей с повышенной прочностью. Разъемные
модели изготовляют из нескольких отдельных частей, которые
склеивают друг с другом и соединяют шпунтовыми или шиповы-
ми соединениями. Готовую модель окрашивают масляной краской
и покрывают лаком. Для чугунного литья модели окрашивают в
красный цвет, для стального в серый, для цветного в желтый.
На рис. 143 показана деревянная разъемная модель.
Л +0+У
Рис. 143. Разъемная модель:
О - припуск на механическую работу;
У - величина усадки
Металлические модели используют при массовом производ-
стве отливок. По сравнению с деревянными моделями металличе-
ские более долговечны, точны, имеют гладкую рабочую поверх-
ность. Модели выполняют из чугуна, стали, бронзы, реже алюми-
314
ния. Чугунные модели долговечны, имеют хорошую гладкую по-
верхность. Для изготовления небольших сложных отливок с высо-
ким качеством поверхности применяют бронзовые и латунные
модели.
Пластмассовые модели обладают высокой точностью, глад-
кой поверхностью, не подвержены коррозии. Для изготовления
пластмассовой модели сначала изготовляют гипсовую форму, в
которой отливают пластмассовую модель. Для изготовления мо-
делей применяют эпоксидные и формальдегидные смолы, пенопо-
листирол. Крупные модели делают пустотелыми для облегчения.
Для машинной формовки применяют модельные плиты с
одной или несколькими моделями на одной плите. Плиты могут
быть односторонними для раздельной формовки верхней и ниж-
ней полуформ или двухсторонними, когда части модели располо-
жены на обеих сторонах плиты. На рис. 144 показана односторон-
няя модельная плита с прикрепленными к ней модельными вкла-
дышами.
Рис. 144. Модельный комплект:
I - модельная плита; 2 - стол машины; 3 - центрирующий штырь;
4 - модель; 5 - опока
5. СТЕРЖНИ
Если отливка имеет внутренние отверстия или полости, ко-
торые невозможно сформировать с помощью модели, то в эти
315
места устанавливают стержни. На рис. 142 показана отливка дета-
ли с внутренним отверстием. Это отверстие будет образовано
стержнем 7, который вставляется в форму, образовавшуюся после
выемки модели. Стержень удерживается в форме с помощью зна-
ков. Стержни изготавливают отдельно и устанавливают в форму
при ее сборке. Для изготовления стержней применяют смеси из
песка и связующих материалов.
Стержни набивают в специальных стержневых ящиках.
Ящики могут изготовляться из дерева и могут быть неразъемными,
когда набитый в них стержень вытряхивается, или разъемными,
разбирающимися для выемки стержня. На рис. 145 представлен
деревянный разъемный ящик. Стержни набивают вручную, на
встряхивающих машинах, пескострельным способом.
направление
разъема
Рис. 145. Разъемный стержневой ящик: I - стержень
6. ОПОКИ
Набивку формы вокруг модели производят в металлической
раме или опоке. Опоки изготовляют из стали, чугуна или алюми-
ниевых сплавов. Для удержания формовочной земли внутри круп-
ная опока имеет ребра. Как правило, формовку производят в двух
парных опоках. В одной набивают нижнюю часть формы, в дру-
гой - ее верхнюю половину.
Для облегчения выхода газов при заливке металла в форму в
стенках опоки делают вентиляционные отверстия. Опоки соеди-
няются друг с другом центрирующими штырями и скрепляются
скобами, или сверху на опоку ставят груз, чтобы предотвратить
возможный подъем опоки заливаемым металлом. Так как набивка
в опоки формовочной смеси происходит при повышенном давле-
нии, опоки должны быть прочными. На рис. 146 представлена ме-
таллическая литая опока.
316
1
2
Рис. 146. Опока:
1 - внутренние ребра; 2 - цапфы; 3 - приливы для фиксации опоки
7. ЛИТНИКОВЫЕ СИСТЕМЫ
Металл в форму заливают через литниковую систему, пред-
ставляющую собой совокупность каналов, по которым расплав
поступает из ковша в полость формы. Литниковая система должна
обеспечивать непрерывное питание металлом полости формы, не
Допускать разрушения формы, попадания шлака и воздуха.
Литниковая система состоит из литниковой чаши, стояка,
шлакоуловителя, питателей, ее схема показана на рис. 147. Нали-
чие чаши благоприятствует спокойному поступлению струи ме-
талла в отливку без размывания стенок формы. На верхних частях
317
Рис. 147. Схема литниковой системы:
1 - литниковые чаши; 2 - стояк; 3 - шлакоуловитель; 4 - питатели;
5,6- чаши и стояки выпоров (прибылей)
отливки имеют выпоры - каналы для выхода воздуха и газов,
всплывающих неметаллических включений.
8. ПРИБЫЛИ
При затвердевании металла происходит усадка вследствие
того, что плотность твердого металла больше плотности жидкого.
Назначение прибыли - не допустить образования в отливке уса-
дочной раковины или пористости. Прибыли размещают у массив-
ных частей отливки, там где усадка может иметь значительную
величину, чтобы создать направленность затвердевания к прибы-
ли. Открытая прибыль выполняется в виде полости в теле формы.
С одной стороны она сообщается с полостью формы, с другой от-
крыта в атмосферу. Закрытая прибыль не сообщается с атмосфе-
рой. При полном заполнении формы металл заполняет объем при-
были, и усадочные явления происходят не в рабочем объеме от-
ливки, а в объеме прибыли.
9. ФОРМОВКА
Различают формовку вручную и на машинах.
Ручная формовка применяется при изготовлении мелких от-
ливок, небольших партий или при производстве крупных отливок,
318
формы для которых трудно или невозможно производить машин-
ным методом. На рис. 148 показана отливка а, полученная ручной
формовкой. На модельную плиту 4 устанавливают нижнюю поло-
вину модели 3 и нижнюю опоку 2 рабочей плоскостью вниз (б). На
модель наносят слой облицовочной смеси толщиной до 100 мм, за-
Рис. 148. Схема ручной формовки
тем опоку заполняют формовочной смесью и уплотняют ручной
или пневматической трамбовкой. В форме делают наколы для от-
вода газов 1. Опоку поворачивают на 180 °C, располагают на мо-
дельной плите и устанавливают верхнюю половину модели 7, ус-
танавливают модели литниковой системы, стояка 5, прибылей,
выпоров 6 и др. частей. Устанавливают верхнюю опоку 8, соеди-
нение опок фиксируют с помощью штырей; модель покрывают
облицовочной смесью и производят набивку верхней опоки. Сни-
мают верхнюю опоку и извлекают из полуформ обе половинки
модели отливки и литниковой системы (в). Если модель отливки
пустотелая, то в нижнюю опоку устанавливают стержень 9 и уже
потом закрывают нижнюю часть формы верхней. Скрепляют опо-
ки друг с другом и форма готова к заливке (г).
Для изготовления крупных отливок массой в сотни тонн
формовку производят в ямах-кессонах в полу цеха. На дно кессона
засыпают постель из крупного шлака, затем закрывают слоем со-
ломы, устанавливают вентиляционные трубы для отвода газов,
потом засыпают слой уплотнительной смеси и на нее уже кладут
облицовочную смесь, устанавливают модель и производят даль-
нейшую засыпку формовочной смеси с соответствующей трам-
бовкой. Если форма предполагает разъемную модель, то после
319
набивки смеси вокруг нижней части модели устанавливают верх-
нюю половину модели, литниковую систему и опоку. Набивают
смесь вокруг верхней половины модели, затем снимают верхнюю
полуформу и извлекают всю модель.
На рис. 149 показана схема формовки в яме.
Рис. 149. Схема формовки в яме:
I - литниковая чаша; 2 - выпор; 3 - опока; 4 - полость формы;
5 - постель; 6 - формовочная смесь
10. МАШИННАЯ ФОРМОВКА
Механизированная формовка производит уплотнение смеси
и удаление модели из формы. Этот способ формовки улучшает
качество уплотнения, повышает точность получаемых размеров
отливки, увеличивает производительность труда.
Процесс машинной формовки состоит из следующих опера-
ций: подача формовочной смеси в бункеры над машинами, уста-
новка модельной плиты и опоки на столе машины, заполнение
опоки смесью, уплотнение смеси, выемка модели, съем формы
или полуформы с машины, отделка формы, сушка формы (если
необходимо), сборка формы и подготовка к заливке.
Рассмотрим некоторые типы формовочных машин.
1. Прессовые с давлением прессования 0,5-1,0 МПа. На
рис. 150 показана схема прессовой машины с верхним прессова-
нием. Модельную плиту 2 с моделью 3 укрепляют на столе 1. Ус-
танавливают опоку 4 с наполнительной рамкой 5, засыпают фор-
мовочную смесь. Стол с опокой поднимается и прессующая ко-
лодка 6 входит внутрь наполнительной рамки и уплотняет смесь.
320
Рис. 150. Схема машины с верхним прессованием
Для такого способа прессования высота опоки должна быть не бо-
лее 250 мм. Однако при увеличения давления прессования более
2 МПа можно получать формовки и в более высоких опоках, при
этом получают более точные формы, смесь уплотняется сильнее,
повышается ее теплопроводность и в связи с этим отливка остыва-
ет быстрее.
2. Встряхивающие машины. Это наиболее распространен-
ные формовочные машины. Схема такого устройства представле-
на на рис. 151. На столе машины 3 установлена плита с моделью 2.
Рис. 151. Схема работы встряхивающей машины
На плиту устанавливают опоку 1 и заполняют ее формовочной
смесью. В пневматический цилиндр с поршнем 4 впускается под
давлением воздух 4-5 атм. Стол поднимается на 30-80 мм, при-
321
поднимая форму. Потом воздух из цилиндра выпускается, стол
падает вместе с формой. Под действием силы тяжести и инерции
смесь в форме уплотняется. Таких встряхиваний происходит око-
ло 30-50 в мин.
3. Пескометные машины. Они применяются для изготовле-
ния крупных форм. В такой машине имеется пескометная головка,
представляющая собой устройство с вращающимся с большой
скоростью до 1500 об/мин ротором. Внутрь головки подают фор-
мовочную смесь. Благодаря вращению ротора из корпуса головки
выбрасывается струя смеси, которая направляется в опоку с мо-
делью. При неподвижной опоке пескомет перемещается над опо-
кой, при неподвижном пескомете перемещается опока. Такой спо-
соб набивки опок применяется при изготовлении средних и круп-
ных изделий.
4. Пескодувные и пескострельные машины (для изготовле-
ния стержней). В таких машинах формовочную смесь вдувают в
опоку воздухом под большим давлением. Давление атмосферы
уплотняет смесь. В основном этот метод применяется для изго-
товления стержней. Стержневые ящики (опоки), в которых нахо-
дится модель стержня, выполняются закрытыми, имея только вхо-
ды для подачи смеси и каналы для выхода воздуха.
Для производства тысяч отливок в сутки, например, на ав-
томобильных заводах или других машиностроительных производ-
ствах в литейных цехах работают автоматизированные формовоч-
ные линии, в которых отсутствуют ручные операции. Такие линии
могут быть однопозиционными, когда все операций формовки
осуществляются последовательно: обдувка модели воздухом, по-
дача смеси в опоку, уплотнение, снятие опоки и т. д. Существуют
и многопозиционные карусельные машины, которые имеют не-
сколько позиций, на которых одновременно выполняются различ-
ные технологические операции.
На рис. 152 приведена схема автоматической однопозици-
онной проходной встряхивающей машины.
Пустые опоки 1 по рольгангу 2 подаются на машину. Опока
толкателем перемещается на подъемный стол 3. На встряхиваю-
щий стол устанавливается модельная плита 8 с моделью. Пустая
опока наезжает на модельную плиту и опускается на нее, из доза-
тора 5 через воронку 4 происходит заполнение опоки формовочной
смесью. Для этого дозатор, заполненный смесью из бункера 6, вместе
322
Рис. 152. Автоматическая однопозиционная проходная встряхивающая
формовочная машина
с траверсой 7 перемещается по направляющей влево и устанавлива-
ется над опокой. Засыпается отмеренная порция формовочной
смеси. Затем начинается процесс встряхивания и уплотнения фор-
мы. Затем прессовый поршень 9 поднимает стол с опокой и про-
исходит подпрессовка верхнего слоя формовочной смеси. Далее
модельная плита вместе с моделью опускается, модель выходит из
опоки, и опока с готовой формой переходит на приемный стол.
Кантователь 10 поворачивается на 180 0 и ставит полуформу на
приемный рольганг 11.
11. ЗАЛИВКА ФОРМ
Перед заливкой металла в форму ее собирают. Сначала сжа-
тым воздухом из формы выдувают пыль и сор. Устанавливают
стержни. Нижнюю полуформу накрывают верхней. Опоки скреп-
ляют друг с другом или на верхнюю опоку устанавливают груз,
после чего форма готова к заливке.
Заливка в зависимости от технологического процесса произ-
водства отливок может производиться в неподвижную форму или
форму, движущуюся по конвейеру. На движущемся конвейере за-
ливку осуществляют со специальной платформы, которая движет-
ся синхронно и параллельно с конвейером. Жидкий металл зали-
вают в форму из литейных ковшей, как правило, чайникового типа
Или через заливочно-дозирующие устройства.
323
В зависимости от размера отливаемых деталей ковши имеют
емкость: ручные до 60 кг, монорельсовые до 1 т, крановые 3-
100 т. На рис. 153 представлена схема поворотного ковша ручного
типа. Ковш подвешен на траверзе подъемного устройства, которое
перемещает ковш от плавильной печи к участку заливки. Ковщ
имеет носок 1, через который струя металла поступает в форму.
Наклон, поворот ковша осуществляется с помощью ручного
штурвала 2 с червячным самотормозящимся механизмом 3. Для
того чтобы задержать при разливке шлак и не допустить попада-
ния его в форму, перед носком в ковше устанавливают перегород-
ку, задерживающую шлак.
На рис. 154 представлена схема стопорного ковша. Такие
ковши могут иметь значительную емкость. В днище ковша уста-
новлен стопорный стакан с отверстием 2, на стопорном стержне 3,
Рис. 153. Литейный ковш Рис. 154. Литейный ковш
чайникового типа стопорного типа
защищенном от воздействия расплава огнеупорными стопорными
катушками, на конце навинчивается стопорная пробка 1, доста-
точно плотно притертая к стопорному стакану. При нижнем по-
ложении стопорное отверстие плотно закрыто и не допускает вы-
текания жидкого металла. При подъеме стопорного стержня вверх,
324
который осуществляется вручную с помощью рычажного меха-
низма 4, открывается проход для расплава, и металл поступает из
ковша в форму. При разливке из стопорного ковша в форму по-
ступает струя металла без шлака, так как шлаковый слой распола-
гается над металлом. Еще более совершенным является ковш с
шиберным затвором, располагающимся под днищем ковша. Осно-
вой шиберного затвора являются две огнеупорные плиты, одна из
которых неподвижная, другая подвижная. В одном положении
отверстия в плитах не сообщаются друг с другом и затвор в этом
случае закрыт, в другом случае отверстия сообщаются друг с дру-
гом и затвор открыт. Подробнее об устройстве такого ковша ска-
зано в разделе сталеплавильного производства (разливка стали).
При производстве мелкого литья на конвейере металл из печи вы-
пускают в раздаточный ковш большой емкости, а из него уже по
мере надобности переливают в разливочные небольшие ковши.
Небольшие ковши емкостью до 500 кг футеруют обмазкой
огнеупорным составом из кварцевого песка и глины или из квар-
цевого и шамотного порошка и глины. Ковши большей емкости
футеруются шамотным кирпичом.
Автоматические заливочно-дозирующие устройства.
Эти устройства одновременно выполняют заливку металла и
дозирование порции расплава. В электромеханических устройст-
вах дозирование порций металла регулируют наклоном ковша или
открыванием стопора или шибера. В пневматических устройствах
порцию расплава вытесняют из промежуточного ковша-копиль-
ника сжатым воздухом. Изменяя давление газа, регулируют объем
заливаемого в форму металла, рис. 155.
Рис. 155. Заливочно-дозирующиЙ
агрегат с пневмоустройством
для выдачи порции металла
Большое значение при заливке металла имеет температура
Расплава. Заливаемый в формы металл всегда перегрет над темпе-
ратурой ликвидуса, т. е. температурой начала кристаллизации. Ве-
325
личина перегрева зависит от его влияния на структуру и механи-
ческие свойства готового металла, от толщины стенок и размера
отливки, свойств материала формы, жидкотекучести сплава. Ос-
новное требование состоит в том, чтобы расплав заполнил все по-
лости формы. Для низкоуглеродистых и углеродистых сталей дос-
таточен перегрев в 30-60 °C, для тонкостенных отливок он увели-
чивается до 100 °C, еще выше перегрев для высоколегированных
сталей. В среднем температура заливки стали изменяется от
1520 °C до 1620 °C.
При отливке чугунных деталей температура разливки 1300-
1450 °C, перегрев составляет сотни градусов; при отливке деталей
из ковкого и высокопрочного чугуна перегрев выше на 60-70 °C.
Латунные и бронзовые отливки отливают из металла, перегретого
на 100-200 °C при 1000-1200 °C, а алюминиевые и магниевые
сплавы при 700-800 °C.
12. ОХЛАЖДЕНИЕ ОТЛИВОК И ИХ ОБРАБОТКА
После окончания заливки отливка охлаждается в форме.
Время охлаждения определяется процессами затвердевания ме-
талла, видом сплава, массой отливки, толщиной сечений. Стальные
отливки охлаждают в форме до 500-700 °C, чугунные до 400-
500 °C, отливки из цветных сплавов до более низких температур.
Для выбивки отливки форму устанавливают на выбивную
решетку, которая приводится в движение механизмом и совершает
колебательные движения вверх и вниз. В каждом цикле колебаний
форма подбрасывается вверх и при падении ударяется об опорную
раму. При ударе набивная масса высыпается, и отливка освобож-
дается от набивной смеси. На конвейерных линиях отливки вы-
давливаются из формы, а потом освобождаются от остатков земли
на выбивных решетках. Остатки стержней либо вырубают из от-
ливок пневмозубилами или удаляют на специальных вибрацион-
ных машинах или электрогидравлических установках.
Прибыли и литники отделяют от отливки зубилами, абра-
зивными кругами, ленточными пилами или с помощью газовой,
электродуговой резки.
Для очистки поверхности отливок применяют метод бара-
банной очистки. В барабан вместе с отливками иногда загружают
звездочки из чугуна. При вращении барабана отливки трутся друг
326
о друга и о звездочки, при этом удаляется прилипшая к отливкам
формовочная смесь.
Другим способом очистки является дробеструйная или дро-
беметная очистка. На поверхность отливки подается под давлени-
ем струя воды или воздуха совместно с чугунной дробью. Опера-
цию проводят в барабанах или в специальных камерах. Очистка
может производиться периодически или в камерах непрерывного
действия. Мелкие отливки очищают вибрационным методом. От-
ливки и абразивный наполнитель загружают в контейнер и под-
вергают встряхиванию с частотой до 3000 колебаний в мин.
Окончательную зачистку поверхности производят с по-
мощью абразивных кругов, а небольшие отливки зачищают на
шлифовальных станках.
Литые детали имеют крупнозернистую структуру, высокую
твердость, низкие прочностные свойства.
Для получения необходимой структуры и свойств отливки
подвергают термической обработке: отжигу, нормализации, закалке.
Глава 25. ВИДЫ ЛИТЬЯ
1. ЧУГУННОЕ ЛИТЬЕ
Чугун является самым распространенным материалом для
изготовления фасонных отливок. Чугунные отливки составляют
75-80 % от общего количества отливок.
До 80 % чугунных отливок составляют отливки из конст-
рукционного серого чугуна, который содержит 2,4-3,6 % углеро-
да, 0,5-3,0 % кремния, 0,2-1,0 % марганца. Простые чугуны име-
ют временное сопротивление разрыву около 150 МПа и твердость
160-230 НВ, чугуны повышенной прочности имеют предел ав до
340 МПа и твердость до 270 НВ. Для повышения свойств чугуна
применяют модифицирование.
Модифицирование позволяет получать наиболее благопри-
ятную кристаллическую структуру с мелкими включениями гра-
фита. В качестве модификаторов используются ферросилиций,
различные сплавы, содержащие Са, Mg, Ba, РЗМ, Мп. Модифика-
торы вводят в виде кусочков 1-5 мм в струю чугуна при его вы-
пуске из печи в ковш. Высокие механические свойства модифици-
рованного чугуна достигаются благодаря снижению расчетного
327
содержания углерода и кремния, повышением содержания мар-
ганца, высоким перегревом чугуна. Магниевые чугуны отличают-
ся высокой пластичностью.
Для отливок ответственного назначения применяют легиро-
ванные чугуны, содержащие повышенные концентрации Сг, Мп,
Ni, Mo, V, Си, Ti. Легирование повышает механические свойства,
коррозионную стойкость, износостойкость, жаростойкость. Кор-
розионно-стойкие чугуны для аппаратов химической промышлен-
ности содержат до 35 % хрома. Немагнитные чугуны содержат
14-33 % Ni и 2-8 % Сг.
Особый класс занимают отливки из ковкого чугуна, приме-
няемые в сельскохозяйственных машинах, автомобилях, тракторах
в виде мелких тонкостенных отливок. Эти чугуны имеют сопро-
тивление до 780 МПа и относительное удлинение от 1,5 до 10 %
при твердости 100-320 НВ.
Ковкие чугуны получают длительным отжигом отливок из
белого чугуна. В белом чугуне в среднем содержится от 2,2 до
3,2 % углерода, 0,7-1,4 % кремния, 0,3-0,7 % марганца.
В ковком чугуне графит находится в виде хлопьев, отсутст-
вуют включения графита пластинчатой формы, нет структурно-
свободного цементита. Одной из операций получения ковкого чу-
гуна является длительный отжиг изделия до 60 ч. При отжиге
происходит поверхностное обезуглероживание, для чего отливки в
контейнере пересыпают железной рудой, при этом благодаря
диффузии углерода из центра к поверхности происходит общее
уменьшение концентрации углерода.
Отливки из высокопрочного чугуна с шаровидным графи-
том. Такие чугуны получают модифицированием Mg, Се, Са и
другими элементами. Высокопрочный чугун применяют для дета-
лей металлургического оборудования, коленчатых валов различ-
ных двигателей и других деталей. Выскопрочный чугун имеет
предел прочности до 1170 МПа.
Основным модификатором является магний. Так как магний
на воздухе воспламеняется, то введение магния проводят при по-
вышенном давлении в автоклаве, рис. 156. Ковш 3 устанавливают
в камере 4 и напускают сжатый воздух до давления 0,6 МПа. По-
том в ковш с помощью устройства 2 опускают контейнер 1 с пор-
цией магния. Растворение магния продолжается около 10 мин.
328
J
Рис. 156. Автоклав для модифицирования чугуна
Второй способ введения магния на воздухе осуществляют с
помощью лигатуры. Применяют Ni-Mg-Ce лигатуры с содержани-
ем 15% Mg и 5% Се, а также лигатуры Fe-Si-Mg. Лигатуру вводят
либо в ковш с чугуном, либо в литейную форму, помещая ее в
литниковой системе.
Одним из условий получения высокопрочного чугуна явля-
ется пониженное менее 0,02 % содержание серы.
Традиционно чугуны выплавляют в вагранках. Прогрессив-
ным способом плавки чугуна для литья является выплавка чугуна
в индукционных и дуговых электропечах. Тигли для плавки на-
бивные из молотого кварцита с добавкой борной кислоты. В каче-
стве шихты используют либо чушковый доменный чугун, чугун-
ные отходы, либо выплавляют синтетический чугун из стальных
329
отходов с науглероживателем в виде графита, электродных от-
ходов.
2. СТАЛЬНОЕ ЛИТЬЕ
Сталь используют для деталей, которые должны быть проч-
ными и обладать хорошими пластическими свойствами, быть на-
дежными и долговечными в эксплуатации. Стальное литье произ-
водят практически из всех известных марок сталей, преимущест-
венно на 70 % из конструкционных улеродистых и низколегиро-
ванных сталей, а так же из сталей со специальными физическими,
химическими свойствами.
В некоторых областях машиностроения стальные отливки
составляют по массе до 60 % от веса машины, например, теплово-
зы. В энергетике освоена отливка стальных рабочих колес турбин
массой до 85 т. Большое значение имеют литые детали из марган-
цовистой стали, обладающей повышенным сопротивлением изно-
су. Из таких сталей отливают траки гусеничных машин, режущие
части землеройных машин, драг, экскаваторов, стрелочные детали
железнодорожного, трамвайного транспорта и т. п.
По литейным свойствам сталь уступает чугуну (жидкотеку-
честь стали примерно в два раза ниже жидкотекучести чугуна),
однако, из нее можно получать достаточно сложные отливки. С
увеличением содержания углерода текучесть стали возрастает.
Необходимо учитывать высокую усадку стальных изделий, при-
мерно в два раза превышающую усадку чугунных изделий. По-
этому при изготовлении форм для стальных отливок прибыльные
части имеют значительный объем, до 50 % от объема отливки.
Литниковые системы должны быть по возможности короткими и
иметь большее сечение по сравнению с формами для чугунного
литья.
Особые трудности возникают при литье из высоколегиро-
ванных сталей, склонных к образованию трещин. Поэтому формо-
вочные материалы и сами формы должны иметь большую подат-
ливость, необходимо учитывать также возможное взаимодействие
металла с материалом формы, и в некоторых случаях приходится
заменять кварцевый песок на хромомагнезит и другие более ус-
тойчивые материалы.
330
3. ОТЛИВКИ ИЗ ЦВЕТНЫХ СПЛАВОВ
Медные сплавы.
Широкое распространение имеют сплавы на основе меди -
бронзы и латуни. Бронзовые и латунные детали имеют высокую
износостойкость, коррозионную стойкость, антифрикционные
свойства, декоративные качества.
Бронзы могут быть оловянными и безоловянными. В оло-
вянных бронзах содержание олова составляет 9-11 %, либо от 2 до
6 % с добавками 3-6 % свинца и цинка до 15 %. Безоловянные
бронзы содержат от 8 до 11 % алюминия и легирующие элементы
в виде железа, марганца и др. Эти бронзы имеют высокую стой-
кость в морской воде и в других агрессивных средах. Из них изго-
товляют гребные винты судов, детали оборудования, соприка-
сающиеся с морской водой, корпуса насосов, вентилей и кранов
трубопроводного оборудования. Оловянные бронзы с содержани-
ем до 20 % олова применяют для отливки колоколов. Широкое
применение бронза получила в художественном литье с античного
до нашего времени. Известные скульптуры Древней Греции, эпохи
Возрождения и русского искусства - памятник Пушкину, группы
коней Клодта, современные работы скульпторов Шемякина, Цере-
тели украшают Москву, Санкт-Петербург и другие города мира.
Латуни. Сплавы меди с цинком с добавлением Al, Мп, Fe и
других элементов. Содержание цинка в латуни 4-40 %. Из латуни
изготовляют втулки, подшипники, детали арматуры в приборо- и
машиностроении.
Латуни имеют высокие литейные свойства, хорошую корро-
зионную стойкость, жаростойкость, они дешевле бронз.
Для плавки медных сплавов применяют электрические ин-
дукционные печи одноканальные с железным сердечником, а так-
же тигельные индукционные. На рис. 157 представлена схема ин-
дукционной печи промышленной частоты тигельного типа. Для
предотвращения окисления сплавов и поглощения газов плавку
производят в вакуумных индукционных печах.
Для защиты от окисления при плавке на воздухе на поверх-
ности расплава создают слой из древесного угля или различных
флюсов. Для рафинирования сплавов в жидком состоянии прово-
дят продувку нейтральным газом, вакуумную обработку, фильтро-
вание через зернистые фильтры.
331
Рис. 157. Схема индукционной печи промышленной частоты:
1 - кожух; 2 - футеровка тигля; 3 - электропитание индуктора; 4 - рама
Алюминиевые сплавы.
Отливки из алюминиевых сплавов отличаются высокой
прочностью при малой массе, высокой коррозионной стойкостью,
хорошими литейными свойствами.
В первую очередь следует сказать о сплавах алюминия с
кремнием - силуминах, содержащих от 6 до 13 % кремния. Эти
сплавы широко используются в авиационной, автомобильной, су-
достроительной, электротехнической промышленности.
Сплавы второй группы - силумины, легированные медью,
магнием, марганцем, применяют для изготовления деталей с по-
вышенной прочностью и твердостью, жаропрочностью. Из них,
например, изготовляют автомобильные и тракторные поршни в
двигателях и другие детали. Известны в промышленности сплавы
алюминия с медью или с магнием.
При выплавке алюминиевые сплавы весьма склонны к окис-
лению и насыщению водородом. Если не проводить специальных
операций по рафинированию расплавов, то отливки могут быть
поражены газовой пористостью, неметаллическими включениями,
снижающими их свойства.
332
Рафинирование производят продувкой аргоном, азотом, ак-
тивными газами - хлором, смесями азота с хлором, солями ZnClj,
МпС12. Весьма эффективна вакуумная обработка.
Хорошо очищает сплавы от включений фильтрование через
сетчатые, зернистые или пористые керамические фильтры. Сетча-
тые фильтры изготавливают из стеклоткани с размером пор до
0,5 мм. Они устанавливаются в литниковых чашах или в шлако-
уловителях. Еще более эффективными являются зернистые или
пенокерамические фильтры с диаметром пор 0,15-0,2 мм, которые
обеспечивают удаление включений размерами более 0,01 мм.
Для получения мелкозернистой структуры силуминов про-
изводят модифицирование сплавов с помощью Na, Sr в смеси со-
лей хлористого и фтористого натрия.
Большую часть алюминиевых отливок получают литьем под
давлением в металлические формы. При литье в песчаные формы
применяют мелкозернистый песок.
Глава 26. СПЕЦИАЛЬНЫЕ ВИДЫ ЛИТЬЯ
1. ЛИТЬЕ В ОБОЛОЧКОВЫЕ ФОРМЫ
В оболочковые формы отливают преимущественно детали
массой до 200 кг при крупносерийном производстве. Преимуще-
ством этого вида литья является гладкая поверхность форм и
стержней, обеспечивающая высокое качество поверхности отли-
вок. Оболочки имеют большую жесткость, что обеспечивает точ-
ность размеров детали.
Оболочковые формы имеют толщину до 20 мм. Они состоят
из двух полуформ, склеиваемых друг с другом или соединяемых с
помощью струбцин. Материалом для оболочки служит мелкозер-
нистый кварцевый песок и связующее в виде специальной термо-
реактивной смолы с добавками уротропина - пульвербакелита.
При нагреве до 120 °C смола плавится и покрывает поверхность
зерен песка клейкой пленкой. При дальнейшем нагреве до 250 °C
смолы затвердевают и получается прочная форма. Для изготовле-
ния формы сначала приготавливают смесь холодным или горячим
способом. При холодном приготовлении смолу растворяют в
спирте или ацетоне и смешивают с песком. Смесь при непрерыв-
333
ном перемешивании продувают воздухом для испарения раство-
рителя и разминают до получения однородной массы.
При горячем приготовлении нагретый до 150 °C песок за-
мешивают со смолой, добавляют уротропин, перемешивают, по-
том смесь разминают до однородного состава.
Для изготовления форм применяют чугунные или алюми-
ниевые модели. Модели нагревают до 250 °C и покрывают разде-
лительным составом из пульверизатора, затем модель обсыпают
формовочной смесью. В течение 10-20 с смесь прогревается и об-
разует оболочку толщиной до 15 мм, остальная часть смеси обсы-
пается с поверхности модели. Затем для окончательного затверде-
вания модель с оболочкой помещают в электрическую печь при
температуре 350 °C, где окончательно происходит затвердевание
оболочки. Потом оболочку в виде полуформы снимают с модели.
Устанавливают стержни и соединяют две полуформы. Форму по-
мещают в короб и снаружи засыпают песком или чугунной
дробью для закрепления. При заливке металла оболочка прогрева-
ется. При температуре свыше 400 °C связующее разлагается и
оболочка постепенно разрушается, отливки легко освобождаются
от остатков формовочного материала.
В оболочковых формах отливают сложные тонкостенные
отливки, например, ребристые цилиндры для мотоциклов, колен-
чатые валы для автомобильных моторов.
2. ЛИТЬЕ ПО ВЫПЛАВЛЯЕМЫМ МОДЕЛЯМ
Сущность этого способа литья состоит в отливке сложных
по конфигурации и внутренним полостям деталей с небольшой
толщиной стенок в тонкостенные формы (керамические, оболоч-
ковые), изготовленные с использованием моделей. Этот метод по*
зволяет практически из любых сплавов получать очень сложные
отливки с тонкими стенками с высоким качеством поверхности,
минимальными припусками на обработку, возможностью созда-
ния сложных конструкций, объединяющих несколько деталей-
Возможно получение деталей со стенками толщиной от 0,6 мм и
размерами до 1 м, массой от нескольких граммов до десятков кг-
Таким способом получают детали турбинных лопаток из жаро-
прочных сплавов, в частности, для реактивной авиации, которые
плохо обрабатываются резанием, колеса насосов из коррозионно-
334
стойких сплавов, постоянные магниты с ориентированной кри-
сталлической структурой. Этот вид литья широко используется в
серийном, массовом производствах.
Материалом для моделей служат легкоплавкие органические
материалы, используют смеси парафина, стеарина, различных
восков с добавками органического происхождения.
На рис. 158 приведена схема литья по выплавляемым моде-
лям. В металлическую пресс-форму 1 заливают жидкий модель-
ный состав или запрессовывают воздухом пастообразный состав.
Получают модель 2.
Рис. 158. Схема процесса литья по выплавляемым моделям
335
После затвердевания модели 3 ее извлекают из формы и со-
единяют с моделями литниково-питающей системы в блок 4. В
массовом производстве изготовляют одновременно несколько мо-
делей и соединяют их в общий блок с одной литниковой системой.
Для получения оболочковой формы модельный блок погружают в
огнеупорную суспензию (а), создающую оболочку. Затем оболоч-
ку формы обсыпают песком в псевдоожиженном слое (б), далее
сушат на воздухе (в). Затем на блок наносят второй и последую-
щие слои с обсыпкой песком каждого слоя. Так повторяют 4-6
раз. После сушки последнего слоя модель вытапливают в баке с
горячей водой или в расплаве модельной массы (г). В последнее
время вытапливание моделей производят в автоклаве при давле-
нии до 1 МПа горячим паром. Затем оболочковую форму сушат на
воздухе, помещают в опоку, засыпают снаружи опорным кварце-
вым песком (д) и обжигают в печи при 1000 °C. Жидкий металл
заливают в нагретую форму. Для стальных отливок форму нагре-
вают до 700 °C, для жаропрочных сплавов до 900 °C, для медных
сплавов до 700 °C (е). Очистку литья производят вибрационным
способом электрогидравлической выбивкой. Остатки формовоч-
ной смеси из внутренних полостей удаляют механическим путем
или химической очисткой в горячих водных щелочных растворах,
нагретых до 150 °C.
3. ЛИТЬЕ В МЕТАЛЛИЧЕСКИЕ ФОРМЫ - КОКИЛИ
Особенностью этого способа литья является то, что кокиль
используется многократно. Для формирования внутренних полос-
тей используются разовые стержни из формовочных масс.
Перед заливкой металла кокиль изнутри окрашивается спе-
циальной краской, состав которой определяется видом сплава. Та-
ким способом отливают чугунные, стальные детали и детали из
медных, алюминиевых и магниевых сплавов. В одном кокиле
можно получать несколько сотен отливок. Практически все опера-
ции механизированы и автоматизированы. Вследствие быстрого
затвердевания отливки имеют мелкозернистую структуру, высо-
кую точность размеров и чистую поверхность, не требующую
дальнейшей обработки. Масса кокильных стальных отливок мо-
жет достигать 5 т.
336
Кокили могут быть разъемными и неразъемными. Кокиль-
ное литье имеет существенные экономические преимущества пе-
ред литьем в песчаные формы: сокращаются затраты труда на
изготовление форм, выемку отливок, их очистку. Кокили могут
быть изготовлены методом литья, для производства сложных и
точных деталей - механической обработкой заготовок.
4. ЛИТЬЕ ПОД ДАВЛЕНИЕМ
В этом способе металлическую пресс-форму под давлением
заполняют расплавом. Таким способом получают сложные тонко-
стенные отливки из сплавов алюминия, цинка, меди. Литье произ-
водится на машинах под давлением до одного МПа с подачей ме-
талла со скоростью до 160 м/с. Можно получать очень сложные
детали со стенками толщиной 1-7 мм, точными размерами (1-3
класс точности), с чистой поверхностью и готовыми отверстиями
диаметром до 1 мм или с резьбой. Основную массу изделий со-
ставляют детали из цинковых, алюминиевых и медных сплавов
для точного приборостроения, автомобильной и электротехниче-
ской промышленности и бытовой техники. Таким образом отли-
вают, например, корпуса карбюраторов, картеры водяного и мас-
ляного насосов и другие детали двигателей. Отливка производится
на специальных машинах. Металлическая пресс-форма состоит из
двух частей, прижимаемых друг к другу. Перед заливкой поверх-
ность пресс-формы и камеры прессования смазывают. В камеру
прессования заливают порцию сплава.
На рис. 159 приведена схема машины для отливки под дав-
лением с горизонтальной холодной камерой прессования. Жидкий
Рис. 159. Схема машины литья под давлением
337
металл мерной ложкой или с помощью автоматического дозатора
заливают в камеру прессования 1 и металлическим плунжером 2
запрессовывают в пресс-форму 3. Пресс-форма состоит из под-
вижной половины 4 и неподвижной 5. Извлечение отливки произ-
водится толкателем 6. Отливки выталкиваются из пресс-формы,
падают в коробку и по конвейеру подаются в отделение обрезки и
отделки. В настоящее время работают автоматизированные ком-
плексы по безлюдной технологии.
5. ЦЕНТРОБЕЖНОЕ ЛИТЬЕ
В этом способе литья металл заливают во вращающуюся
форму. Под действием центробежной силы металл заполняет по-
лости формы, устраняется пористость, повышается плотность ме-
талла отливки. Из-за повышенного давления расплава тормозится
усадка. При центробежном литье отливка затвердевает быстрее,
чем при обычном, структура получается более измельченной. На
рис. 160 представлены схемы отливки полых деталей при горизон-
тальной оси вращения - отливка труб, втулок, гильз и т. п.
Рис. 160. Схемы центробежного литья
После затвердевания и частичного охлаждения отливки
вращение останавливают, отливку извлекают и окончательно
охлаждают. При этом способе литья не требуются стержни, не
расходуется металл на литниковые системы.
В машинах центробежной отливки производят чугунные во-
допроводные трубы диаметром до 300 мм и канализационные чу-
гунные трубы диаметром до 1800 мм и длиной до 6 м. Например»
для чугуна при внутреннем радиусе 250 мм скорость вращения
338
равна 350 об/мин. Центробежным способом получают отливки из
тугоплавких сплавов титана, ниобия, а также тонкостенные худо-
жественные и ювелирные изделия из бронз, латуней, золота, се-
ребра.
6. ЭЛЕКТРОШЛАКОВОЕ ЛИТЬЕ
В этом способе жидкий металл наплавляют путем расплав-
ления электрода в металлической форме под слоем шлака. В каче-
стве формы используют медный водоохлаждаемый кристаллиза-
тор. В него заливают шлак, опускают в шлак электроды и вклю-
чают ток. Состав электродов соответствует составу отливки.
При прохождении тока через слой шлака происходит разо-
грев шлака. Выделяющаяся теплота обеспечивает плавление элек-
тродов. На дне и стенках кристаллизатора нарастает слой закри-
сталлизовавшегося металла, который постепенно утолщается. При
этом над твердым металлом все время находится жидкая ванна,
закрытая шлаком. После заполнения всего кристаллизатора плавку
прекращают. Внутренние полости в отливках выполняют с по-
мощью водоохлаждаемых металлических стержней. Наличие
жидкого рафинирующего шлака, через который проходят капли
металла, создает благоприятные условия для очищения металла от
серы, неметаллических включений. Отливки получаются плотны-
ми, без усадочной раковины, практически отсутствует ликвацион-
ная неоднородность. Поверхность отливки благодаря шлаковой
рубашке между затвердевающим металлом и кристаллизатором
получается гладкой.
Электрошлаковым литьем получают прокатные валки, бан-
дажи цементных печей диаметром до 6 м, коленчатые валы судо-
вых двигателей, ответственные детали арматуры электростанций,
отливки роторов турбин и турбогенераторов и др.
339
Часть 6. СВАРКА И ПАЙКА
С помощью сварки или пайки выполняется надежное, проч-
ное и долговечное соединение друг с другом различных металли-
ческих конструкций, элементов деталей, создание корпусов мор-
ских и речных судов, гражданских и военных транспортных
средств, автомобилей, танков, резервуаров для хранения различ-
ных нефтепродуктов, химических реакторов, трубопроводов, же-
лезнодорожных путей, мостов - примеры можно продолжать бес-
конечно.
Сварка является незаменимым способом получения проч-
ных неразъемных соединений. Сваривают не только металлы, но и
стекло, пластмассы, керамические материалы. Сварка осуществля-
ется на поверхности земли, в воде, в космосе. Сварка успешно за-
менила соединение частей с помощью заклепок или винтовых со-
единений. Особенно важную роль сварка играет в строительстве,
создании трубопроводного транспорта, агрегатов химической
промышленности.
Самый распространенный вид сварки - это сварка плавле-
нием, когда между соединяемыми частями создается жидкая ванна
из подобного металла, которая подплавляет кромки соединяемых
частей, и после затвердевания возникает сварной шов, неразрывно
соединяющий части друг с другом.
Другой вид соединения частей изделий - пайка. При пайке
между частями изделий вводится слой жидкого вещества - при-
поя, температура плавления которого ниже, чем соединяемых ме-
таллов. В отличие от сварки при пайке плавится только припой, а
основной материал не доводится до плавления. Припой в жидком
состоянии взаимодействует с основным материалом и при затвер-
девании прочно соединяет части друг с другом. Пайкой соединяют
как однородные материалы, так и разнородные, например, различ-
ные металлы, стекло с металлом, керамику со стеклом или с ме-
таллом и т. д.
Пайка находит широкое применение в электротехнике и
электронике, в машиностроении, в холодильном деле, ювелирном
искусстве и т. п.
340
Глава 27. СВАРКА
1. ДУГОВАЯ СВАРКА
Дуговая сварка появилась в 1881 г., ее впервые применил
русский изобретатель Н. Н. Бенардос, который разработал техно-
логию сварки и резки угольным электродом. В 1888-1890 гг.
Н. Г. Славянов предложил метод сварки расплавляемым металли-
ческим электродом с защитой сварочной ванны флюсом. Большое
значение в развитии теории и технологии сварки, особенно авто-
матической, сыграли работы Е. О. Патона, в честь которого назван
институт электросварки в Киеве.
Для соединения двух частей друг с другом между плавя-
щимся электродом и изделием зажигают электрическую дугу,
рис. 161. На электрод подают отрицательный или положительный
потенциал, соединяемый металл либо заземляют, либо подсоеди-
няют к отрицательному полюсу. Электрод может быть катодом
или анодом. Рассмотрим дугу постоянного тока, рис. 162. На по-
верхности электрода (катода) при замыкании цепи возникает ка-
тодное пятно, с поверхности которого происходит эмиссия элек-
тронов. К поверхности электрода примыкает прикатодная зона
Рис. 161. Схема дуговой
электросварки:
а - на прямой полярности;
б - на обратной полярности
Рис. 162. Схема дугового разряда:
1 - катод; 2 - анод; 3 - катодное пятно;
4 - анодное пятно;
5 - столб дуги, плазма дуги;
6 - пламя, ореол дуги
341
дугового разряда, затем идет столб дуги, занимающий основную
часть разряда, а вблизи анода имеется анодная область и на по-
верхности анода анодное пятно. В прикатодной и прианодной об-
ластях происходит значительное падение напряжения, около 10-
15 В. Эмитируемые с катода электроны ионизируют молекулы
газа, которые, приобретая положительный заряд, устремляются к
катоду и бомбардируют его, что повышает температуру катода.
Столб дуги состоит из ионизированного газа, представляющего
плазму дуги. В центре столба температура может достигать
6000 К, температура же электрода (катода) и нагреваемого метал-
ла значительно ниже, но превышает температуру их плавления.
Отрицательные частицы бомбардируют анод. Для стабильного
горения дуги необходимо поддерживать во время процесса сварки
определенную длину дуги, иначе дуговой разряд гаснет, и процесс
сварки прерывается.
При сварке постоянным током прямой полярностью назы-
вают схему подачи на электрод отрицательного потенциала, а об-
ратной полярностью, если на электрод подают плюс. Но сварка
может производиться и на переменном токе.
2. ИСТОЧНИКИ ПИТАНИЯ ЭЛЕКТРОДУГОВОЙ СВАРКИ
Источники питания должны удовлетворять следующим тре-
бованиям:
1. Обеспечивать необходимые для определенного процесса
силу тока и напряжение.
2. Обеспечивать стабильное горение дуги.
3. Иметь такие внешние электрические параметры, чтобы
можно было обеспечивать легкое возбуждение дуги и минималь-
ное разбрызгивание металла.
Питание переменным током при ручной сварке осуществля-
ется от трансформаторов переменного тока, подключаемых к бы-
товому напряжению 220 В или промышленному 380 В. На
рис. 163 представлен в качестве примера сварочный трансформа-
тор ТД-500.
Трансформаторы обеспечивают напряжение холостого хода
при подключении к сети » 65-70 В. Первичная обмотка в транс-
форматоре стационарная, вторичная передвигается по сердечнику.
Перемещением вторичной обмотки регулируют силу тока. Первич-
342
5
Рис. 163. Сварочный трансформатор
ная обмотка 2 состоит из двух катушек. Вторичная обмотка 3 так-
же состоит из двух катушек. Катушки первичной и вторичной об-
мотки соединены параллельно. Вторичная обмотка жестко соеди-
нена с плитой I и перемещается по сердечнику 4 винтом 6 враще-
нием рукоятки 5, находящейся на крышке корпуса трансформато-
ра. При опускании вторичной обмотки магнитный поток и индук-
тивное рассеяние уменьшаются, сварочный ток возрастает. Преде-
лы регулирования тока для трансформатора подобного типа от 85
до 700 А.
Питание постоянным током осуществляется либо от свароч-
ных машинных генераторов, либо от сварочных выпрямителей.
Сварочные генераторы, в основном имеющие привод от двигате-
лей внутреннего сгорания, применяются для автономной работы в
полевых условиях. Для сварки в производственных условиях при-
меняются однопостовые или многопостовые сварочные выпря-
мители.
343
Однопостовые сварочные генераторы постоянного тока
имеют мощность от 5 до 75 кВт и обеспечивают ток силой от 126
до 500 А при напряжении холостого хода до 170 В. Сварочный
преобразователь может приводиться в действие и электродвигате-
лем переменного тока.
Другими источниками постоянного тока являются свароч-
ные выпрямители. Выпрямитель состоит их двух блоков: пони-
жающего трансформатора и блока выпрямителей - вентилей. На
рис. 164 приведена схема трехфазного выпрямителя.
Рис. 164. Схема трехфазного выпрямителя:
1 - понижающий трансформатор; 2 - блок кремниевых выпрямителей;
3 - электрод; 4 - свариваемый металл
Наибольшее распространение получили селеновые и крем*
ниевые полупроводниковые вентили, действие которых основано
на их способности пропускать ток только в одном направлении.
344
Блоки мощных выпрямителей охлаждаются потоком воздуха от
специального вентилятора. Выпрямители обеспечивают ток силой
от 125 до 1000 А. Мощность таких небольших установок 9-37 кВт
и крупных установок - до 230 и более кВт.
Преимуществом выпрямителей перед сварочными генерато-
рами является отсутствие вращающихся частей, большая надеж-
ность в работе, более высокий КПД, меньшая масса, простое об-
служивание при работе, бесшумность.
Источники питания характеризуются внешней вольт-
амперной характеристикой, т. е. зависимостью между током и на-
пряжением на выходе в установившемся режиме. Эта зависи-
мость, как видно из рис. 165, может быть крутопадающей 1, поло-
гопадающей 2, жесткой 3 и возрастающей 4.
Рис. 165. Характеристики источников питания сварочной дуги
Для ручной сварки применяются источники с крутопадаю-
щей характеристикой, которые поддерживают постоянство тока
при колебаниях длины дуги и, соответственно, напряжение на ду-
ге. Это обеспечивает постоянный размер сварочной ванны и сече-
ние шва. При автоматической сварке применяют источники пита-
ния с пологопадающими характеристиками.
Многопостовые источники питания, которые могут обслу-
живать несколько сварочных постов, имеют жесткие характери-
стики.
При ручной сварке величина тока дуги практически не зави-
сит от длины дуги, которая в зависимости от опытности сварщика
и рельефа свариваемой поверхности может заметно изменяться,
что влияет на напряжение, а сила тока при этом остается практи-
чески постоянной, обеспечивая соответствующие постоянные теп-
ловые условия сварки.
345
3. МАТЕРИАЛЫ ДЛЯ СВАРКИ
Электроды
Электроды для ручной сварки представляют собой стержни
длиной до 450 мм, изготовленные из сварочной проволоки, на по-
верхность которой нанесен слой покрытия. Один конец электрода
не имеет покрытия для зажима в элекгрододержателе, а другой
конец электрода очищен от покрытия для возбуждения дуги при
соприкосновении конца электрода со свариваемым изделием.
Сварочная проволока, из которой изготавливают электроды
(или непосредственно для заправки в сварочные автоматы), может
быть из низкоуглеродистой, низколегированной или нержавеющей
стали. Как правило, проволока близка по составу к свариваемому
материалу. Применяют также так называемую порошковую про-
волоку в виде металлической трубки малого диаметра, заполнен-
ной внутри порошкообразным сварочным флюсом. Порошковый
наполнитель при сварке создает шлаковый покров, который за-
щищает металл от окисления, способствует рафинированию мате-
риала и его легированию различными элементами, стабилизирует
сварочную дугу. Порошковую проволоку применяют для сварки
низкоуглеродистых и легированных сталей.
Покрытие электродов предназначено для повышения устой-
чивости горения дуги, газошлаковой защиты металла, его легиро-
вания и полной металлургической обработки.
Для изготовления покрытий применяют газообразующие
компоненты: крахмал, муку, декстрин, карбонаты, легирующие
металлы - алюминий, кремний, марганец, титан. В состав покры-
тий могут входить ионизирующие элементы для стабилизации го-
рения дуги: калий, натрий, кальций в виде различных соединений.
Основу покрытия составляют шлакообразующие вещества -
руды, полевой шпат, кремнезем. Для связывания материалов ис-
пользуют силикаты натрия и калия - жидкие стекла, а для прида-
ния покрытию пластичных свойств добавляют бентонит, каолин,
декстрин и др.
Для нанесения покрытия на электроды сначала составляю-
щие подвергают измельчению, потом по рецепту составляют сме-
си из различных материалов, перемешивают, добавляют пласти-
346
фикаторы и изготавливают обмазочную пасту. Покрытие наносят
на электроды на специальных прессах, в которых электроды про-
ходят через обмазочные головки, в которые под давлением вво-
дится обмазочная паста. После покрытия происходит автоматизи-
рованная зачистка контактного конца электрода и его торца, затем
сушка и прокалка.
Флюсы
Особый вид сварки - это сварка под слоем флюса. При рас-
плавлении флюса он образует шлаковое покрытие над сварочной
зоной, а после затвердевания - шлаковую корку над швом.
Различают окислительные флюсы, содержащие оксиды мар-
ганца и кремния, а также СаО, А12О3, MgO в виде различных со-
единений. Эти флюсы, с одной стороны, легируют металл Мп и Si,
а с другой — окисляют его. Такие флюсы применяют при сварке
углеродистых и низкоуглеродистых сталей. Для сварки высоколе-
гированных сталей применяют безокислительные флюсы, не со-
держащие оксидов Мп и Si и состоящие из А12О3, СаО, CaF2. Со-
став флюса должен сочетаться с составом сварочной проволоки.
Газы
При электродуговой сварке швы защищают созданием над
зоной сварки защитной газовой атмосферы, оттесняющей воздух.
Защитными газами являются аргон, гелий и диоксид углеро-
да СО2.
4. РУЧНАЯ СВАРКА
Ручная сварка производится сварщиком, перемещающим
электрод, зажатый в держателе. К держателю-электроду и к свари-
ваемому изделию подается постоянный или переменный ток,
рис. 166. Между электродом и изделием сварщик зажигает дугу,
для чего производит касание поверхности изделия электродом,
т. е. осуществляет короткое замыкание, и быстро отводит электрод
на расстояние примерно равное диаметру электрода или немного
менее. Дуга расплавляет стержень электрода вместе с покрытием
347
и частично основной металл изделия. Образуется сварочная ванна,
покрытая сверху шлаком. Ванна питается в дальнейшем как ме-
таллом изделия, так и электрода. Размеры сварочной ванны обыч-
но находятся в пределах: глубина 7 мм, ширина 8-15 мм, длина
10-30 мм. Покрытие электрода при своем плавлении не только
создает шлаковый покров, но и создает газовую атмосферу, защи-
щающую расплав от окисления воздухом. По мере перемещения
электрода и удаления дуги происходит кристаллизация металла и
образуется соединительный шов.
Рис. 166. Схема ручной сварки
электродом с покрытием:
1 - электрод; 2 - покрытие;
3 — газовая атмосфера дуги;
4 - сварочная ванна;
5 - затвердевший шлак;
6 - шов; 7 - свариваемое изделие;
8 - капли электродного металла
В процессе сварки сварщик постепенно, по мере сплавления,
подает электрод к свариваемой поверхности и перемещает элек-
трод вдоль свариваемого соединения двух изделий, листа, трубы.
Получение качественного сплошного шва без раковин и пузырей
во многом зависит от квалификации сварщика. Особенно сложно
сваривать потолочные конструкции, сосуды высоких и низких
давлений (вакуумные камеры), трубы, реакторы, колонны синтеза
и т.д. Большое влияние на качество шва оказывает скорость пере-
мещения дуги. При высокой скорости основной металл проплав-
ляется на малую глубину и может не провариваться как надо. На-
оборот, при медленном движении можно прожечь основной ме-
талл и ванна протечет в образовавшееся отверстие.
Чтобы заполнить сечение шва, приходится проходить его от
одного до нескольких раз - шов получается однослойным или
многослойным. Виды швов представлены на рис. 167. При окон-
чании сварки и обрыве дуги в конце шва образуется кратер, здесь
концентрируются нежелательные примеси из металла и электрода.
Поэтому дугу медленно растягивают до ее погасания, расплав-
ляющийся электродный металл заполняет весь кратер.
348
1
Рис. 167. Виды сварных швов:
/ - однослойный; 2 - многопроходной; 3 - многослойный многопроходной
5. АВТОМАТИЗИРОВАННАЯ СВАРКА
Это направление разделяется на полуавтоматическую и ав-
томатическую сварку. Особенностью полуавтоматической сварки
является автоматическая подача сварочной проволоки и ручное
перемещение сварочной головки-горелки. В автоматических уста-
новках все операции производятся без ручного труда.
Полуавтоматическая сварка распространена более широ-
ко, чем автоматическая. Это объясняется тем, что полуавтомати-
ческой сваркой можно производить работы в самых труднодос-
тупных местах конструкций, где невозможно задействовать сва-
рочные автоматы.
349
Схема полуавтомата для сварки в среде защитного газа
представлена на рис. 168. Он имеет следующие основные узлы:
сменную газовую горелку, подающий механизм, шланг подачи
электродной проволоки.
Рис. 168. Схема полуавтомата для сварки в защитных газах:
1 - редуктор; 2 - газопровод; 3 - кассета для сварочной проволоки;
4 - электрощит; 5 - электрокабели; 6 - механизм для подачи проволоки;
7 - шланг к горелке; 8 - горелка
Конструкция сварочной горелки представлена на рис. 169.
Внутри горелки проходит сварочная проволока, которую непре-
рывно с заданной скоростью подает механизм. Горящая дуга об-
дувается защитным газом, подводимым к горелке по шлангу от
баллона. Напряжение на проволоку подается с помощью специ-
ального наконечника, внутри которого скользит сварочная прово-
лока; таким образом, ток подается при включении кнопки посто-
янно. Наконечники изготавливаются из меди или из смеси меди с
графитом или с вольфрамом.
Применяют два вида сварки (рис. 170, а, б): под флюсом и в
среде защитного газа. На рис. 170, а показана схема сварки под
слоем флюса. Сварочная дуга горит между электродной проволо-
кой 1 и изделием 8; 2 - электрододержатель. Дуга и наплавляемый
металл находятся под слоем флюса 3. Благодаря выделению газов
из флюса и металла в месте сварки образуется полость, в которой и
350
8
Рис. 169. Схема сварочной горелки с плавящимся электродом
с подачей защитного газа:
1 - трубка для подачи газа; 2 - сварочная проволока;
3 - подвод газа к соплу; 4 - сопло; 5 - струя газа; 6 - электрод;
7 - кнопка спуска; 8 - щиток защиты; 9 - переходная втулка
горит дуга 4; слой расплавленного флюса - 5, сварочная ванна - 7.
После кристаллизации металла происходит образование сварного
шва 6. Расплавленный флюс хорошо защищает металл от воздуха,
при этом происходит взаимодействие металла со шлаком.
Рис. 170. Схема сварки под флюсом (а) и в среде защитного газа (6)
351
Автоматизированная сварка в защитном газе
Схема сварки под защитным газом приведена на рис. 170, б.
Через сопло 2 в зону дуги 1 непрерывно подается защитный газ 3.
Одновременно происходит плавление основного металла и сва-
рочной проволоки 4. В качестве защитного газа чаще всего ис-
пользуют аргон, при сварке металлов с высокой теплопроводно-
стью (например, меди) применяют гелий. Сварка в защитных газах
обладает рядом преимуществ перед другими способами сварки.
1. Высокое качество сварных соединений для самых разно-
образных металлов и сплавов с широким диапазоном толщин сва-
риваемых изделий.
2. Возможность производства работы в различных про-
странственных положениях.
3. Визуальное наблюдение за ходом процессов образова-
ния шва.
4. Высокая производительность благодаря автоматизации и
механизации.
В отличие от полуавтомата устройство для автоматической
сварки полностью автономно и работает по заданной программе.
Автомат подает проволоку, защитный газ или флюс, зажигает ду-
гу, поддерживает необходимый режим сварки и перемещает дугу
вдоль изделия с необходимой скоростью, автоматически соединяя
детали друг с другом.
Автоматы могут перемещаться как на самоходной тележке
по горизонтальной поверхности, так и на подвеске по монорельсу.
Основной частью автомата является сварочная головка, которая
состоит из механизма, подающего сварочную проволоку, токопод-
водящего устройства, самоходной тележки, системы управления.
Автомат может иметь подвесную головку, смонтированную
на консоли над свариваемым изделием, которое перемещается
под нею.
На рис. 171 представлена схема сварочного аппарата типа
АДФ на самоходной тележке.
При необходимости тележка может перемещаться вручную.
352
Рис. 171. Схема сварочного аппарата АДФ на самоходной тележке:
I - подающий механизм, 2 - бункер для флюса, 3 - механизм для подачи прово-
локи, 4 - пульт управления, 5 - светоуказатель, 6 - кассета для проволоки, 7,10-
маховики регулирования автомата,, 8 - самоходная тележка,
9 - рукоятка перемещения тележки.
6. ЭЛЕКТРОШЛАКОВАЯ СВАРКА
Этот способ нашел применение для соединения деталей зна-
чительной толщины из стали, чугуна, меди, алюминия, титана и
сплавов. За один проход сваривается металл практически любой
толщины. Для сварки используют один или несколько электродов,
процесс отличается высокой производительностью. Однако тонкие
сечения менее 16 мм этим методом соединять нецелесообразно.
В элекгрошлаковом процессе сварки тепло получается
вследствие прохождения электрического тока через шлак и разо-
гревания последнего до температуры, которая превышает темпе-
ратуру плавления свариваемых материалов. На рис. 172 представ-
лена схема метода. Электрод - 1, свариваемый металл - 2, шлако-
вая ванна - 3, металлическая ванна - 4, образующаяся благодаря
плавлению электрода и соединяемого металла. Для удержания ме-
353
таяла и шлака от вытекания применяют медные ползуны 5, охла-
ждаемые водой 6. В результате сварки образуется сварной шов 7.
Шлаковая ванна изолирует металлический расплав от окисления
воздухом, а образующаяся на поверхности ползунов тонкая шла-
ковая корочка предохраняет расплав от контакта с поверхностью
ползунов. При расплавлении электродной проволоки происходит
легирование металла сварного шва. Благодаря шлаковой обработ-
ке достигается хорошее рафинирование металла от неметалличе-
ских включений и дегазация.
Рис. 172. Схема электрошлаковой сварки
Для сварки деталей большой толщины применяют одновре-
менно несколько электродов, заменяют стержневые электроды
пластинчатыми, рис. 173.
Устойчивость электрошлакового процесса, форма шва и глу-
бина проплавления основного металла зависят от параметров ре-
жима сварки: скорости сварки, силы тока, напряжения, толщины
металла, скорости подачи электродов.
Для плотного прилегания ползунов к поверхности свари-
ваемых деталей необходимо зачищать заусенцы, удалять окалину.
Для начала сварки в зазор между стыкуемыми деталями за-
сыпают порцию флюса, который расплавляется дугой после вклю-
чения напряжения. Когда наплавляют ванну необходимой глуби-
ны, электроды погружают в шлак и процесс переходит в без-
дуговой.
Электрошлаковую сварку производят с помощью автоматов,
которые состоят из следующих узлов: самоходного сварочного
354
аппарата, с которым связаны
медные водоохлаждаемые пол-
зуны, источника питания, бун-
кера с флюсом, кассет с элек-
тродной проволокой, аппарату-
ры управления. На рис. 174 по-
казана схема безрельсового ав-
томата для сварки вертикаль-
ных швов. Связь между тележ-
кой и изделием осуществляется
благодаря мощным пружинам 7,
которые прижимают ходовые
ролики 5 к обеим сторонам сва-
риваемого изделия 1. Шлаковая
ванна 2 формируется ползунами
3, жестко связанными с тележ-
кой, на которой расположен
бункер с флюсом 6. Подающие
ролики 8 проталкивают элек-
тродную проволоку 4 сквозь
токонесущие мундштуки в
шлаковую ванну. Корректиры 9
устанавливают положение сва-
рочных электродов в ванне.
Проволока сматывается с кас-
сет 10.
Электрошлаковая сварка
может происходить на постоян-
ном или переменном токе.
Применение элекгрошла-
ковой сварки изменяет техноло-
гию производства крупногаба-
ритных изделий. Можно заме-
нять крупные литые или кова-
ные детали сварно-литыми или
сварно-коваными из более мел-
ких деталей.
Рис. 173. Схема многоэлекгродной
электрошлаковой сварки с плоскими
электродами
Рис. 174. Схема электрошлакового
сварочного автомата для сварки
вертикальных швов
355
7. ЭЛЕКТРОННОЛУЧЕВАЯ СВАРКА
Для сварки специальных высоколегированных сталей, жа-
ропрочных сплавов, активных и тугоплавких металлов необходи-
мую температуру можно получить с помощью сфокусированного
потока (луча) электронов, обладающих высокой энергией. Фоку-
сировка электронного луча позволяет создать электронное пятно с
высокой плотностью энергии. Сварка производится в вакуумной
камере, в которой располагаются детали, сварочные манипулято-
ры, перемещающие детали и устанавливающие их в нужном по-
ложении.
Для создания электронного луча применяют сварочные
электронные пушки аксиального типа. На рис. 57 (см. главу 9)
приведена схема образования электронного пучка в аксиальной
пушке.
Сварка электронным лучом производится в вакуумной ка-
мере, в которой поддерживается давление 0,1-0,01 Па.
Электронная сварка применяется при сварке мелких, сред-
них и крупногабаритных изделий. Для сварки в камерах с неглу-
боким вакуумом порядка 1-10 Па электронные пушки имеют мно-
гокамерную систему, дросселирующую давление от камеры до
зоны образования электронного луча, где давление должно быть
не более 0,001 Па.
В электроннолучевых сварочных установках особое значе-
ние имеет точность изготовления и сборки свариваемых деталей и
слежение за положением луча относительно свариваемого стыка,
для чего применяют эмиссионные датчики, улавливающие вторич-
ные электроны. Эти электроны образуются благодаря электронной
бомбардировке поверхности металла. Сигнал датчика преобразу-
ется, направляется в систему отклоняющих катушек, которые на-
правляют основной луч в нужном направлении.
8. СВАРКА И РЕЗКА ДУГОВОЙ ПЛАЗМОЙ
Из теории дугового разряда известно, что основную часть
дуги занимает столб дуги - плазма. Плазма состоит из нейтраль-
ных газовых молекул положительных ионов и электронов. Иони-
зация газа происходит благодаря электронам, эмитируемым като-
дом, а также термическим воздействиям. При вдувании в элекгри-
356
ческую дугу инертного газа, азота, водорода, водяного пара столб
дуги сжимается, температура внутри столба значительно возраста-
ет, струя газа ионизируется. Поток газа выдувает плазменную
струю через сопло устройства, называемого плазмотроном, с око-
лозвуковыми скоростями. Плазменная струя расплавляет практи-
чески любой материал. Плазменный нагрев можно использовать
как для сварки, так и для резки. Преимуществом этого способа
сварки является то, что плазменная струя «горит» более мягко по
сравнению с электрической дугой и может применяться как для
металлов и других электропроводящих материалов, так и для не-
металлов: стекла, керамики и др.
Плазмотроны могут быть как прямого, так и косвенного
действия. Схемы представлены на рис. 175.
a) Ю
Рис. 175. Схемы плазмотронов:
а - косвенного; б - прямого действия:
1 - источник тока; 2 - вольфрамовый электрод; 3 - плазмообразующий газ;
4 - сопло; 5 - плазменная струя
Плазмотрон прямого действия работает в режиме плазмен-
ной дуги, горящей между катодом плазмотрона и изделием, кото-
рое присоединяется к положительному полюсу или заземляется и
несет положительный потенциал. Нагреватели косвенного дейст-
вия работают в режиме плазменной струи, которая выдувается из
корпуса плазмотрона плазмообразующим газом. Роль плазмообра-
зующего газа двоякая. С одной стороны, он образует плазму дуги.
С другой - защищает стенки сопла от перегрева и защищает также
и расплавляемый металл в зоне сварки или резки от окисления. В
случае плазменной резки часто используют воздух.
357
Плазменнодуговая сварка обладает высокой производитель-
ностью, малой чувствительностью к колебаниям длины дуги.
Сварку производят без введения в зону сварки дополнительного
металла в виде электродной проволоки. Расплавляемый в перед-
ней части ванны металл давлением плазмы перемещается вдоль
стенок сварочной ванны в ее хвостовую часть, где затвердевает и
образует шов. По существу процесс представляет собой прореза-
ние изделия с заваркой места резки.
При резке металл расплавляется и выдувается плазменной
струей. Толщина металла может составлять десятки мм. Этот ме-
тод успешно используют для микроплазменной сварки изделий
толщиной до 1 мм. Для резки металла малой толщины применяют
плазмотроны косвенного действия, при больших толщинах - пря-
мого действия. При использовании водоохлаждаемых катодов из
циркония и гафния в качестве режущего газа применяют воздух.
9. КОНТАКТНАЯ СВАРКА
В этом способе соединения деталей свариваемые детали на-
гревают пропусканием через них тока, в результате чего происхо-
дит местный разогрев в нужном месте до высокой температуры,
превышающий температуру плавления, и в результате последую-
щей кристаллизации соединяемые детали привариваются друг к
ДРУГУ-
Точечная сварка двух деталей внахлестку производится сле-
дующим образом. Детали зажимают между подводящими элек-
тродами и сваривают отдельными точками. Основное сопротивле-
ние прохождению тока оказывается в месте контакта детали с де-
талью. Сопротивление контакта электрод-деталь значительно
меньше. Кроме того, электрод охлаждается водой. Поэтому ме-
талл плавится, и образуется расплавленное ядро. Вследствие сжа-
тия электродами вокруг ядра образуется поясок, предотвращаю-
щий выплеск металла. После выключения тока расплав затверде-
вает и образуется сварочная точка.
На рис. 176 приведены схемы контактной сварки: а - двумя
электродами с двусторонним подводом тока, б - с медной шиной,
в - с разнотолщинными деталями, когда одна деталь выполняет
функцию электрода.
358
Рис. 176. Схемы контактной сварки
Шовная сварка - соединение деталей швом, состоящим из
отдельных сварных точек. Точки могут перекрывать друг друга,
тогда получается сплошной шов. Электродами являются вращаю-
щиеся ролики, которые зажимают и передвигают деталь. При не-
прерывном движении с включенным напряжением образуется
сплошной шов, чаще всего ролики непрерывно движутся, а ток
периодически включается и выключается. При этом можно вы-
полнить прерывистый шов из отдельных точек, а можно сделать
так, что сварные точки будут перекрывать друг друга и шов полу-
чится сплошным герметичным. На схеме рис. 177 показана шов-
ная сварка верхним и нижним роликом (а) или одним роликом (б),
Рис. 177. Схема контактной шовной сварки:
а - верхним и нижним роликом; б - сварка одним роликом;
1 - верхний лист; 2 - нижний лист; 3 - контактные ролики;
4 - линия сварного шва; 5 - трансформатор
359
когда изделие уложено на массивную медную плиту, к которой
подводится ток.
10. СТЫКОВАЯ СВАРКА
Рассмотрим, например, сварку сопротивлением. Схема тако-
го вида сварки приведена на рис. 178. Детали 1, 2, закрепленные в
зажимах сварочной машины 3, усилием Р прижимают друг к дру-
гу. При включении тока из-за большого сопротивления в месте
стыка 4 металл разогревается до температуры, составляющей
0,8-0,9 от температуры плавления, происходит сварка. Благодаря
пластической деформации и рекристаллизации в зоне контакта
образуются новые зерна из металла обеих частей, что обеспечива-
ет прочность соединения.
Рис. 178. Схема стыковой сварки
сопротивлением
Контактная сварка имеет важное значение. С ее помощью
свариваются различные листовые конструкции: кузова автомоби-
лей, корпуса холодильников, обшивка самолетов. Стыковую свар-
ку применяют для соединения труб газопроводов. Этот вид сварки
отличается высокой производительностью, большим уровнем ме-
ханизации и автоматизации производства, надежностью соедине-
ний. Толщина листовых конструкций при точечной сварке 0,5-
10 мм, а при шовной до 5 мм. Хорошо свариваются контактной
сваркой алюминиевые, магниевые, титановые сплавы, низкоугле-
родистые и высоколегированные аустенитные стали. С помощью
стыковой сварки соединяют детали сверл, цепей, трубопроводов,
можно соединять заготовки, расположенные под углом друг к
другу, например оконные переплеты из алюминия, велосипед-
ные рамы.
360
11. ГАЗОВАЯ СВАРКА
Это способ соединения металлов плавлением с нагревом
пламенем смеси горючего газа с кислородом. По сравнению с ду-
говой сваркой газовая сварка отличается меньшей интенсивно-
стью нагрева. Поэтому требуется больше времени для прогрева
металла, это же обстоятельство позволяет легче управлять процес-
сом сварки. К преимуществам этого способа следует отнести
удобство проведения работ в полевых условиях, для выполнения
различных ремонтных работ, для сварки тонкопрофильных
изделий.
Оборудование газовой сварки. Чаще всего в качестве газа
применяют ацетилен, который получают либо в специальных ге-
нераторах при взаимодействии воды и карбида кальция по реак-
ции:
СаС2 + 2Н2О = С2Н2 + Са(ОН)2.
Генераторы удобны к перемещению и могут быть использо-
ваны в любое время года, так как при реакции образования ацети-
лена выделяется тепло и вода в баке генератора не замерзает. Но
удобнее пользоваться ацетиленом в баллонах. Один баллон вме-
щает до 5 м3 ацетилена.
Другим горючим газом является пропан или пропано-
бутановая смесь. Эти газы поступают в сжиженном виде, в одном
баллоне помещается 50 л или 23 кг газа.
На баллонах с газом устанавливаются редукторы, пони-
жающие давление газа до нескольких десятых МПа (нескольких
атм). Между баллоном и сварочной горелкой обязательно вмонти-
рован предохранительный затвор, который предотвращает попа-
дание пламени или взрывной волны в генератор или в баллон. Ис-
пользуется кислород из баллонов.
Смешивание газа с кислородом позволяет получать сле-
дующие температуры пламени: ацетилен - до 3200 °C, пропан-
бутан - 2700 °C, природный газ - 2200 °C.
Газовые горелки.
Смешивание газа с кислородом и образование пламени про-
исходит в специальной горелке. В зависимости от способа подачи
газа горелки разделяются на инжекторные - низкого давления и
безинжекторные - равного давления газа и кислорода.
361
На рис. 179 приведены схемы инжекторной а и безинжек-
торной б горелок. Рукоятка горелки 7, накидная гайка 2, соеди-
няющая сменный наконечник 3; на стволе рукоятки расположены
два присоединительных штуцера 8 и два запорно-регулировочных
вентиля 7; наконечник состоит из смесительной камеры 5 и мунд-
штука 4 с трубкой.
Рис. 179. Схемы газовых горелок:
а - инжекторная ; б - безинжекторная горелка
В инжекторной горелке горючий газ подается благодаря
инжекции его кислородом. В наконечнике горелки расположен
инжектор 6. Кислород под давлением 1-4 атм (0,1-0,4 МПа) про-
ходит по центральному каналу инжектора, а горючий газ по пери-
ферийным каналам. Так как кислород идет с высокой скоростью,
то на выходе из инжектора создается разрежение и горючий газ
засасывается - инжектируется из магистрали. Поэтому с такой же
горелкой можно работать на газе с низким и средним давлением.
В безинжекторных горелках газ и кислород должны подаваться в
смесительную камеру под одинаковым давлением, которое уста-
навливается сварщиком. В зависимости от соотношения расхода
кислорода и газа создается окислительное, науглероживающее,
нейтральное пламя. При сварке используют нейтральное пламя.
На рис. 180 представлена схема газовой сварки. Пламя 1
из газовой горелки 2 расплавляет металл детали и сварочный пру-
ток 3.
362

Рис. 180. Схема газовой сварки
Газовая сварка не рекомендуется для деталей, содержащих
более 15 % хрома, нержавеющие стали свариваются только ацети-
леном с применением специального флюса и последующей терми-
ческой обработкой шва. Хорошо свариваются газом низкоуглеро-
дистые стали, несколько хуже среднеуглеродистые.
Глава 28. ПАЙКА
1. ПАЙКА ПАЯЛЬНИКОМ
Пайка - это способ соединения однородных и разнородных
материалов путем заполнения соединительного зазора припоем,
температура плавления которого ниже температуры плавления
каждого из соединяемых материалов.
В промышленности и в быту используются различные виды
пайки. Один из самых распространенных видов, знакомых прак-
тически каждому, кто пытался чинить электроприборы, предметы
домашнего обихода - это пайка паяльником.
Самый распространенный паяльник - электрический. Вид
паяльника приведен на рис. 181. Он состоит из паяльного стерж-
ня 7, нагревателя 4 и рукоятки-держателя 6. Паяльник может под-
ключаться к сети с напряжением от 12 до 220 В и имеет мощность
°т 80 до 500 Вт и более. Паяльная часть инструмента называется
’калом. В зависимости от назначения жало имеет различный диа-
Метр: микропаяльники имеют диаметр стержня 3-10 мм, промыш-
ленные паяльники до 12 мм. Конец стержня может быть круглым,
363
Рис. 181. Схема электрического паяльника:
1 - жало; 2 - кожух; 3 - теплоизоляция;
4 - нагреватель; 5 - держатель; 6 - рукоятка
иглоподобным, лопатообразным (плоским). Жало выполняется из
меди, высокотеплопроводного материала, обладающего хорошей
коррозионной устойчивостью. Для повышения работоспособности
паяльника его конец покрывают слоем никеля толщиной до
0,1 мм.
Рабочая температура паяльника колеблется в интервале от
260 до 340 °C.
Соединение деталей друг с другом осуществляется с по-
мощью припоя. Самые распространенные низкотемпературные
припои имеют оловянно-свинцовую основу с добавками сурьмы,
серебра, меди. Нагрев паяльного стержня осуществляется спи-
ральным нагревателем, который располагается с внешней стороны
стержня или внутри него.
Для пайки массивных частей применяют паяльники с внеш-
ним нагревом. Такой паяльник имеет массивный медный наконеч-
ник, закрепленный на металлическом стержне с рукоятью на кон-
це. Этот паяльник нагревают паяльной лампой, газовой горелкой
или в горне.
Перед пайкой соединяемые поверхности покрывают тонким
слоем припоя - производят лужение с применением флюса. Самые
распространенные флюсы созданы на основе канифоли, бывают И
неорганические флюсы - хлористый цинк и др. Флюс улучшает
смачиваемость поверхности припоем и повышает прочность пая-
ного соединения.
364
После лужения соединяемых поверхностей на жало паяль-
ника набирают небольшую порцию припоя, которая удерживается
благодаря силам поверхностного натяжения, и вводят в зону со-
единения спаиваемых частей. При взаимодействии припоя с по-
верхностью в результате смачивания припой затекает в соединяе-
мый зазор между деталями. После кристаллизации припоя в зазоре
образуется паяное соединение.
2. ПЕЧНАЯ ПАЙКА
Этот метод применяется, как правило, в массовом производ-
стве. Он отличается высокой степенью механизации и автомати-
зации. В качестве печей используют различные электрические пе-
чи сопротивления с защитными восстановительными газовыми
атмосферами, а также вакуумные печи. Перед пайкой поверхность
изделий подвергается обезжириванию. Например, одним из эф-
фективных способов обезжиривания является обработка поверх-
ности ультразвуком в растворах воды с мылом, специальными по-
верхностно-активными веществами, щелочами и др. для омыления
жировых загрязнений.
После обезжиривания в необходимых случаях для улучше-
ния смачивания на поверхность наносят тонкий слой покрытия.
Широко применяется химическое никелирование, которое приме-
няется как для металлических поверхностей, так и для кварца, ке-
рамики, стекол, пластмасс. Применяется также гальваническое
никелирование. На рис. 182 изображена схема нанесения припоя
на спаиваемые детали. Во всех случаях припой заполняет проме-
Рис. 182. Схемы нанесения припоя на спаиваемые детали:
а - заполнение зазора припоем под действием сил тяжести;
б - заполнение зазора припоем под действием капиллярных сил
365
жуток под действием силы тяжести и под действием капиллярных
сил. Определенное, дозированное количество припоя на спаивае-
мые узлы наносится при сборке в виде проволоки или фольги.
Эффективным является применение припоя в виде паст. Спаивае-
мые изделия укладываются на ленте транспортера. На них наносят
слой припоя и затем конвейер подает деталь в печь. Для фиксиро-
вания деталей при пайке используют различную оснастку. Так при
спаивании медью вольфрамовых контактов со стальными крон-
штейнами для производства системы зажигания автомобилей ВАЗ
в отверстия графитовой оснастки укладывают вольфрамовые кон-
такты, на них диски из медной фольги и после этого стальные
держатели. При нагреве медь растекается, и кронштейны под дей-
ствием собственного веса плотно прилегают к поверхности
вольфрамовых контактов.
В полупроводниковой и электронной промышленности ис-
пользуют водородные электропечи для пайки при 900-1100 °C.
Кроме водорода в качестве защитного газа применяют диссоции-
рованный аммиак, который тщательно очищают от водяного пара
и кислорода.
Для пайки крупных изделий применяют шахтные и камер-
ные электропечи, например, для пайки форсуночных головок для
жидкостных реактивных двигателей. Для пайки деталей компрес-
соров реактивных двигателей из нержавеющих и жаростойких
сталей используют шахтные индукционные печи. Перед пайкой
изделия офлюсовывают твердыми или газообразными флюсами.
Большое применение в авиации находят сотовые конструк-
ции, создаваемые из панелей из нержавеющих сталей или титано-
вых сплавов. Эти сотовые конструкции соединяют пайкой. При-
пой в виде фольги укладывают между сотовым каркасом и обшив-
кой. Всю конструкцию закрепляют в контейнере, который поме-
щают в печь.
При производстве медных радиаторов в качестве припоя ис-
пользуют серебряное покрытие.
Для пайки изделий из титановых сплавов процесс проводя’
в вакуумных электрических печах при давлениях 1(Г3 Па.
В печах производят также пайку и металлокерамических из-
делий. Например, детали из высокоглиноземистой керамики в
местах соединения шлифуют и наносят для металлизации поверх*
ности слой пасты, в которую входят порошки молибдена и мар*
366
ганда. Потом производят выжигание металлического покрытия и
наносят слой никеля или железа толщиной до 10 мкм. После до-
полнительной обработки поверхности наносят слой припоя и
плотно соединяют под некоторым давлением металлические части
с керамикой и все изделие или группу изделий помещают в печь,
где и происходит пайка.
3. ПАЙКА ПОГРУЖЕНИЕМ
Пайка погружением состоит в том, что спаиваемые детали
погружают в нагретый расплав солей, которые выполняют одно-
временно роль защитной среды и флюса. Этот метод, например,
применяют для пайки печатных плат, узлов электрооборудования,
при изготовлении консервной тары, алюминиевых и стальных теп-
лообменных аппаратов, режущего и бурового твердосплавного
инструмента.
В другом случае детали погружают в расплавленный при-
пой. В корпусе из нержавеющей стали создается ванна из припоя,
в которую погружают изделие. Перед пайкой изделия обезжири-
вают и протравливают. Так осуществляют пайку опорных пластин
к трубкам остова автомобильных и тракторных радиаторов.
Погружением в припой спаивают и консервную тару из лис-
товой луженой оловом жести на автоматических паяльных стан-
ках. Сначала производят формовку изделий, спаиваемые кромки
смазывают флюсом. Кромки сцепляются и склепываются. Корпуса
консервных банок пропаиваются погружением в ванну с припоем
при их непрерывном поступательном и вращательном движении.
Продолжительность погружения составляет около 20 с.
Стальные изделия паяют латунными припоями при 950 °C,
погружая изделия в ванну на 20-40 с. Между соединяемыми час-
тями оставляют зазор до 0,1 мм, в который и затекает припой. Так,
например, припаивают на держатели твердосплавные коронки для
бурового оборудования и армируют резцы для обработки металла.
4. ГАЗОПЛАМЕННАЯ ПАЙКА
В этом виде пайки для нагрева применяют пламя газовой
горелки, образующееся в результате горения горючего газа в сме-
си с кислородом или воздухом. Этот вид пайки имеет большую
367
технологическую гибкость и широко применятся в промышленно-
сти и при ремонтах.
Чаще всего для газопламенной пайки используют ацетилен,
который получают на месте, или баллонный сжатый ацетилен,
сжиженный пропан. Горючий газ подается к горелке, схема кото-
рой представлена на рис. 179.
Оптимальное соотношение кислорода к ацетилену поддер-
живается на уровне 1-2, для пропана или метана это соотношение
будет более высоким, до 3-4. Соотношение кислорода или горю-
чего газа устанавливают по внешнему виду пламени.
Перед пайкой изделия обезжиривают и в случае необходи-
мости подвергают травлению. На поверхность деталей наносят
слой флюса либо в виде пасты на холодные поверхности, либо в
виде порошка на разогретые детали.
В качестве припоя применяют проволоку или пруток, втрое
толще наиболее тонкого элемента соединения.
Газопламенную пайку применяют для соединения деталей
из меди, латуни, бронз и т. п., которые с трудом свариваются. При
пайке медных шин, роторов электродвигателей с токосъемными
кольцами применяют медно-серебряные припои; углеродистые
стали паяют медно-цинковыми припоями, алюминиевые изделия
паяют припоем, содержащим 66 % А1,28 % Si, 6 % Си.
5. СПЕЦИАЛЬНЫЕ ВИДЫ ПАЙКИ
Остановимся на некоторых высокотехнологичных видах
пайки.
Пайка электронным лучом
Этот способ пайки применяют для высокоточных изделий,
сочетающих разнотолщинные элементы, например, медицинских
инструментов, электронных приборов, для соединения трубчатых
конструкций из высокоактивных металлов и сплавов.
Для пайки используют электроннолучевые осевые пушки.
Электронный луч направляется на спаиваемое место и нагревает!
его. Процесс осуществляют в вакуумной камере при давлений
около 0,1 Па. 1
368
Пайка электрической дугой
Этот вид пайки применяют, например, для присоединения
обмоток статора к обмоткам роторов электродвигателей. Дуга
возбуждается между угольными электродами диаметром 10-20 мм
и изделием. Припой расплавляется, смачивает соединяемые по-
верхности и растекается, заполняя зазоры.
Большое распространение в связи с повсеместным примене-
нием электрической тяги на железнодорожном, трамвайном
транспорте, в линиях метрополитена получила пайка соедини-
тельных проводов между рельсами (рис. 183).
Рис. 183. Пайка соединительных проводов между рельсами
Пайка осуществляется специальном пистолетом, в котором
находится электрод. Дуга горит между рельсом и электродом, рас-
плавляется припой и флюс. Провод элктроконтакта прочно соеди-
няется с рельсом. Вся операция продолжается 2 с.
369
Часть 7. ПОРОШКОВАЯ МЕТАЛЛУРГИЯ
Порошковая металлургия - это отрасль металлургического
производства, в которой заготовки для последующего металлур-
гического плавильного передела или готовые изделия как метал-
лические, так и неметаллические, получают из порошкообразных
материалов.
Методами порошковой металлургии изготовляют инстру-
менты из тугоплавких металлов - вольфрама, молибдена, ниобия и
других, которые нельзя получить путем литья, обработки давлени-
ем. Получают материалы и изделия с такими специфическими
свойствами, которые невозможно обеспечить другими технологи-
ческими процессами.
Технология порошковой металлургии позволяет изготовлять
изделия из обычных материалов, но с более высокими технико-
экономическими показателями. При этом уменьшаются потери
материалов, высвобождаются металлорежущие станки, уменьша-
ется число производственных операций.
Важным направлением является производство порошков для
получения красок, пиротехнических и взрывчатых веществ, ката-
лизаторов, огнеупорных изделий и т. п.
Принципиальная схема производства изделий из порошков
состоит в следующем:
1. Получение порошка или смеси порошков различных ве-
ществ.
2. Формование изделий.
3. Спекание изделий и их обжиг.
4. Дополнительная механическая, термическая и др. обработка.
Глава 29. ПРОИЗВОДСТВО МЕТАЛЛИЧЕСКИХ
ПОРОШКОВ
1. ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ ТВЕРДЫХ МАТЕРИАЛОВ
Размол в шаровых мельницах
Здесь мы рассматриваем измельчение уже достаточно мелко
раздробленного материала. Для ознакомления с устройством раз-
370
личных дробилок отсылаем читателя в раздел переработки руд
железа (глава 2, стр. 20).
Шаровая мельница представляет собой вращающийся ци-
линдр, рис. 184, внутри которого при его вращении перекатывают-
ся размольные шары. Изнутри
стенки барабана выложены изно-
состойкими плитами из марган-
цовистой стали. Шары делают
также из износостойкой стали
диаметром от 30 до 100 мм. Они
занимают почти половину объема
барабана мельницы. Для предот-
вращения образования излишней
пыли, слипания частиц размол
проводят в воде или растворах
спирта, ацетона.
Жидкость уменьшает трение
между шарами и частицами и ин-
тенсифицирует перемещение час-
тиц друг относительно друга.
Длительность размола одной пор-
ции составляет от нескольких часов до суток. После размола час-
тицы уменьшаются в 50-100 раз, они имеют неправильную форму
Рис. 184. Шаровая мельница:
7 - подача материала;
2 - полая цапфа;
3 - стальные шары;
4 - барабан
с острыми краями.
Шаровые вибрационные мельницы
Эти мельницы применяются для размола твердых материа-
лов - карбидов тугоплавких соединений различных металлов.
Схема мельницы приведена на рис. 185. Электродвигатель 7 через
эластичную муфту 2 приводит во вращение разбалансированный
вал 5. Неуравновешенные массы вала вызывают круговые колеба-
ния с амплитудой 2-4 мм корпуса мельницы 3. В корпус через
люки 4 загружают размалываемый материал и размольные тела.
Корпус опирается на пружины 6. При вращении вала шары и кус-
ки материала, получая импульсы от стенок корпуса, совершают
сложные движения. Они подбрасываются, соударяются, вращают-
ся и скользят по стенкам корпуса. Вал вращается со скоростью
371
Рис. 185. Шаровая вибрационная мельница
1000 об/мин. Процесс измельчения протекает быстро, частицы по-
рошка получаются округлой формы.
Вихревые мельницы
Схема мельницы приведена на рис. 186. В корпусе мельницы
Рис. 186. Вихревая мельница:
1 - рабочая камера; 2 - пропеллеры;
3 - бункеры; 4 - насос; 5 - приемная
камера; б - отсадочная камера
расположены пропеллеры или
била, вращающиеся в разные
стороны со скоростью до 3000
об/мин. В мельницу загружают
обрезки металлической проволо-
ки и другие материалы, которые
увлекаются вихревыми потоками,
сталкиваются друг с другом и
измельчаются. В мельницу под
давлением подают воздух, кото-
рый и выносит образующийся
порошок. Получают порошки,
частицы которого имеют размер
от 0,05 до 0,35 мм. Форма частиц
тарелкообразная. Если получае-
мые порошки обладают свойст-
вом самовозгораться, то для пред-
отвращения загорания в мельни-
цу подают не воздух, а нейтраль-
ный газ с добавлением 0,5 % ки-
слорода для образования на по-
верхности частиц защитных ок-
сидных пленок.
372
Струйные мельницы
В таких мельницах получают ультрадисперсные порошки.
Измельчение происходит за счет самоистирания частиц, которые
увлекаются вихрями сжатого воздуха или перегретого пара со
сверхзвуковыми скоростями; получают тонкодисперсные порош-
ки размерами до 0,001-0,005 мм.
Молотковые мельницы
Для дробления железных порошков катодных осадков ис-
пользуют молотковые мельницы. Схема приведена на рис. 187. В
неподвижном барабане мельницы вращается вал с укреплен-
ными на нем билами - молотками. Измельчение материала осуще-
ствляется за счет удара молотков. Вал вращается со скоростью
1500 об/мин. В одних конструкциях мельниц мелкие частицы про-
валиваются сквозь сито, установленное внизу, в других частицы
уносятся потоком воздуха.
777777777777777777777777777777777777777777777777777:
Рис. 187. Молотковая мельница:
1 - станина; 2 - электродвигатель; 3 - муфта;
4 - подшипник; 5 - корпус; б - била;
7 - кусковой материал; 8 - защелка;
9 - вал; 10 - сито; 11 - порошок
373
Ультразвуковое измельчение
Еще более дисперсные порошки получают с помощью воз-
буждения в жидкой пульпе (смеси жидкости и измельчаемого ма-
териала) ультразвуковых колебаний с частотой до 15 кГц. В жид-,
кости образуются каверны, которые пульсируя сжимаются, растя-1
гиваются, происходит кавитация. Энергия, освобождающаяся при;
схлопывании кавитационных пузырьков, разрушает твердые час-
тицы. Кроме этого воздействия частицы, перемещаемые потоками
жидкости, сталкиваются друг с другом и дополнительно разруша-
ются. В качестве источника ультразвука применяют ламповые или
тиристорные генераторы, жидкостями служат вода, спирт, бензин,
глицерин. Получаемые порошки отличаются высокой степенью
дисперсности, не имеют загрязнений и приобретают округлую
форму.
2. ДИСПЕРГИРОВАНИЕ РАСПЛАВОВ
Этот метод получения порошков состоит в том, что рас-
плавленный металл или сплав распыляется сжатым газом или ме-
ханическим способом. Так получают порошки железа, стали,
сплавов алюминия, меди, свинца, цинка, титана, вольфрама.
Особенно этот метод эффективен для производства порош-
ков многокомпонентных сплавов. Он обеспечивает равномерность
химического состава, оптимальное строение, тонкую структуру
частиц, чему благоприятствует высокий перегрев расплава и кри-
сталлизация дисперсных частиц с высокими скоростями охлажде-
ния от 1 000 до нескольких сотен миллионов градусов в сек.
Во всех случаях распыления сплошность струи металла на-
рушается воздействием источника возмущения с возникновением
дисперсных частиц.
Центробежное распыление
Схемы распыления приведены на рис. 188. По схеме а на
торце вращающегося со скоростью до 20 000 об/мин электрода
образуется жидкая пленка толщиной 0,01-0,03 мм, которая цен-
тробежными силами перемещается к краю электрода и срывается
с его кромки в виде капель размером 0,1-0,2 мм. Кристаллизация
374
капель в атмосфере инертного газа происходит при скорости
охлаждения 104оС/с.
Рис. 188. Схема центробежного распыления
По схеме б металл раплавляют в тигле и выливают на диск,
вращающийся со скоростью 24 000 об/мин. Жидкость разлетается
с диска в виде капель размером менее 0,1 мм и кристаллизуется
при скорости охлаждения 105-106 °С/с.
По другой схеме распыления, рис. 189, медленно вращаю-
щаяся заготовка оплавляется электронным лучом от электронно-
лучевой пушки 2.
Управление процессом происходит со щита 1. Процесс идет
в плавильной камере 3, капли расплава падают в водоохлаждае-
мый медный тигель - диск 4, вращающийся со скоростью до
8000 об/мин.
Металл в тигле дополнительно обогревается с помощью
Другой электроннолучевой пушки. С края тигля отрываются мел-
кие капли, которые затвердевают в виде тонкодисперсных части-
чек, ударяясь об отражательную плиту 5. Далее они попадают в
камеру бив сборник порошка 7.
375
1
Рис. 189. Схема вакуумного диспергирования с электроннолучевым нагревом
Ультразвуковое распыление
Этот вид распыления применяется для легкоплавких метал-
лов и сплавов, рис. 190. Струя расплава газом выдавливается из
графитового тигля, находящегося в печи сопротивления, и попа-
дает на разогретую тарелку, колеблемую с частотой 20 кГц. Она
растекается по ней в виде пленки и распадается на частицы разме-
ром 0,04-0,06 мм.
Рис. 190. Ультразвуковое
распыление:
1 - подача газа; 2 - расплав;
3 - графитовый тигель;
4 - нагреватель;
5 - сопло;
6 - нагреватель распылителя;
7 - ультразвуковой вибратор
Распыление газом
Схема распыления представлена на рис. 191. Струя распла-
ва, вытекающая из тигля или ковша, подвергается воздействию
сжатого воздуха, азота, аргона, вырывающегося из форсунок,
окружающих струю металла, происходит распыление расплава и
образование мелкодисперсного порошка. Можно производить
распыление струями воды, подаваемой под давлением 150—
250 атм.
Существуют методы распыления с еще более высокими ско-
ростями кристаллизации и охлаждения, более 106 °С/с, которые
позволяют получать порошки с аморфной (атомизированной)
структурой, так называемые наноматериалы, с размерами частиц
порядка 10-9м.
Рис. 191. Схема распыления
расплава газа:
1 - тигель с металлом;
2 - разливочный стакан;
3 - подача газа;
4 - форсунки;
5 - зона распыления
Для получения высококачественных порошков сплавов на
основе железа, никеля, кобальта, меди применяют форсуночное
распыление в атмосфере инертного газа. Сплав выплавляют в ва-
куумной индукционной печи и через разливочную воронку на-
правляют в зону распыления к кольцевой форсунке, рис. 192а. На
рис. 1926 представлен общий вид установки.
Рис. 192а. Схема вакуумной
установки для форсуночного
распыления в инертном газе:
1 - щит управления;
2 - вакуумная индукционная
печь;
3 - литниковая воронка;
4 - форсунка;
5 - подвод аргона;
6 - камера для порошка;
7 - откачка аргона;
8 - бункер для порошка
378
379
Получение распыленных порошков металлов
Порошки железа и сплавов на его основе.
Железо или сталь выплавляют в дуговой печи и распыляют
воздухом или водой. После мокрого распыления пульпу обезво-
живают, сгущают и порошок отфильтровывают. После сушки его
подвергают водородному отжигу, дроблению и измельчению. По-
рошки железа имеют состав, %: С - 0,03; Si - 0,04; Мп - 0,15;
S - 0,02; Р - 0,02.
Порошки легких металлов.
Порошок алюминия получают распылением азотом или ар-
гоном с добавлением 10 % кислорода, что способствует образова-
нию защитной оксидной пленки и предотвращает самовозгорание
порошка. Порошок имеет дисперсность 0,1-0,2 мм. Для дальней-
шего измельчения его направляют в шаровые мельницы и полу-
чают в виде чешуек размером в несколько мкм. Однако в таком
порошке достаточно высокое содержание А12О3 - до 17 %.
Магниевые порошки получают центробежным распыле-
нием в барабанных измельчителях, вращающихся со скоростью до
5000 об/мин, размером 50-160 мкм.
Распылением водой получают медные порошки размером
160 мкм, порошки латуней, бронз, титана и его сплавов.
3. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ МЕТОДЫ ПОЛУЧЕНИЯ
ПОРОШКОВ
Получение порошков восстановлением водородом.
Железные порошки получают восстановлением стационар-
ным способом на лентах конвейерных машин при 980 °C, либо в
аппаратах кипящего слоя.
При восстановлении методом кипящего слоя в реактор за-
гружают измельченный железный концентрат с содержанием
99,7 % Fe3O4 и в атмосфере водорода при 540 °C проводят восста-
новление с последующей обработкой инертным газом при 800 °C.
Вольфрамовый порошок получают в муфельных печах вос-
становлением триоксида вольфрама при 800-1200 °C.
Медные порошки восстанавливают из медной окалины во-
дородом, конвертированием, либо природным газом при 600 °C.
380
Восстановление углеродом.
Для получения железного порошка этим методом использу-
юТ окалину от проката низкоуглеродистых сталей и смесь антра-
цита с известняком. Шихту засыпают в капсюли, ставят капсюли в
вагонетки и задвигают в нагревательную печь. Вагонетка с ших-
той последовательно проходит зону подогрева, зону восстановле-
ния при 1200 °C, зону охлаждения и, наконец, зону обезуглерожи-
вания при температуре 800 °C. Образовавшуюся в капсуле желез-
ную трубу разрезают, дробят, измельчают в порошок и рассеива-
ют по фракциям. Для получения порошка высокого качества его
дополнительно отжигают в водороде при 800 °C.
Восстановлением углеродом получают и порошки вольфра-
ма, если в них допустима примесь карбида вольфрама. Порошки
вольфрама имеют крупность от 1 до 10 мкм при содержании угле-
рода ниже 0,5 %.
Восстановление хлором.
Рассмотрим хлоридный способ получения железного по-
рошка. Железо в виде скрапа, стружки, губки загружают в сталь-
ной реактор, куда заливают 20 % соляную кислоту. Образуется
раствор хлористого железа - FeCl2. После обработки раствора по-
лучают кристаллический хлорид. Его брикетируют и направляют в
водородную печь, нагретую до 600 °C. Происходит реакция:
FeCl2 + Н2 = Fe + 2НС1.
Продукт восстановления подвергают измельчению. Поро-
шок содержит, %: С - 0,015; Si - 0,006; О2 - 0,1; Cl - 0,005.
4. ПОЛУЧЕНИЕ ПОРОШКОВ ЭЛЕКТРОЛИЗОМ
Путем электролиза получают порошки: Си, Ag, Fe, Ni, Cr,
Zn, Pb. Электролитическое получение металлического порошка
заключается в разложении водных растворов соединений выде-
ляемого металла или его бескислородных расплавленных солей в
электролизных ваннах.
Порошок получается в виде осадка на дне ванны. Чтобы по-
лучить плотный осадок, готовят электролиты с пониженной кон-
центрацией водородных ионов и повышенной концентрацией ио-
нов металлов при низких плотностях тока. Чтобы осадок был
хрупким, в раствор добавляют специальные вещества.
381
Губчатые мягкие осадки получают при низких плотностях
тока, низкой концентрации ионов металла, повышенной кислотно-
сти раствора и добавке некоторых окислителей.
Рыхлые мелкодисперсные осадки получают при высоких
плотностях тока, низкой концентрации ионов металла, повышен-
ной кислотности электролита. В качестве примера такого процесса
рассмотрим производство медного порошка.
Электролиз осуществляют в ванне, разрез которой пред-
ставлен на рис. 193. Анодом служит чистая катодная медь, полу-
чаемая в производстве меди при электролитическом ее рафиниро-
вании. Катоды делают из меди, алюминия или титана. Металличе-
ская ванна изнутри футерована винипластом. Одна ванна имеет
вместимость 2-5 м3. Из 17-24 ванн составляется батарея. Напря-
жение на ванне 1,5 В при силе тока 10 000 А/м2. В ванну ставят 12
катодов и 13 анодов. Для составления электролита используют
серную кислоту, сульфат меди. При электролизе медь выделяется
на катоде в виде порошка, который время от времени скребками
счищают с поверхности катодов. Осадок накапливается на дне
ванны и с помощью гидровакуумной системы удаляется. Порошок
промывают горячим мыльным водным раствором, сушат в ваку-
умных сушильных аппаратах или в трубчатых сушилах в атмо-
сфере продуктов сгорания природного газа.
Рис. 193. Схема электролизной ванны:
I - карман для приема электролита;
2 - промежуточная шина;
3 - анод; 4 - катод;
5 - лоток для выпуска электролита
Высушенный порошок измельчают на мельницах. В зависи-
мости от сорта порошок имеет крупность от 7 до 100 мкм, при со-
держании примесей, %: Fe - 0,02; Ог - 0,1-0,5; Sb - 0,01;
Pb - 0,05; As - 0,005.
Так же электролизом получают порошки никеля из аммиач-
ных растворов сернокислого никеля при напряжении 10-15 В, си-
ле тока до 3000 А/м2 порошок имеет чистоту 99,5 %.
382
Другим направлением этого процесса является электролиз
расплавленных солей.
Получение порошка тантала.
В качестве электролита служит расплав, состоящий из
KzTaF?, Та2О5 и KF.
На катоде идет реакция: Та+5 + 5е = Та.
На аноде происходят реакции:
TaOF6 -е~ TaF5 + F"1 + 0,5О2;
TaFs + 3K+1 + 3F* = K3TaF8;
0,5О2 + С = СО.
Электролиз проводят при 800 °C. В качестве электродов мо-
гут быть: графитовый тигель - анод и металлический стержень -
катод; или катодом является металлический тигель, а анодом -
графитовый стержень. При электролизе на стенках и дне тигля в
виде дендритов осаждается тантал. После того как тигель на 2/3
заполнится осадком, процесс прерывают, анод вынимают, а тигель
вместе с электролитом и катодным осадком охлаждают. Частицы
танталового порошка оказываются вкрапленными в застывший
электролит, который защищает тантал от окисления. Застывшую
массу дробят и сжатым воздухом отделяют электролит от металла.
Затем танталовый порошок в фарфоровых сосудах обрабатывают
горячим раствором соляной и азотной кислот для отмывки от Мо
и Fe, промывают водой и высушивают. В готовом тантале содер-
жание примесей (Fe + Ni) до 0,1 %; С - 0,03-0,2 %; Si - 0,01 %;
Fe-0,01 %;О2-0,2%.
Также электролизом получают порошки Ti из расплавлен-
ных шлаков руднотермической плавки титана, отходов титана,
карбидов и карбонитридов титана, губчатого титана. Растворимый
анод изготовляют из титаносодержащих материалов, электролит
состоит из хлоридов К, Na, Mg. Титан выделяется на катодах из
нержавеющей стали.
5. ПОЛУЧЕНИЕ ПОРОШКОВ МЕТОДОМ ТЕРМИЧЕСКОЙ
ДИССОЦИАЦИИ КАРБОНИЛОВ МЕТАЛЛОВ
Карбонилы - это соединения металлов с группами СО.
Процесс можно представить уравнением:
MemR„ + кСО = zi[R] + (Mem(CO)*] = /иМе + АСО + nR,
383
где Me - переходный металл V-УШ групп периодической системы,
R - балластные вещества (кислород, солевые остатки, примеси).
Сначала исходное сырье MemR„ взаимодействует с СО с об-
разованием карбонила - Mem(CO)*, который отделяют от баласт-
ной примеси R и собирают в чистом виде. Далее нагревают карбо-
нил, который диссоциирует с выделением чистого металла и СО.
Рассмотрим производство карбонильного никеля.
Реакционный газ, состоящий на 95 % из СО и на 5 % Н2, по-
дают в колонну синтеза, в которую загружают до 20 т никельсо-
держащего материала при давлении 200 атм и температуре 250 °C.
Образующийся при синтезе карбонил никеля Ni(CO)4 конденсиру-
ется в холодильнике. Газ возвращается в колонну синтеза, а сырой
карбонил стекает в сборник. Далее карбонил очищают в ректифи-
кационной колонне. Затем карбонил подвергают диссоциации при
нормальном давлении и 400 °C.
Получают порошок никеля чистотой 99,9-99,7 % с размера-
ми частиц от 10 до 100 мкм.
Примерно таким же образом получают порошки карбониль-
ного железа, которые, однако, содержат до 0,9 % углерода и до
1,0 % азота.
6. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА ПОРОШКОВ
Химические свойства
Первой характеристикой порошка является его химический
состав; второй - содержание оксидов металла, от которых зависит
спекаемость изделий; третьей - содержание газов. При большом
количестве газов увеличивается хрупкость частиц и затрудняется
формирование изделий. Интенсивное газоотделение при спекании
препятствует нужному протеканию процессов формования.
Воспламеняемость порошков зависит от химической при-
роды порошка, чистоты металла, крупности и формы частиц, со-
стояния их поверхности.
Основной причиной самовоспламенения порошков является
их взаимодействие с кислородом. Для воспламенения иногда не
нужен и внешний источник тепла. Многие высокодисперсные по-
рошки могут возгораться даже при комнатной температуре. Про-
цесс самовозгорания характеризуется различными температурами.
384
Температура самовозгорания - это наименьшая температу-
ра, при которой в порошке возникает экзотермическая реакция
взаимодействия с газовой атмосферой, инициированная внешним
тепловым импульсом.
Температура тления - наименьшая температура порошка,
при которой в результате самонагрева возникает тление, т. е. све-
чение без пламени.
Температура самовоспламенения - это та наименьшая тем-
пература порошка, когда резко повышается скорость экзотермиче-
ского процесса, результатом которого является самопроизвольное
возникновение пламени.
Температура воспламенения - наименьшая температура,
при которой от постороннего источника тепла в порошке проис-
ходит резкое повышение температуры вследствие экзотермиче-
ского процесса, заканчивающегося возникновением пламени.
В табл. 8 приведены температуры самовоспламенения и
воспламенения различных порошков.
Таблица 8
Температуры возгорания порошков
Тип порошка Температура самовоспламенения, °C Температура воспламенения, °C
Алюминиевый 470 —
Железо карбонильное 320 500
Магниевый 490 420
Циркониевый 120 180
Цинковый 460 600
Взрываемость.
Взрываются обычно аэрозоли, т. е. мелкораспыленные в
воздухе порошки. Показателем взрываемости служит температура
воспламенения, нижний и верхний предел взрыва, конечное дав-
ление взрыва, скорость нарастания взрыва. Взрываемость порош-
ка, в основном, зависит от его дисперсности, степени его окислен-
ности и от содержания кислорода в газовой фазе. Обычно подвер-
жены взрыву порошки крупностью менее 0,2 мм. В аэрозольном
состоянии подвержены взрыву практически все порошки.
Достаточно часто происходят взрывы угольного порошка в
шахтах.
385
Физические свойства порошков
Форма частиц зависит от способа получения порошка.
Сферическая форма частиц характерна для порошков, полученных
распылением, испарением, конденсацией, карбонильным спосо-
бом (рис. 194).
Рис. 194. Сферические частицы металлического порошка
диаметром 0,008-0,01 мм, увеличение 3000
Дендритная форма свойственна порошкам, полученным
электролизом.
Осколочная форма присуща порошкам, изготовленным в
шаровых мельницах.
Тарелочная форма частиц характерна для порошков, полу-
ченных измельчением в вихревых мельницах.
386
Каплевидная форма бывает у порошка, полученного мето-
дом распыления.
Форма частиц оказывает влияние на технологические свой-
ства порошков и изделий - на плотность, прочность, однородность
свойств. Наиболее прочные заготовки получаются из порошков с
дендритной формой частиц. Такая форма способствует заклинива-
нию частиц друг в друге, переплетению выступов и ответвлений.
Размер частиц.
Для изготовления тех или иных изделий требуются порошки
различной крупности. По размеру частиц порошки делят на:
ультрадисперсные - с размером частиц до 0,0001 мм;
высокодисперсные - до 0,01 мм;
мелкие - до 0,04 мм;
средние - до 0,25 мм;
крупные-до 1мм.
Удельная поверхность представляет собой сумму наруж-
ных поверхностей всех частиц, составляющих единицу объема
или массы порошка. Металлические порошки имеют удельную
поверхность от 0,01 до 1 м2/г, хотя в отдельных случаях она может
достигать 20 м2/г. На удельную поверхность влияет размер и фор-
ма частиц, степень развитости их поверхности. Удельная поверх-
ность возрастает по мере уменьшения размера частиц, усложнения
их формы, увеличения шероховатости частиц.
Плотность порошка определяется природой материала,
размером частиц, совершенством макро- и микроструктуры, хи-
мической чистотой. Для порошков сплавов плотность зависит от
равномерности распределения легирующих компонентов и фаз.
Насыпная плотность - это масса единицы объема порошка
при свободной засыпке. Ее величина зависит от угла естественно-
го откоса порошка. Угол откоса - это угол а между горизонталь-
ной поверхностью, на которую высыпан порошок, и наклонной
поверхностью конуса или пирамиды насыпанного порошка,
рис. 195.
Для большинства металлических порошков угол откоса со-
ставляет 25-70 °. Чем крупнее частицы, тем более правильной
формой они обладают; чем больше их физическая плотность, тем
больше насыпная плотность. Чем больше неровностей на поверх-
ности, тем меньше насыпная плотность порошка.
387
Рис. 195. Угол естественного откоса порошка
Существенное значение имеет гранулометрический состав
порошка, т. е. содержание различных по размеру частиц фракций.
Наличие мелких фракций приводит к возрастанию поверхности
трения и уменьшает насыпную плотность. Но при большой разни-
це в размерах отдельных фракций в 7-10 раз насыпная плотность
возрастает из-за заполнения мелкими частицами промежутков
между крупными.
Текучесть порошка характеризует его способность с опре-
деленной скоростью вытекать из отверстия, что важно для автома-
тического заполнения порошком пресс-форм.
Текучесть зависит от плотности и размера частиц, грануло-
метрического состава, формы и состояния поверхности частиц.
Основным фактором, влияющим на текучесть, является трение и
сцепление частиц между собой, затрудняющее их взаимное пере-
мещение. Текучесть определяется временем в секундах, за которое
50 г порошка вытекает через калиброванное отверстие диаметром
2,5 мм.
Текучесть уменьшается при увеличении удельной поверхно-
сти, шероховатости частиц, усложнении их формы, повышении
влажности.
Окисление порошка повышает текучесть в связи с уменьше-
нием коэффициента межчастичного трения и сглаживания релье-
фа поверхности.
388
Микротвердость позволяет оценивать способность частиц
к деформации. Ее величина зависит от природы, химической чис-
тоты порошка, условий предварительной обработки.
Пластичность порошка определяет условия формования,
прочность заготовок, требуемую мощность прессового оборудо-
вания, стойкость пресс-форм.
Глава 30. ФОРМОВАНИЕ ПОРОШКОВ
1. ПОДГОТОВКА ПОРОШКА К ФОРМОВАНИЮ
Перед формованием, т. е. получением изделий нужной фор-
мы, порошки проходят ряд операций предварительной подго-
товки.
Отжиг применяют для повышения пластичности, улучше-
ния уплотняемости, прессуемости и формуемости.
При отжиге снимается наклеп, восстанавливаются оксиды.
Как правило, отжиг проводят в восстановительной атмосфере, в
инертном газе или в вакууме при температуре, равной 0,4-0,6 от
температуры плавления материала. Например, медный порошок
отжигают при 400 °C, железный - при 750 °C. Наиболее часто от-
жигу подвергаются порошки, полученные механическим измель-
чением, диспергированием расплавов, электролизом и карбониль-
ным разложением. Порошки, полученные восстановлением, отжи-
гают тогда, когда требуется повысить чистоту порошка или
укрупнить частицы. Отжиг проводят в проходных печах в атмо-
сфере водорода.
Классификация, рассев по фракциям.
Рассев порошков проводят с помощью сит или воздушных
классификаторов, в которых газовый поток увлекает порошок, и в
зависимости от размера частиц они оседают в различных зонах
аппарата. Воздушные сепараторы похожи на циклоны для очистки
газа. В корпус циклона тангенциально вводят поток газа с порош-
ком. Крупные частицы сталкиваются со стенками и оседают на
Дне, а мелкие выносятся воздухом из циклонов.
Приготовление смесей.
Для формирования изделий необходимо, чтобы порошок
был однородным по химическому и гранулометрическому соста-
вам. Шихта считается однородной, если более 95 % проб порошка,
389
отобранных из подготовленной смеси, имеют заданный химиче-
ский и зерновой состав.
Для смешивания применяют различные шнековые, лопаст-
ные, центробежные смесители. Смешивание может быть сухим и
мокрым. При мокром смешивании к порошкам добавляют раство-
ры каучука в бензине, парафина в бензине, олеиновой кислоты.
В жидкой среде смешивание идет более интенсивно, чем
при сухом смешивании. Жидкая среда уменьшает силы электро-
статического притяжения между частицами и обеспечивает их
лучшее распределение в смеси. Под действием капиллярных сил в
тонких щелях частиц создается повышенное давление, которое
способствует развитию трещин и разъединению слипшихся час-
тиц. При этом возрастает подвижность частиц, смесь активно пе-
ремешивается, жидкость препятствует образованию пыли. В неко-
торых случаях после смешения массу необходимо высушивать
или снова направлять на восстановительный отжиг.
2. ПРЕССОВАНИЕ ПОРОШКОВ
Процессы, происходящие при прессовании.
Схема процесса простейшей прессовки в пресс-форме пока-
зана на рис. 196. Порошки отличаются от компактных и твердых
тел значительной подвижностью частиц, способностью сохранять
I
Рис. 196. Прессование в пресс-форме:
1 - верхний пуансон; 2 - пресс-форма;
3 - прессуемый порошок;
4 - нижний пуансон
приданную им форму только
при определенных условиях,
оказывать давление на ограж-
дающую поверхность, сопро-
тивляться растягивающим уси-
лиям.
Так как поверхность час-
тичек шероховатая, то при от-
сутствии внешнего давления
контакт между частицами воз-
никает лишь в отдельных точ-
ках. Поверхность соприкосно-
вения при этом составляет
0,01 % от общей поверхности
частиц. Поэтому контактные
давления достигают таких зна-
390
чений, при которых возникают пластические деформации частиц
или местные разрушения. Так, при среднем напряжении в массе
порошка 0,1 МПа, наибольшее контактное давление составляет
20 МПа. При таких давлениях первоначальный точечный контакт
переходит в контакт по некоторой, хотя и малой поверхности.
Сущность процесса прессования заключается в деформации
некоторого объема сыпучего порошкообразного тела обжатием,
при котором происходит уменьшение первоначального объема и
формирование изделия заданной формы и с заданными свойства-
ми. В результате прессования объем порошкообразного тела
уменьшается благодаря смещению отдельных частиц, заполняю-
щих пустоты между собой, и деформации частиц.
Сначала частицы заполняют пустоты, рис. 197, т. е. более
плотно упаковываются в пространстве.
Если частицы пластичны, то дальнейшее уплотнение будет
происходить благодаря деформации частиц.
Если частицы хрупкие, то будут разрушаться выступы на их
поверхности, частицы будут более плотно располагаться в про-
странстве.
Рис. 197. Модель прессования металлического порошка:
а - свободная насыпка материала;
б - заполнение пустот частицами порошка
Наиболее интенсивно уплотнение происходит на первой
стадии прессования, на второй стадии происходит пластическая
Деформация, рис. 198.
Таким образом, энергия прессования расходуется на пре-
одоление внутреннего трения между частицами, внешнего - меж-
ду частицами и стенками пресс-формы и на деформацию частиц.
391
Рис. 198. Последовательные стадии прессования порошков
пластичных материалов:
1 - заполнение пустот; 2 - начальный этап прессования;
3 - конечный этап прессования
Влияние давления прессования на плотность изделий.
Зависимость плотности от давления может быть представ-
лена формулой:
lgF=lgP.mx-Z(0-l);
где Р - приложенное давление прессования; Р^ - давление прес-
сования, обеспечивающее получение беспористой прессовки, L -
постоянная, учитывающая природу материала; 0 - относительный
объем или относительная плотность изделия. Для металлических
порошков L = 3.
Смазка при прессовании.
Использование смазки уменьшает трение между частицами
и улучшает процесс уплотнения порошка. Следствием этого явля-
ется повышение плотности заготовки и равномерности по химиче-
скому и зерновому составу.
Смазки делятся на инертные, не оказывающие влияния на
механические свойства частиц, и активные, которые вызывают
разрушение частиц и облегчают их деформацию.
В качестве смазок применяют масла, олеиновую кислоту,
поливиниловый спирт, глицерин, камфару, канифоль, графит и др.
вещества. Часто смазку делают в виде раствора в ацетоне, бензи-
не, бензоле.
При использовании смазки давление прессования уменьша-
ется, снижается усилие, необходимое для выталкивания заготовки
392
из пресс-формы, уменьшается прилипание изделия к форме, уве-
личивается стойкость пресс-форм.
Порошок с добавкой активных смазок имеет повышенные
антикоррозионные свойства. Однако в некоторых случаях снижа-
ется прочность прессовок.
Смазку либо заранее вводят в порошковую смесь, либо сма-
зывают стенки пресс-формы. Количество активной смазки для по-
рошка с размерами частиц 20-50 мкм - 0,3-0,5 %, инертной смаз-
ки-0,5-1,5 %.
Прочность прессовок.
В отличие от сплошного металла прочность прессовок воз-
растает с увеличением пластичности частиц. Прессовки из оло-
вянного порошка прочнее, чем из медного, из медного прочнее,
чем из железного, а из железного порошка прочнее, чем из вольф-
рамового. Это можно объяснить тем, что у пластичных материа-
лов в результате более быстрого заполнения контактных микроне-
однородностей в непосредственный контакт вступает большее
число атомов на совмещенных поверхностях частиц, что способ-
ствует развитию сцепления.
Прочность прессовки зависит от давления прессования.
3. СПОСОБЫ ФОРМОВАНИЯ ЗАГОТОВОК
Изостатическое формование.
Этот вид прессования используют для изготовления крупно-
габаритных изделий, в том числе с тонкими стенками.
Г идростатическое формование.
В этом способе прессования усилие передается через жид-
кость. Порошок засыпают в эластичную форму, например, рези-
новую, помещают в гидростат и постепенно повышают давление
сжимающей жидкости, рис. 199. Происходит всестороннее и рав-
номерное сжатие порошка. Плотность заготовки получается одно-
родной, устраняется анизотропность структуры. Можно получать
изделия сложной формы. Давление прессования в этом способе
меньше, чем при прессовании в пресс-форме. Оболочка для прес-
сования изготовляется из резины толщиной 0,1-2,0 мм. Таким ме-
тодом производят цилиндры, штабики, шаровые тела при давле-
ниях от 1000 до 20 000 атм.
393
Рис. 199. Схема установки для гидростатического формования порошка:
1 - компрессор; 2 - камера прессования; 3 - порошок;
4 ~ эластичная оболочка; 5 - манометр; 6 - крышка гидростата
Газостатическое прессование.
В этом методе порошок также засыпают в пластичную
обойму из алюминия или мягкой стали и подвергают обжатию га-
зом при давлении 200 МПа и нагреве до 1450 °C.
Формование в эластичной оболочке в пресс-форме.
По этой схеме прессования, рис. 200, порошок подвергается
одностороннему или двухстороннему сжатию. Материал оболочки
Рис. 200. Схема изостатического
формования в эластичной оболочке,
помещенной в пресс-форму:
/ - пуансон; 2 - эластичная оболочка;
3 - порошок;
4 - матрица пресс-формы;
5 - нижний пуансон
должен обладать способностью
принимать и сохранять опреде-
ленную форму, соответствую-
щую форме заготовки, вести се-
бя подобно жидкости для пере-
дачи равномерного давления на
порошок, иметь определенную
упругость, обеспечивающую воз-
вращение оболочки в первона-
чальное положение после снятия
давления, не склеиваться с по-
рошком. Оболочки изготовляют
из парафина, воска, водного рас-
твора желатина и глицерина,
эпоксидных смол и резиновой
массы.
394
Шликерное формование.
Шликерное формование или шликерное литье позволяет по-
лучать изделия сложных форм, с высокой чистотой поверхности и
точных размеров.
Наиболее распространенной является отливка в пористые
формы.
Первая стадия этого вида производства состоит в подготов-
ке шликера. Шликер - это эмульсионная субстанция из порошка и
жидкости. Для того чтобы шликер хорошо заполнил форму, он
должен быть текучим и агрегативноустойчивым, т. е. шликер не
должен расслаиваться, в нем не должно происходить оседания
крупных частиц и укрупнения мелких. Для придания шликеру
указанных свойств частицы порошка должны хорошо смачиваться
жидкостью.
Жидкая фаза должна иметь низкую упругость пара, низкую
воспламеняемость, малую вязкость и не должна химически взаи-
модействовать с твердой фазой. В качестве жидкости используют
воду, парафин, полиэтилен, спирт, четыреххлористый углерод,
альгинаты аммония. Чтобы не происходило образования хлопьев,
добавляют соляную, уксусную и другие кислоты. Пористые фор-
мы для отливок могут быть абсорбирующими и неабсорбирую-
щими. Абсорбирующие формы изготовляют из гипса CaSO4-2H2O.
Гипс замешивают с водой и заливают в форму. После затвердева-
ния гипса модель отделяют от формы и высушивают. Для того
чтобы отливаемая из шликера заготовка хорошо отделялась от
формы, ее внутренние стенки покрывают графитом, альгинатом
натрия, тальком или даже бумажной пленкой.
При заливке шликера в форму частицы твердой фазы осе-
дают на стенках формы, жидкость впитывается формой. Для по-
вышения скорости впитывания влаги снаружи форму обдувают
теплым воздухом. Затем сушат вместе с заготовкой, извлекают
заготовку, высушивают при 150 °C и подвергают окончательному
обжигу. Так изготавливают огнеупорные изделия из оксидов алю-
миния, циркония - высококачественные лабораторные корундо-
вые и цирконовые тигли, наконечники для термопар, трубки и др.
изделия.
При использовании пористых неабсорбирующих форм при-
меняют наружный вакуумный отсос, способствующий отводу вла-
ги из шликера.
395
Формование из термопластичных шликеров.
В качестве термопластичной связки используют парафин,
воск, твердые жиры, пеки и т. п. Смешивание шликера производят
в смесителях при нагреве выше температуры плавления смазки.
Формы металлические, из стали, алюминия, меди. Формование
производят под давлением. Разогретый до 100 °C шликер на пара-
финовой основе загружают в резервуар, в котором поддерживают
нужную постоянную температуру и перемешивают шликер. Под
давлением 0,3-0,6 МПа шликер воздухом выдавливают из резер-
вуара в форму, в которой под давлением и происходит затвердева-
ние массы. Заготовку извлекают из формы и для удаления связки
нагревают в адсорбентах - саже, активированном угле, глиноземе.
Адсорбенты активно впитывают расплавленную связку. Далее за-
готовку спекают и обжигают.
Формование прокаткой.
Путем прокатки получают полосу, ленту, простейшие про-
фили. Прокатку применяют для получения заготовок из конструк-
ционных электротехнических и антифрикционных материалов,
для производства фильтров, электрохимических электродов и др.
пористых изделий. На рис. 201 показаны способы прокатки. По-
рошок силами трения о поверхность валков, вращающихся на-
встречу друг другу, увлекается в зазор между ними и спрессовы-
вается в ленту, пластину определенной плотности и прочности.
Рис. 201. Схемы прокатки порошков:
а, 6, в- вертикальная; г - горизонтальная
На процесс прокатки большое влияние оказывает сыпучесть
порошка. Чем он выше, тем легче идет прокатка. При плохой сы-
пучести и неправильно выбранной скорости прокатки порошок не
прокатывается в сплошную заготовку.
396
Поступление порошка может быть свободным или под дав-
лением. Прокатка может быть периодической - когда получают
изделия конечной длины, может быть непрерывной, производя-
щей длинномерные изделия.
Толщина и плотность прокатной заготовки зависят от хими-
ческого, гранулометрического состава порошков, формы частиц,
конструкции дозатора, давления валков.
Плотность заготовки уменьшается с увеличением ее толщи-
ны h и уменьшением коэффициента прессования е, равного отно-
шению толщины порошка в начале зоны уплотнения hp к толщине
заготовки А3(е = Лр/Л3). Прокат можно осуществлять в холодном
или нагретом состоянии, в вакууме, в инертной атмосфере. Полу-
чают прокаткой и многослойные изделия или совместно прокаты-
вают несколько ранее прокатанных полос.
Мундштучное формование.
Схема такого прессования представлена на рис. 202. Через
калиброванное отверстие продавливают
порошковую пасту, состоящую из порош-
ка с добавкой пластификаторов: парафи-
на, крахмала, декстрина. Пасту подогре-
вают. Так производят прутки, трубы,
уголки, другие длинные изделия из труд-
нопрессуемых материалов, тугоплавких
сплавов, металлов, керметов и т. п. После
формования заготовки сушат и спекают.
Без пластификаторов производят
прессование в защитных оболочках из
стекла, графита или металла. Для предот-
вращения окисления применяют защит-
ные атмосферы. Оболочки служат вместо
смазки и предотвращают приваривание
изделий к инструменту. Оболочки не
Должны взаимодействовать с порошком.
Пластические свойства оболочки и по-
рошка должны быть близкими. Металли-
ческие оболочки изготовляют из меди, ла-
туни, биметалла. После прессования обо-
лочки удаляют механическим путем или
травлением.
Рис. 202. Схема мунд-
штучного прессования:
1 - плунжер гидравличе-
ского пресса; 2 ~ стальной
стакан; 3 - порошок;
4 - конус; 5 - матрица;
6 - получаемая заготовка
тот
Инжекционное формование.
Этот способ называют также литьем под давлением. Приме-
няют его для производства небольших изделий массой до 150 г из
керамических материалов.
Преимущества этого способа состоят в следующем:
1) получают готовые изделия с высоким качеством поверх-
ности, не нуждающиеся в дальнейшей обработке;
2) высокая скорость формования;
3) изготовление изделий сложного профиля.
Для формования готовят пасту из порошка и связующих:
полистирола, полиэтилена, акриловой смолы, парафинового воска
и пластификаторов - диэтилфталата, дибутилфталата, эфиров
жирных кислот. Применяют смазки в виде минерального масла.
Вибрационное формование.
Такой способ формования может быть статическим, рис.
203, а, б, в, и вибрационным, рис. 203, г, д, е. В простой схеме
формования вибрирует верхний или нижний пуансон или оба од-
новременно. Вибратор может быть гидравлическим, пневматиче-
ским, электромагнитным, электромеханическим.
Рис. 203. Статическое а, б, в и вибрационное г, д, е формование
При вибропрессовании порошок приобретает свойства жид-
костей. Давление в жидкости передается ею равномерно без изме-
нений во все стороны.
Наиболее эффективно вибропрессование применяется при
прессовке малопластичных материалов, например, карбидов, бо-
ридов, из которых получают плотные и прочные прессовки при
давлениях 3-6 атм.
398
Вибрация, придавая частицам порошка высокую подвиж-
ность, способствует их наиболее плотной укладке, а небольшое
давление прессования обеспечивает заклинивание частиц. Имеет
значение и частота вибрирования. Для небольших объемов по-
рошка с частицами размером более 0,1 мм частота вибрации равна
100-200 Гц, с частицами 0,1-0,01 мм от 200 до 300 Гц.
Порошки уплотняются очень быстро, за 30 с. Чем компакт-
ней частицы и проще их формы, тем быстрее уплотняется поро-
шок. Оказывает влияние и гранулометрический состав. Однород-
ный по зернистости порошок уплотняется хуже, чем смесь, со-
стоящая из различных фракций. Для уменьшения сил трения при-
меняют смазку из вазелинового масла, глицерина, поливинилового
спирта, олеиновой кислоты.
Импульсное формование.
Этот способ формования характеризуется высокой скоро-
стью приложения нагрузки (5-10 м/с), продолжительность про-
цесса составляет тысячные доли секунды.
Преимущества этого вида формования перед статическими
способами заключаются в следующем:
1) возможность создания очень высоких давлений;
2) получение прессовок большой плотности, вследствие чего
уменьшается усадка при спекании;
3) высокое качество поверхности;
4) получение прессовок из разнородных материалов.
Благодаря высокой скорости формования выделяющаяся в
результате деформации частиц теплота приводит к разогреву меж-
частичных контактов и к свариванию частиц.
Взрывное формование.
В этом виде формования используют ударную силу взрыва
пороха. Формование происходит в машине, напоминающей гидро-
стат. Вместо насосов, создающих сжатие жидкости в камере, ис-
пользуют небольшой пороховой заряд. При взрыве давление обра-
зующихся газов передается в рабочую камеру через разделитель-
ный поршень, что обеспечивает уплотнение порошка, помещенно-
го в эластичную оболочку в рабочей жидкости. Достигаются дав-
ления до 600 МПа. Этот метод позволяет получать из пластичных
материалов заготовки с относительной плотностью до 95 %, т. е.
изделия почти как из монолитного материала. При формовании
низкопластичных порошков хрупкие частицы разрушаются, про-
399
исходит их механическое расклинивание, что способствует повы-
шению твердости.
Этим методом получают крупногабаритные фильтры из ти-
тановых порошков и нержавеющей стали, заготовки из порошков
вольфрама и молибдена, изделия сложной формы, тигли и погру-
жаемые в жидкий металл огнеупорные стаканы.
Электрогидравлическое формование.
Процесс заключается в превращении электрической энергии
в механическую в жидкой среде. Принцип этого метода основан
на возбуждении разряда в конденсаторе, пластины которого по-
гружены в жидкость, через проволочку, соединяющую пластины.
Электромагнитное формование.
Метод основан на использовании энергии мощного им-
пульсного магнитного поля. Для получения магнитного импульса
применяют индукторы. При прохождении тока по индуктору меж-
ду ним и формуемым порошком создается магнитное поле высо-
кой интенсивности. Во время кратковременного импульса наве-
денные в порошковом теле вихревые токи взаимодействуют с
магнитным полем и создают силы, прижимающие порошковое
тело к стенкам пресс-форм.
Эффективность магнитоимпульсного формования зависит
от удельного электросопротивления порошка. Наиболее часто та-
кой вид формовки применяют в отношении порошков из золота,
серебра, меди, алюминия, низкоуглеродистой стали.
Глава 31. СПЕКАНИЕ ИЗДЕЛИЙ
Спекание изделий обеспечивает придание им заданных ме-
ханических и физико-химических свойств.
1. ТВЕРДОФАЗНОЕ СПЕКАНИЕ
Спекание однофазных систем.
При нагреве формованного изделия происходит процесс, ко-
торый можно разделить на 3 стадии.
Первая - припекание частиц, сопровождающееся увеличе-
нием площади контакта между ними. При этом каждая частица
сохраняет структурную индивидуальность, между частицами со-
храняется граница.
400
Вторая - начинается образование замкнутых пор, контакты
между частицами исчезают, границы между ними оказываются
расположенными произвольно, независимо от их первоначального
расположения.
Третья стадия - окончание образования изолированных пор.
С началом нагрева возникают связи между частицами
вследствие диффузии, что приводит к образованию и развитию
межзеренных границ, возрастает прочность и электоропровед-
ность. Между спекаемыми частицами возникают шейки, в кото-
рые происходит перенос вещества. В результате роста шеек за-
крывается сквозная пористость, появляются изолированные груп-
пы пор или отдельные поры, которые позже округляются. Сум-
марный объем пор в теле уменьшается, и происходит его уплотне-
ние - усадка.
Усадка требует длительного времени и высокой температу-
ры. Вследствие уменьшения размеров и исчезновения мелких пор
происходит укрупнение пор. Число пор уменьшается при увели-
чении их среднего размера. При нагреве мелкие частицы укруп-
няются, происходит их рекристаллизация. Благодаря переносу ве-
щества с частицы меньшего размера на частицу большего размера
происходит укрупнение частиц. Атомы вещества диффундируют в
сторону частиц с меньшей суммарной поверхностью границ и с
меньшей свободной энергией. Система стремится перейти в более
равновесное состояние с меньшей суммарной поверхностью границ.
Рекристаллизация начинается при температуре, равной 0,3
температуры плавления и идет одновременно с усадкой. Однако,
рост частиц не увеличивает общий объем и уплотнение спекаемо-
го изделия.
По ходу спекания плотность изделия возрастает, происходит
уменьшение его размеров и объема вследствие сокращения числа
и объема пор. Процесс усадки можно разделить на следующие
стадии:
1. Ранняя стадия. Плотность тела мала и скорость уплотнения
определяется процессами, происходящими в приконтактных облас-
тях. Скорость смещения частиц друг относительно друга высокая.
2. Промежуточная стадия. Плотность тела велика, уплотне-
ние происходит равномерно по всему объему.
3. Заключительная стадия. Отдельные изолированные поры
зарастают в результате диффузионного переноса.
401
При изотермической выдержке происходит замедление ско-
рости усадки. С повышением температуры спекания скорость уве-
личения плотности растет. При нагреве железных порошковых
изделий сначала увеличивается их объем вследствие выделения
паров и газов, выгорания смазок. В дальнейшем пленки оксидов
восстанавливаются, неметаллические контакты заменяются ме-
таллическими, увеличивается их площадь, возрастает электропро-
водность.
Спекание многокомпонентных систем.
Системы с полной взаимной растворимостью компонентов:
Cu-Ni; Fe-Ni; Cu-Au; W-Mo; Fe-Сг; Co-Ni-Cu.
В результате спекания образуется твердый раствор. Общая
усадка получается меньше аддитивной, равной сумме усадок каж-
дого компонента. При спекании некоторые контакты между одно-
именными и разноименными частицами могут нарушаться из-за
напряжения в зоне контакта, испарения частиц, поверхностной
диффузии. Гомогенизация шихты перед прессованием обеспечи-
вает при спекании более полную и однородную усадку, а также
более однородный состав и свойства изделия по всему объему.
Системы с ограниченной растворимостью компонентов:
Fe-C; W-Ni; Mo-Ni; Fe-Cu; Cu-Ag; Ni-Cr.
В начале в порошковом теле присутствуют все фазы, в соот-
ветствии с диаграммой состояния данной системы. Образуются
ограниченные твердые растворы, свойства изделий зависят от
полноты гомогенизации, пористости, межфазных контактов.
Системы с нерастворимыми компонентами:
Cu-C; W-Ag; W-Cu; Mo-Си.
В этих системах после контакта одной частицы с другой
происходит обволакивание одной частицы другой. Образуется как
бы оболочка. В другом случае частица с большей поверхностной
энергией вдавливается в частицу с меньшей поверхностной энер-
гией. Полного уплотнения порошкового тела не достигается. На
рис. 204 показан процесс обволакивания частицы.
2. ЖИДКОФАЗНОЕ СПЕКАНИЕ
Жидкофазное спекание происходит при температуре выше
температуры плавления одного из компонентов, появляется жИД'
кая фаза.
402
4
Рис. 204. Схема обволакивания частиц:
а - соприкосновение частиц; б - припекание частицы В к А;
в, г - стадии полного обволакивания частицы В веществом А.
При этом в порошковом теле возникает капиллярная систе-
ма, состоящая из твердой, жидкой и газообразной фаз. Большое
значение имеет смачивание твердых частиц жидкостью.
Появление жидкости связано с расплавлением более легкого
компонента или структурной составляющей, например, эвтектики,
или с контактным плавлением, когда жидкая фаза возникает при
температуре более низкой, чем температуры плавления состав-
ляющих. Чем лучше смачивание, тем большие количества жидко-
сти могут удерживаться в порошковом теле во время спекания, не
вытекая из него и не искажая его формы.
При наличии жидкости увеличивается скорость диффузии
атомов, что ускоряет сплавообразование, облегчается перемеще-
ние твердых частиц друг относительно друга, более легко запол-
няются поры. В этом случае можно получать беспористые изделия
с большей степенью уплотнения, чем при твердофазном спекании.
В одних случаях жидкая фаза после своего появления исче-
зает благодаря растворению в твердой фазе или вследствие взаи-
модействия с твердыми компонентами и образованию более туго-
плавких фаз.
В других случаях жидкость присутствует до конца выдерж-
ки. Однако объем жидкой фазы не должен превышать 50 % от
массы прессовки, иначе форма заготовки будет меняться.
Примером спекания с исчезающей жидкой фазой служит
производство постоянных магнитов из смеси порошков Fe-Al-Ni.
403
3. ТЕХНОЛОГИЯ СПЕКАНИЯ
Как правило, спекание проводят в защитной атмосфере во-
дорода, конвертированного природного газа, в аргоне, азоте или в
вакууме. Перед подачей в спекательные печи газ обязательно
очищают от кислорода и паров воды.
Весьма эффективным является спекание в вакууме, обеспе-
чивающее экстракцию газов, содержащихся в заготовках, предо-
хранение от окисления и восстановления оксидов. Если при спе-
кании образуется жидкая фаза, то в вакууме улучшается смачива-
ние тугоплавкой фазы, повышается равномерность распределения
жидкой фазы в порошковом теле.
Независимо от газовой атмосферы спекание часто проводят
в засыпках: кварцевом песке, графитовой крупке, асбестовом по-
рошке.
Состав засыпки выбирают таким, чтобы создать защитную
атмосферу. Засыпка должна быть более тугоплавкой, чем прессов-
ка, и не взаимодействовать со спекаемым материалом. Засыпка
способствует более равномерному прогреву изделий и предотвра-
щает их сваривание друг с другом.
Печи для спекания. 4
Существуют печи непрерывного действия, в которых заго-
товки проходят зону отжига, спекания и охлаждения. В зоне отжи-
га происходит испарение и выжигание смазки, снятие напряже-
ний. Чаще всего используются электрические конвейерные печи, в
которых заготовки укладывают на поддонах или непосредственно
на конвейер и перемещают в печи со скоростью 2-3 м/ч. Общая
длина печи достигает 20 м, при длине зоны спекания 10 м, темпе-
ратура в горячей зоне может достигать 1600 °C.
В печах периодического действия (камерных, муфельных
или колпаковых) изделия загружают партиями и выдерживают
при ступенчатом нагреве и охлаждении; схемы печей приведены
на рис. 205.
Горячее прессование.
Этот вид прессования применяют при изготовлении загото-
вок из карбидов, боридов, силицидов и т. п.
Процесс совмещает прессовку и спекание. Он проводится
при температуре выше температуры рекристаллизации основного
404
Рис. 205. Электрические печи для спекания периодического действия:
а - камерная; б - шахтная; в - элеваторная; г - колпаковая
405
компонента. Такой тип прессования позволяет совместить увели-
чение текучести порошка с нагревом и получать беспористые по-
рошковые изделия.
Горячее прессование максимально быстро уплотняет прес-
совку и дает заготовки с минимальной пористостью при малых
давлениях.
Силы внешнего давления суммируются при этом с капил-
лярными, приводящими к развитию механического сцепления и
уменьшению пористости.
Изделия, полученные горячим прессованием, обладают бо-
лее высокой прочностью, большим удлинением, повышенной
твердостью и электропроводностью, более точными размерами по
сравнению с изделиями, полученными другими методами.
На рис. 206 показаны схемы горячего прессования, а на рис.
207 - вакуумная печь горячего прессования. Нагрев происходит
Рис. 206. Схемы нагрева при горячем прессовании:
/ - пропускание тока через порошок и пресс-форму;
2 - пропускание тока через порошок; 3 - пропускание тока через пресс-форму;
4 - индукционный нагрев порошка; 5 - индукционный нагрев пресс-формы
406
благодаря электрическо-
му току, который про-
пускают через пресс-
форму. Пресс-формы бы-
вают металлическими,
графитовыми, керамиче-
скими. Для предотвра-
щения взаимодействия с
прессовкой внутреннюю
поверхность пресс-
формы покрывают жид-
ким стеклом, эмалью,
нитридом бора или за-
щищают металлической
фольгой. Сначала произ-
водят нагрев, затем при-
кладывают давление, по-
сле снятия давления из-
делие остывает.
Вариантом горяче-
го прессования является
динамическое прессова-
ние, когда предваритель-
но спрессованные и спе-
ченные при невысокой
температуре заготовки
допрессовывают при вы-
сокой температуре.
Другим видом го-
рячего прессования явля-
ется электроразрядное
прессование. Через пуан-
сон и форму пропускают
электрический разряд. В
Рис. 207. Общий вид вакуумной печи для
горячего прессования
первый момент времени при прохождении тока большой плотно-
сти через слабо спрессованный порошок на межчастичных кон-
тактах возникает искрение, вызывающее разрушение поверхност-
ных оксидных пленок, и создаются предпосылки для припекания
частиц. Далее силу тока повышают в тысячи раз и увеличивают
407
давление на прессовку. Температура достигает максимального зна-
чения, после чего выключают ток и медленно понижают давление.
Глава 32. СВОЙСТВА ПОРОШКОВЫХ ИЗДЕЛИЙ
Порошковое тело является двухфазным: оно состоит из
твердой фазы и пустоты. Свойства такого тела зависят от следую-
щих факторов:
1) передача энергии и напряжения происходит через твер-
дую фазу;
2) свойства фазы, заполняющей поры, например, прочность
равны нулю;
3) если твердая фаза сама состоит из нескольких компонен-
тов, то возможная передача энергии и напряжений происходит
только в одном компоненте.
Характерным отличием порошковых тел от изделий, полу-
ченных методом литья, обработкой давлением слитков и загото-
вок, является наличие пористости. Форма пор зависит от формы и
размера частиц порошка, от методов изготовления и обработки
изделий. Наиболее правильную форму имеют поры в изделиях,
изготовленных из порошков со сферической формой частичек.
Мелкие, округлые изолированные поры обеспечивают более вы-
сокие механические свойства, чем соединяющиеся между собой
щелевидные поры.
Для порошковых изделий характерны следующие свойства:
1) микротвердость, температура плавления, коэффициент
термического расширения - эти показатели не зависят от пори-
стости;
2) аддитивные характеристики, зависящие только от количе-
ства материала: теплоемкость, магнитная восприимчивость;
3) электропроводность, теплопроводность, модуль упруго-
сти, диэлектрическая и магнитная проницаемость;
4) структурно-чувствительные свойства: прочность, пла-
стичность, ударная вязкость.
Структура порошковых изделий
Структура заготовки определяется металлической фазой,
неметаллическими включениями, порами.
408
На структуру оказывает большое влияние характеристика
частиц порошка. Увеличение размера частиц способствует обра-
зованию крупнозернистой структуры с большими порами непра-
вильной формы. Мелкие частицы дают малопористую структуру с
одновременным увеличением количества посторонних включе-
ний. Сказывается и структура самих частиц, особенно в случае
наличия в них трудновосстановимых оксидов.
В заготовках, полученных из смеси различных порошков,
структура гетерогенна из-за неполной гомогенизации при спека-
нии и образования внутричастичных пор. В легированных порош-
ках или порошках сплавов существенно повышается однородность
структуры, уровень и стабильность свойств.
На структуру влияют и условия изготовления порошковых
тел. Холодное прессование и длительное спекание приводят к об-
разованию более равновесной, но и более крупнозернистой струк-
туры. При статическом горячем прессовании формируется более
мелкозернистая структура, а при динамическом горячем прессова-
нии еще более дисперсная структура.
В зависимости от состава, условий нагрева структура может
быть гомогенной, гетерогенной или являть собой смесь металли-
ческих и неметаллических частиц. Для полной гомогенизации
структуры требуются высокие температуры спекания и длитель-
ная выдержка. Так гомогенная структура железо-никель-медного
материала достигается за 3 ч спекания при 1250 °C, при более низ-
ких температурах или более коротких выдержках образуется гете-
рогенная структура из смеси зерен твердого раствора различного
химического состава.
Большие затруднения в получении равновесных структур
возникают при изготовлении изделий из компонентов, имеющих
ограниченную взаимную растворимость. Так, в железо-графито-
вых изделиях из-за недостаточно равномерного объемного рас-
пределения графита при спекании возникает аномальная структу-
ра, характеризуемая сосуществованием феррита, перлита, цемен-
тита и графита.
409
РЕКОМЕНДАТЕЛЬНЫЙ БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
Часть 1
1. Воскобойников В. Г., Кудрин В. А., Якушев А. М. Общая метал-
лургия. М.: Металлургия, 2000. - 768 с.
2. Кнюппель Г. Раскисление и вакуумная обработка стали. М.: Ме-
таллургия, 1984. -416 с.
3. Коршиков Г. В. Энциклопедический словарь-справочник по ме-
таллургии. Липецк, Липецкое изд-во Госкомпечати РФ, 1998. - 780 с.
4. Поволоцкий Д. Я., Рощин В. Е., Мальков Н. В. Электрометаллур-
гия стали и ферросплавов. М.: Металлургия, 1995. - 592 с.
5. Кудрин В. А. Теория и технология производства стали. М.: Мир,
2003. - 527 с.
Часть!
1. Тарасов А. В., Уткин Н. И. Общая металлургия. М.: Металлур-
гия, 1997. - 588 с.
2. Зеликман А. П. Металлургия тугоплавких редких металлов. М.:
Металлургия, 1986. - 440 с.
Часть 3
1. Громов Н. П. Теория обработки металлов давлением. М.: Ме-
таллургия, 1967. - 340 с.
2. Сторожев М. В., Попов Е. А. Теория обработки металлов дав-
лением. М.: Машиностроение, 1977. - 560 с.
Часть 4
\. Арсентьев П. П, Яковлев В. В. и др. Общая металлургия. М.:
Металлургия, 1986. - 360 с.
2. Гуляев А. П Металловедение. М./Металлургия, 1977. - 647 с.
Часть 5
1. Михайлов А. М., Бауман Б. В. и др. Литейное производство. М.:
Машиностроение, 1987. - 256 с.
2. Титов Н. Д, Степанов Ю. А. Технология литейного производ-
ства. М.: Машиностроение, 1985. - 400 с.
Часть 6
1. Акулов А. И. Технология и оборудование сварки плавлением и
термической резки. М.: Машиностроение, 2003. - 560 с.
2. Сварка, резка, пайка металлов. Под редакцией Кортеса А. Р.
М.: Аделант Арфа, 1999. - 192 с.
Часть 7
1. Кипарисов С. С., Либенсон Г. А. Порошковая металлургия. М.:
Металлургия, 1991.-431 с.
410
ОГЛАВЛЕНИЕ
ПРЕДИСЛОВИЕ...................................................3
ЧАСТЬ 1. МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА, ЧУГУНА И СТАЛИ...................5
Глава 1. ОСНОВНЫЕ ПОНЯТИЯ.....................................5
Глава 2. ИСХОДНЫЕ (СЫРЫЕ) МАТЕРИАЛЫ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА
ЖЕЛЕЗА И ЧУГУНА..............................................12
1. Железные руды..........................................12
Типы железных руд.....................................14
Требования к качеству и оценка железных руд...........15
Основные месторождения железных руд в Российской Федерации.15
2. Флюсы..................................................16
3. Побочные продукты......................................18
4. Подготовка железных руд................................19
Дробление и измельчение...............................19
Рассев, классификация и усреднение....................22
Обогащение железных руд...............................23
Агломерация железных руд и концентратов...............26
Производство окатышей.................................31
5. Металлургический кокс..................................35
Глава 3. ПУТЬ ОТ РУДЫ К ЖЕЛЕЗУ, ЧУГУНУ И СТАЛИ...............38
Глава 4. МЕТАЛЛУРГИЯ ЖЕЛЕЗА..................................41
1. Процесс Мидрекс........................................43
2. Процесс ХИЛ............................................47
Глава 5. МЕТАЛЛУРГИЯ ЧУГУНА..................................48
1. Устройство доменной печи...............................49
Профиль печи..........................................49
Фундамент печи........................................51
Горн доменной печи....................................52
Кожух, футеровка, охлаждение..........................52
Фурмы.................................................55
Колошниковое устройство...............................55
Загрузка шихты в доменную печь........................58
2. Устройство доменного цеха..............................59
Ковши для транспортировки чугуна и шлака..............60
Доменные воздухонагреватели...........................62
Очистка доменного газа................................65
Разливка чугуна.......................................70
3. Доменный процесс.......................................71
Горение топлива в горне доменной печи.................71
Движение материалов в доменной печи...................75
411
Физико-химические процессы в доменной печи...............75
Внедоменная обработка чугуна.............................84
4. Материальный баланс доменной плавки.......................86
5. Управление работой доменной печи..........................88
6. Продукты доменной плавки..................................88
7. Основные технико-экономические показатели доменной плавки.90
8. Перспективы развития доменного процесса...................91
9. Процесс Корекс............................................95
Глава 6. МЕТАЛЛУРГИЯ СТАЛИ......................................98
1. Стальной лом (скрап).....................................100
2. Основные реакции сталеплавильных процессов...............104
Окисление углерода......................................105
Окисление металлических и неметаллических примесей......106
Шлакообразование........................................108
Газы в стали............................................109
Влияние вакуума.........................................112
Раскисление.............................................113
Неметаллические включения...............................114
Легирование.............................................115
Глава 7. КОНВЕРТЕРНОЕ ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ.......................115
1. Устройство кислородных конвертеров с верхней продувкой...117
Кислородная фурма.......................................118
2. Технология плавки........................................120
Материальный баланс конвертерной плавки с верхней
продувкой кислородом....................................125
3. Разновидности конвертерных процессов.....................126
4. Конвертерный цех.........................................127
5. Экология и утилизация конвертерных газов.................127
6. Конвертер аргоно-кислородного обезуглероживания..........130
7. Перспективы развития конвертерных процессов..............132
Глава 8. ЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИЯ СТАЛИ..............................132
1. Устройство дуговых электропечей .........................133
Трехфазные дуговые печи.................................133
Электропитание трехфазных дуговых печей.................135
Дуговые печи постоянного тока...........................136
Электроды...............................................139
Электрическая дуга......................................140
2. Индукционные сталеплавильные печи........................141
3. Технология выплавки стали в электропечах.................143
Технология выплавки сталей в высокомощных дуговых печах.144
Технология выплавки легированных сталей в дуговых печах
средней вместимости.....................................148
Технология выплавки стали в дуговых печах малой
вместимости (3-25 т)....................................149
Выплавка коррозионно-стойких сталей.....................150
Технология выплавки стали в кислых дуговых печах........150
412
Технология выплавки стали в открытых индукционных печах.152
Экология и переработка печных газов...................152
Перспективы развития электрометаллургии стали.........153
Глава 9. СПЕЦИАЛЬНЫЕ СПОСОБЫ ЭЛЕКТРОМЕТАЛЛУРГИИ..............154
1. Основные закономерности при плавке в вакууме...........154
2. Вакуумная индукционная плавка..........................156
3. Вакуумные дуговые печи.................................158
4. Электроннолучевые печи.................................160
5. Электрошлаковый переплав...............................164
Глава 10. МАРТЕНОВСКОЕ ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ....................166
Мартеновская печь.....................................166
Технология выплавки стали в мартеновских печах........168
Глава 11. КОВШОВАЯ МЕТАЛЛУРГИЯ...............................172
Сталеразливочный ковш.................................172
Внепечная обработка стали при атмосферном давлении....175
Внепечная обработка стали при пониженном давлении.....178
Глава 12. РАЗЛИВКА СТАЛИ.....................................185
1. Закономерности процесса кристаллизации.................185
Образование зародышей кристаллов......................186
Усадка и усадочные поры...............................188
Ликвация..............................................189
Структурная неоднородность непрерывнолитых заготовок
и слитков.............................................191
2. Непрерывная разливка стали.............................193
ТипыМНЛЗ..............................................195
Литейно-прокатные агрегаты............................198
Технология непрерывной разливки стали.................200
3. Разливка стали в слитки................................201
4. Экономические показатели...............................204
ЧАСТЬ 2. МЕТАЛЛУРГИЯ ЦВЕТНЫХ МЕТАЛЛОВ........................206
Глава 13. ПРОИЗВОДСТВО МЕДИ..................................206
1. Свойства меди..........................................206
2. Сырье для производства меди............................207
3. Обогащение медных руд..................................208
4. Плавка концентрата на штейн............................212
Обжиг.................................................213
Плавка на штейн.......................................214
5. Переработка штейна на черновую медь....................219
Конвертерная переработка штейна.......................219
Устройство конвертера.................................220
6. Огневое рафинирование черновой меди....................222
Сущность процесса.....................................222
Устройство рафинировочных подовых печей...............223
413
7. Электролитическое рафинирование меди.....................223
Устройство электролизных ванн...........................225
Вакуумное рафинирование меди............................226
Глава 14. ПРОИЗВОДСТВО НИКЕЛЯ..................................226
1. Свойства никеля..........................................226
2. Сырье для производства никеля. Схема производства........227
Обогащение руды.........................................227
3. Плавка на штейн..........................................229
4. Конвертирование штейна...................................229
5. Разделение файнштейна на медь и никель...................230
6. Производство чернового никеля............................230
7. Электролитическое рафинирование никеля...................231
Очистка электролита.....................................233
Глава 15. ПРОИЗВОДСТВО АЛЮМИНИЯ................................233
1, Свойства алюминия........................................234
2. Сырье для производства алюминия. Схема производства......235
3. Производство глинозема по способу Байера.................236
4. Применение фтористых солей (криолита) и угольных изделий.240
5. Получение металлического алюминия........................241
6. Рафинирование алюминия...................................243
Глава 16. ПРОИЗВОДСТВО ТИТАНА..................................245
1. Титан и его свойства.....................................245
2. Сырье для получения титана...............................245
3. Производство тетрахлорида титана.........................247
4. Восстановление тетрахлорида титана.......................248
Получение мелкодисперсного порошка титана...............250
5. Получение ультрачистого титана...........................251
Глава 17. ПРОИЗВОДСТВО ВОЛЬФРАМА И МОЛИБДЕНА...................251
1. Свойства вольфрама.......................................251
2. Сырье для производства вольфрама. Схема производства.....252
3. Обогащение руды и получение вольфрамата натрия...........253
Получение триоксида вольфрама...........................254
4. Получение металлического вольфрама.......................255
5. Получение переплавляемых электродов......................255
6. Производство молибдена........7^.........................256
Сырье для получения молибдена...........................257
Получение молибдена.....................................257
ЧАСТЬ 3. ОБРАБОТКА МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ..........................260
Глава 18. ПЛАСТИЧЕСКАЯ ДЕФОРМАЦИЯ И ОСНОВЫ
ТЕОРИИ ПРОЦЕССОВ (ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ)................260
1. Силы и напряжения........................................260
2. Схемы напряженного состояния и схемы деформации..........262
3. Уравнение пластичности...................................265
414
4. Пластическая деформация металлов и сплавов в горячем
и холодном состоянии....................................265
5. Постоянство объема металла и коэффициенты деформации.267
Глава 19. ПРОЦЕСС ПРОКАТКИ..................................268
1. Основное и вспомогательное оборудование..............268
2. Технологические схемы прокатного производства
на металлургическом заводе..............................271
Глава 20. ПРОИЗВОДСТВО БЕСШОВНЫХ И СВАРНЫХ ТРУБ.............272
1. Производство бесшовных труб..........................273
2. Производство электросварных труб.....................274
Глава 21. ВОЛОЧИЛЬНОЕ ПРОИЗВОДСТВО..........................275
1. Процесс волочения и коэффициенты деформации..........275
2. Технологический процесс волочения и оборудование.....277
3. Оборудование для волочения проволоки.................278
Глава 22. ТЕХНИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ ПРЕССОВАНИЯ, МАШИННОЙ
КОВКИ, ОБЪЕМНОЙ И ЛИСТОВОЙ ШТАМПОВКИ.................280
1. Прессование..........................................280
2. Машинная ковка.......................................282
3. Объемная штамповка...................................285
4. Листовая штамповка...................................287
ЧАСТЬ 4. ТЕРМИЧЕСКАЯ ОБРАБОТКА..............................290
Глава 23. ТЕРМИЧЕСКАЯ ОБРАБОТКА СТАЛИ.......................290
1. Отжиг................................................292
2. Нормализация.........................................295
3. Закалка..............................................296
4. Поверхностная закалка................................299
5. Лазерное упрочнение поверхности......................300
6. Отпуск стали.........................................301
7. Химико-термическая обработка.........................302
Цементация..........................................302
Азотирование........................................304
ЧАСТЬ 5. ЛИТЕЙНОЕ ПРОИЗВОДСТВО..............................307
Глава 24. ЛИТЬЕ В ПЕСЧАНЫЕ ФОРМЫ............................309
1. Формовочные материалы................................309
2. Приготовление смесей.................................311
Подготовка материалов...............................311
Смешивание компонентов..............................311
3. Противопригарные покрытия............................313
4. Производство моделей.................................313
5. Стержни..............................................315
6. Опоки................................................316
415
7. Литниковые системы......................................317
8. Прибыли.................................................318
9. Формовка................................................318
10. Машинная формовка.......................................320
11. Заливка форм............................................323
12. Охлаждение отливок и их обработка.......................326
Глава 25. ВИДЫ ЛИТЬЯ..........................................327
1. Чугунное литье..........................................327
2. Стальное литье..........................................330
3. Отливки из цветных сплавов..............................331
Глава 26. СПЕЦИАЛЬНЫЕ ВИДЫ ЛИТЬЯ..............................333
1. Литье в оболочковые формы...............................333
2. Литье по выплавляемым моделям...........................334
3. Литье в металлические формы ~ кокили....................336
4. Литье под давлением.....................................337
5. Центробежное литье......................................338
6. Электрошлаковое литье...................................339
ЧАСТЬ 6. СВАРКА И ПАЙКА.......................................340
Глава 27. СВАРКА..............................................341
1. Дуговая сварка..........................................341
2. Источники питания электродуговой сварки.................342
3. Материалы для сварки....................................346
Электроды.............................................346
Флюсы.................................................347
Газы..................................................347
4. Ручная сварка...........................................347
5. Автоматизированная сварка...............................349
Автоматизированная сварка в защитном газе.............352
6. Электрошлаковая сварка..................................353
7. Электроннолучевая сварка................................356
8. Сварка и резка дуговой плазмой..........................356
9. Контактная сварка.......................................358
10. Стыковая сварка........................................360
11. Газовая сварка.........................................361
Глава 28. ПАЙКА...............................................363
1. Пайка паяльником.......................................363
2. Печная пайка............................................365
3. Пайка погружением.......................г*.............367
4. Газопламенная пайка................................... 367
5. Специальные виды пайки.................................368
Пайка электронным лучом...............................368
Па йка электрической дугой...........................369
416
ЧАСТЬ 7. ПОРОШКОВАЯ МЕТАЛЛУРГИЯ.............................370
Глава 29. ПРОИЗВОДСТВО МЕТАЛЛИЧЕСКИХ ПОРОШКОВ...............370
1. Измельчение твердых материалов........................370
Размол в шаровых мельницах...........................370
Шаровые вибрационные мельницы........................371
Вихревые мельницы....................................372
Струйные мельницы....................................373
Молотковые мельницы..................................373
Ультразвуковое измельчение...........................374
2. Диспергирование расплавов.............................374
Центробежное распыление..............................374
Ультразвуковое распыление............................376
Распыление газом.....................................377
Получение распыленных порошков металлов..............380
3. Физико-химические методы получения порошков...........380
4. Получение порошков электролизом.......................381
5. Получение порошков методом термической диссоциации
карбонилов металлов......................................383
6. Физико-химические свойства порошков...................384
Химические свойства..................................384
Физические свойства порошков.........................386
Глава 30. ФОРМОВАНИЕ ПОРОШКОВ...............................389
1. Подготовка порошка к формованию.......................389
2. Прессование порошков..................................390
3. Способы формования заготовок..........................393
Глава 31. СПЕКАНИЕ ИЗДЕЛИЙ..................................400
1. Твердофазное спекание.................................400
2. Жидкофазное спекание..................................402
3. Технология спекания...................................404
Глава 32. СВОЙСТВА ПОРОШКОВЫХ ИЗДЕЛИЙ.......................408
Структура порошковых изделий.........................408
417
Геннадий Николаевич Еланский
Борис Вадимович Линчевский
Аннат Абдулхамитович Кальменев
ОСНОВЫ ПРОИЗВОДСТВА И ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ
Учебник
Редактор Л. А. Иванова. Верстка В. Н. Калинина
Подписано в печать 18.04.2005. Формат 60x88 1/16.
Бумага офсетная № 1. Печать офсетная. Печ.л. 26,25.
Тираж 2000 экз. Заказ 5113
Московский государственный вечерний металлургический институт
111250, г. Москва, Лефортовский Аал, 26
Отпечатано в ФГУП "Производственно-издательский комбинат ВИНИТИ"
140010, г. Люберцы 10, Октябрьский пр., д.403
Тел. 554-21-86
ж
ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ
ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ
ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ
МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ВЕЧЕРНИЙ
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ
111250, Москва, Лефортовский вал, 26
(м. Авиамоторная, Бауманская, Красные ворота;
трам. 24,37,50; тролл. 24 до ост. "Лефортовский вал")
Телефон для справок: 361-13-75 с 14:00 до 18:00
e-mail: mavml-mail&mtu-netru
http://www.mavml.ru
Лицензия Минобразования РФ № 164226 сер. А от 24.12.2004
Свидетельство о государственной аккредитации Минобразования РФ
№ 000287 сер. В от 16.07.2004
ВЫСШЕЕ ОБРАЗОВАНИЕ БЕЗ ОТРЫВА ОТ ПРОИЗ-
ВОДСТВА с вручением государственного диплома специали-
ста (экономиста или инженера) по 16 специальностям в облас-
ти экономики, менеджмента, бухгалтерского учета и аудита,
металлургии, металловедения, материаловедения, физико-
химических методов исследования, сварки, литейного произ-
водства, теплофизики, обработки металлов давлением, техно-
логии художественной обработки материалов (художественная
ковка, художественное лнтье), автоматизации технологиче-
ских процессов и производств в металлургии и машинострое-
нии, металлургических машин и оборудования, экологии.
Срок обучения - 5 лет 9 месяцев. Круглогодичный приём на
подготовительные курсы. На 1-м и 2-м курсах студенты могут
заниматься на дневном отделении.
МГВМИ имеет отделения на промышленных предпри-
ятиях и в научно-исследовательских институтах, помогает по-
ступившим трудоустроиться в этих организациях с одновре-
менным обучением на отделениях.
ВТОРОЕ ВЫСШЕЕ ОБРАЗОВАНИЕ по всем специаль-
ностям. Срок обучения 2,5-3 года.
ПОСЛЕВУЗОВСКОЕ ОБРАЗОВАНИЕ в очной или заоч-
ной аспирантуре.
ПОВЫШЕНИЕ КВАЛИФИКАЦИИ работников предпри-
ятий и организаций любых форм собственности пу-
тём изучения дисциплин по выбору из учебных планов
по разным направлениям техники, экономики, управления,
экологии, материаловедения, обработки материалов, психоло-
гии. Срок обучения 1 и более семестров. Обучение платное.
Выдаётся сертификат о повышении квалификации.
ШКОЛА КУЗНЕЧНОГО МАСТЕРСТВА открывает воз-
можность всем желающим - от школьника до человека с
высшим образованием - приобщиться к кузнечному мастер-
ству и получить специальность ’’кузнец-художник" с квали-
фикацией от ученика кузнеца до инженера-технолога. Срок
обучения от 1 месяца до 6 лет. Выпускники получают серти-
фикат кузнеца или государственный диплом о высшем обра-
зовании.
СПЕЦИАЛИСТЫ ЛОМОПЕРЕРАБАТЫВАЮЩЕЙ
ПРОМЫШЛЕННОСТИ по специально разработанной про-
грамме могут повысить свою квалификацию по теме "Совре-
менные технологии заготовки, переработки и использования в
металлургической промышленности лома черных и цветных
металлов".
СВЕДЕНИЯ ОБ АВТОРАХ
ЕЛАНСКИЙ Геннадий Николаевич, Заслуженный деятель науки
Российской Федерации, действующий член Инженерной академии,
доктор технических наук, профессор. Закончил с отличием в 1959 г
Московский институт стали по специальности «Металлургия черных
металлов». Трудовую деятельность начал на одном из предприятий
г. Горького мастером в мартеновском цехе. С 1963 г. работает в Мос-
ковском Вечернем металлургическом институте, В 1965 г. защитил
кандидатскую, в 1983 г. докторскую диссертации, В 1985Ту присвоено
звание профессора по кафедре металлургии стали. В 1969 г избран
ректором института. Основные научные труды - в области строения и
свойств металлических расплавов, внепечной обработки, разливки
стали. Подготовил 10 кандидатов наук, автор монографии и учебного,
подобия, 200 научных статей и изобретений. ..
ЛИНЧЕВСКИЙ Борис Вадимович, Заслуженный деятель науки и
техники РСФСР, доктор технических наук, профессор; Закончил в
1552 г. с отличием Московский институт стали. В 1955 г.,защитил^
; кандидатскую диссертацию. С1955 по 1962 гг работал в Институте
металлургии имени А. А. Байкова АН СССР. В Московском государ-
ственном вечернем металлургическом институте работает о 1962 г., •
В 1970 г. защитил докторскую диссертацию. Линчевский Б. В. явля-
ется специалистом в области физической химии производства ста-. ;
ли, специальной вакуумной электрометаллургии. Он является
автором пяти монографий и четырех учебников и учебных посо-
. бий, неоднократно издававшихся на русском и иностранных языках
более 150 научных статей и изобретений.
- КАЛЬМЕНЕВ Аннат Абдулхамитрвич, окончил МВМИ в 1555 гч
работал на заводе Москабель. В 1959 г. перешел на работу. &
, Московский государственный вечерний металлургический институт.
В 1964 г. защитил кандидатскую, а в 1996 г докторскую диссертации,
звание профессора присвоено в 1978 г. В настоящее время работает
’ профессором кафедры обработки металлов давлением^ и мета^^
& Лургическогр оборудования, является автором болеетэонау н
Трудов и изобретений в области прокатного производства; . .
ФЕДЕРАЛЬНОЕ АГЕНТСТВО ПО ОБРАЗОВАНИЮ
ГОСУДАРСТВЕННОЕ ОБРАЗОВАТЕЛЬНОЕ УЧРЕЖДЕНИЕ
ВЫСШЕГО ПРОФЕССИОНАЛЬНОГО ОБРАЗОВАНИЯ
МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ
ВЕЧЕРНИЙ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ ИНСТИТУТ
Н. ЕЛАНСКИЙ, Б. В. ЛИНЧЕВСКИЙ
А. А. КАЛЬМЕНЕВ
ОСНОВЫ
ПРОИЗВОДСТВА
И ОБРАБОТКИ
МЕТАЛЛОВ