Размещено на http://www.allbest.ru/

Контрольная работа

Основы металлургического производства



1. Сущность металлургического производства

Вначале железо получали непосредственно из руды восстановлением в горнах. С увеличением высоты горнов железо насыщалось углеродом, получался хрупкий сплав с хорошими литейными свойствами. Этот сплав был назван чугуном. С 18 в. чугун начали перерабатывать в сталь. Это сплав с меньшим, чем в чугуне, содержанием углерода, кремния, марганца и некоторых других элементов, обладающий высокой пластичностью и прочностью.

Для производства металлов используются руды, флюсы, топливо, огнеупорные материалы.

Рудой называют горные породы, содержащие металлы в количествах, обеспечивающих экономичную их переработку.

Флюсом называют материалы, образующие при плавке шлак - легкоплавкое соединение с пустой породой руды, золой топлива и другими неметаллическими включениями.

Топливом в металлургических процессах служит кокс, природный, доменный или коксовый газ, мазут.

Огнеупорные материалы применяют для внутренней облицовки (футеровки) плавильных печей и другого оборудования, находящегося под действием высоких температур и расплавленных металлов и шлаков. По химическому составу огнеупоры подразделяют на кислые, основные и нейтральные. К кислым относятся динасовый кирпич, кварцевый порошок и другие материалы на основе кремнезема (SiO2); к основным - доломитовые, магнезитовые и другие материалы с большим содержанием основных окислов MgO, CaO; к нейтральным - материалы, состоящие из окислов AL2O3, Cr2O3, MgO и др. (шамот, хромомагнезит), а также углеродистый кирпич.



1.1 Способы получения металлов из руд

Для получения металлов применяют следующие основные способы.

Пирометаллургический способ -- основан на том, что необходимое для осуществления процессов выплавки металлов тепло обеспечивается сжиганием топлива.

Электрометаллургический способ осуществляется из расплавов или водных растворов химических соединений их электролизом.

Гидрометаллургический способ заключается в выщелачивании металлов из руд различными растворителями и в последующем выделении их из раствора.

Химико-металлургический способ объединяет химические и пирометаллургические процессы.



2. Производство чугуна

Чугун выплавляют из железных руд пирометаллургическим способом в доменных печах.

Рассмотрим исходные материалы для плавки.

Железная руда - основной исходный материал для выплавки чугуна. Это горная порода, содержащая металл в таком количестве, при котором выплавка его экономически целесообразна. Богатые руды содержат 60% и более железа, бедные - 30…40%. Руда представляет собой окислы железа, хорошо восстанавливающиеся в условиях плавки; пустая порода - кварц, песчаник с примесью глин (избыток SiO2). В руде обычно присутствуют S и P.

Железные руды бывают следующих видов: магнитный железняк, содержит до 65 железа в виде Fe3O4; красный железняк, содержит до 60% железа в виде Fe2O3; бурый железняк, содержит до 55% железа в виде Fe2O3nН2О; шпатовый железняк, содержит до 40% железа в виде FeCO3

Топливо. Применяют кокс, который получают путем сухой перегонки коксующихся углей. При выплавке чугуна кокс выполняет роль не только горючего, но и восстановителя железа из руды.

Флюсы. При выплавке чугуна применяют известняк, состоящий из CaCO3 и MgCO3. Назначение флюсов - образование легкоплавкого шлака для удаления пустой породы и вредных примесей (серы и фосфора).

2.1 Подготовка шихты к плавке

Исходные материалы (железные руды, кокс, флюсы) перед загрузкой в печь специально подготавливают. Кокс отсеивают на роликовых или дисковых грохотах. Флюсы дробят в дробилках, а затем отсеивают мелочь на грохотах.

Богатые железом руды направляют на дробильно-сортировальные фабрики, где их сортируют на грохотах.

Бедные железные руды, содержащие вкрапления Fe3O4, обогащают электромагнитным способом в сепараторах барабанного типа. Внутри барабана помещают электромагнит. Лента транспортера подает на наружную поверхность барабана измельченную руду. Частицы пустой породы не притягиваются электромагнитом и скатываются с барабана в специальный бункер, а частицы руды отрываются от барабана только в нижней его части и попадают в бункер для обогащенной руды (концентрата).

Бурые железняки и некоторые другие железные руды с песчано-глинистой пустой породой промывают водой. Промытая руда после сушки несколько обогащается железом и становится пригодной к плавке.

Из мелкой фракции железных руд, образующейся после дробления и отсева, производят рудные брикеты, окатыши и агломерат. Наиболее распространенный способ окускования железных руд - производство агломерата, который получают спеканием мелкой руды, кокса и известняка. Применение агломерата увеличивает производительность печи и сокращает расход топлива на 1 тонну чугуна.

2.2 Устройство доменной печи

Современные доменные печи имеют большие размеры (высота до 70 м) и высокую производительность (до 10000 т чугуна в сутки).

Шихта поступает в вагонетку (скип), после чего с помощью стального каната вагонетка поднимается по рельсам наклонного подъемника до верхней точки и там опрокидывается. Через загрузочное устройство шихта поступает в доменную печь, которая имеет колошник , шахту, распар, заплечики и горн. Доменная печь смонтирована на железобетонном фундаменте. Огнеупорная кладка печи делается из шамотного кирпича. Печь заключена в стальной кожух с холодильниками для циркуляции воды. В верхней части горна расположены водоохлаждаемые медные фурмы - для подачи горячего воздуха в доменную печь. Нижняя часть горна имеет лещадь, на которой накапливаются чугун и шлак, а затем выпускаются через спиральные отверстия (летки).

Для обеспечения доменной печи горячим воздухом используют воздухонагреватели.

Внутри воздухонагревателя имеется камера горения и огнеупорная насадка, выполненная из шамотных кирпичей с просветами (ячейками) между кирпичами. Холодный воздух проходит через разогретую огнеупорную насадку, где подогревается до 800…1200 0С и поступает через фурмы в печь.

Для бесперебойной работы доменной печи необходимо три воздухонагревателя: один из них нагревается, другой отдает тепло холодному воздуху, а третий нагретый - в резерве.

2.3 Доменный процесс

Все рабочее пространство доменной печи занято шихтовыми материалами, которые по мере сгорания кокса перемещаются в нижние горизонты навстречу движущемуся потоку раскаленных газов (принцип противотока). При этом протекают следующие процессы: горение топлива, восстановление и науглероживание железа, восстановление других элементов, образование шлака.

В районе фурм углерод кокса взаимодействует с кислородом вдуваемого воздуха; происходит полное сгорание кокса: С+О2>СО2+Q c выделением тепла.

В результате в этой зоне температура 1800..2000 0С. В этих условиях двуокись углерода взаимодействует с углеродом кокса с образованием окиси углерода, являющейся главным восстановителем железа: СО2+С>СО-Q.

Шихтовые материалы, опускаясь навстречу потоку раскаленных газов, нагреваются, из них испаряется влага, выделяются летучие вещества, происходит разложение флюсов.

При достижении температуры 450…900 0С происходит интенсивное восстановление железа: Fe2O3+CO>Fe3O4+CО2; Fe3O4+СО>FeO+CO2; FeO+CО>Fe+CO2 - реакции косвенного восстановления железа. Часть закиси железа опускается до распара и заплечиков и при более высоких температурах (1000…11000С) восстанавливается углеродом кокса: FeО+C>Fe+СО - прямое восстановление железа.

В результате в нижней части шахты образуется твердое губчатое железо. Находясь в соприкосновении с газами, коксом, сажистым углеродом (продуктом разложения СО), оно науглероживается: Fe+CО>Fe3C+CO2; Fe+C>Fe3C. Углерод понижает температуру плавления железа. Поэтому, опускаясь в нижнюю часть шахты, оно начинает плавиться, дополнительно насыщаясь при этом углеродом (до 4% и более), марганцем, кремнием, фосфором, которые восстанавливаются из руды (MnO+C>Mn+CO; SiO2+C>Si+CO; (CaO)3P2O5+C>CaO+P+CO), а также серой присутствующей в коксе и руде в виде органической серы и соединений FeS, FeS2, CaSO4, CaS. В результате получается чугун, который скапливается в горне печи. Одновременно в нижней части печи на поверхности жидкого чугуна скапливается шлак - сплав пустой породы, флюсов, золы топлива и не восстановившихся окислов. По мере образования и накопления чугун и шлак выпускают из печи: чугун - через 3…4 часа, шлак - через 1…1,5 часа.

2.4 Продукты доменного производства

Продуктами доменной плавки являются жидкий чугун (основной продукт), шлак и доменный (колошниковый) газ (побочные продукты).

В зависимости от химического состава и назначения, получаемые в доменной печи чугуны подразделяются на:

1 Передельные, идущие на передел в сталь (составляют до 90% выпускаемого объема чугуна). Обычно содержат 4…4,5% С, до 0,8%Si, до 1% Mn, до 0,3% Р и до 0,07% S. Чугуны, идущие на производство конвертерной стали, содержат пониженное количество серы (до 0,07%).

2 Литейные (составляют 8…10% объема), предназначены для выплавки конструкционных марок чугунов и получения фасонных отливок. Содержат повышенное количество кремния (до 3,0%).

Кроме чугуна в доменной печи выплавляют ферросплавы - сплавы железа с кремнием, марганцем и др. элементами. Их применяют для раскисления и легирования стали. К ним относятся: доменный ферромарганец (70…75% Mn и до 2% Si), доменный ферросилиций (9…13% Si и до 3% Mn), зеркальный чугун (10…25% Mn и до 2% Si).

Шлак идет для производства шлаковаты, шлакоблоков, цемента.

Колошниковый газ состоит из СО, СО2, Н2, СН4, N2, и др., после очистки от пыли используется как топливо для нагрева воздухонагревателей.

2.5 Технико-экономические показатели доменного производства

1 Коэффициент использования полезного объема (КИПО) - отношение полезного объема печи к ее суточной производительности: КИПО=V/P (м3/т).

Значение КИПО составляет 0,4…1,35. Чем ниже КИПО, тем выше производительность, тем лучше режим работы печи. Наивысшая производительность печи при получении передельных чугунов, наименьшая - при выплавке доменных ферросплавов.

2 Удельный расход кокса: К=А/Р, где А - расход кокса в сутки, Р - суточная производительность печи. При выплавке передельных чугунов К=0,48…0,65; при выплавке литейных чугунов и ферросплавов значение К увеличивается, т.к. в этом случае процесс выплавки требует более высокой температуры в горне и большего времени.



2.6 Интенсификация доменного процесса

Основные пути:

1 Увеличение полезного объема печи (до 5000 м3).

2 Улучшение подготовки шихтовых материалов (обогащение, использование агломератов).

3 Вдувание в горн природного газа и угольной пыли - уменьшает расход кокса, увеличивает производительность.

4 Применение воздушного дутья, обогащенного кислородом при температуре 1000…12000С - ускоряет процесс горения, восстановительные процессы.

5 Повышения давления газов на колошнике - уменьшает расход кокса.

6 Расширение автоматического управления технологическим процессом.



3. Металлургия стали

3.1 Физико-химические процессы получения стали

Сталь - сплав Fe и С с содержанием С до 2% (2,14%). В состав стали входят так же элементы: Mn, Si, P, S - постоянные примеси.

Основными исходными материалами для производства стали служат передельный чугун и стальной лом (скрап). Сравнение химических составов передельного чугуна и стали показывает, что содержание углерода и примесей в стали существенно ниже.

Материал	Состав, масс %
	Углерод	Кремний	Марганец	Фосфор	Сера
Передельный чугун	4,0…4,4	0,76…1,26	до 1,75	0,15…0,3	0,03…0,07
Низкоуглеродистая сталь	0,14…0,22	0,12…0,3	0,4…0,65	0,05	0,055

Таким образом, для получения стали из чугуна необходимо снизить содержание примесей (Mn, Si, P, S) и углерода. Сущность процесса производства стали заключается в проведении окислительного процесса, в результате которого уменьшается содержание углерода и примесей (переводятся в шлак и газы в процессе плавки).

Углерод, соединяясь с кислородом, образует газ CO (окись углерода), который удаляется в атмосферу печи.

SI, Mn, P и S образуют оксиды, нерастворимые или малорастворимые в металле (SiO2, MnO, CaS и др.). В процессе плавки они частично всплывают на поверхность расплавленного металла, образуя шлак, который удаляется из печи.

Окислить примеси в полной мере не удаётся, т.к., несмотря на их большее сродство к кислороду, чем у железа, по мере снижения содержания примесей начинает окисляться Fe в соответствии с законом действующих масс. Образующаяся при этом закись железа FeO растворяется в металле, насыщая его кислородом. Такой металл не пригоден для ковки, прокатки, вследствие образования трещин. Поэтому завершающим этапом выплавки стали является её обязательное раскисление, для чего в процессе плавки вводятся элементы с большим, чем у железа, сродством к кислороду. Для раскисления, как правило, используют ферросплавы - ферросилиций, ферромарганец, а также алюминий. Продукты раскисления частично удаляются в шлак.

В металлургической промышленности сталь выплавляют в основном в трёх агрегатах: конвертерах, мартеновских и электрических печах.

3.2 Производство стали в кислородных конвертерах

Кислородно-конвертерный процесс - это выплавка стали из жидкого чугуна в конвертере с основной футеровкой и продувкой кислородом сверху через водоохлаждаемую фурму. При этом используется технически чистый кислород (98,5...99,6%).

Кислородный конвертер - представляет собой сосуд грушевидной формы. Выполнен из листовой стали, изнутри выложен основным (доломитовым) кирпичом. Ёмкость - 130…150 тонн жидкого чугуна. Во время работы конвертер можно поворачивать вокруг горизонтальной оси на 3600 для завалки и заливки шихтовых материалов, слива стали, шлака и т.д. Во время продувки чугуна кислородом, который подаётся под давлением (0,9...1,4 МПа), конвертер должен находиться в строго вертикальном положении.

Шихтовыми материалами при кислородно-конвертерном процессе являются жидкий передельный чугун (3,7...4,4% С; 0,7...1,5% Mn; 0,4...0,8% Si; 0,03...0,07% S; 0,15...0,3% P), стальной лом, известь, железная руда, боксит, плавиковый шпат. Известь (более 90% CaO и минимальное количество SiO2 и серы) для наведения шлака. Боксит (Al2O3) и плавиковый шпат (CaF2) - для разжижения шлака.

Различают два периода процесса плавки в кислородном конвертере.

1 Окислительный период, в ходе которого происходит окисление составляющих чугуна при продувке кислородом.

В зоне контакта струи кислорода с металлом в первую очередь окисляется железо, так как его концентрация гораздо больше концентрации примесей.

Fe + O2 FeO

Закись железа растворяется в шлаке и металле, обогащая металл кислородом.

FeO Fe + O.

Растворённый кислород окисляет примеси:

Si + O SiO2; Mn + O MnO; C + O CO.

Благодаря присутствию в шлаке значительного количества CaO и FeO и интенсивному перемешиванию металла и шлака происходит удаление фосфора:

P + FeO + CaO (CaO)4P2O5 + Fe.

При повышенном (до 0,3%) содержании фосфора в металле, необходимы промежуточный слив и наведение шлака.

Удаление серы происходит по реакции: FeS + CaO ? CaS + FeO.

Высокое содержание в шлаке FeO (до 7…20%) затрудняет протекание реакции удаления серы. Поэтому применяют чугун с ограниченным содержанием серы (до 0,07%).

Подачу кислорода заканчивают в тот момент, когда содержание углерода в металле соответствует заданному содержанию в стали.

2 Раскисление стали происходит при выпуске её из конвертера в ковш. Раскисление осуществляют сначала ферромарганцем, затем ферросилицием и алюминием. Затем из конвертера выливают шлак.

В кислородном конвертере трудно выплавить легированные стали, поэтому, как правило, выплавляют низколегированные стали, содержащие до 2…3% легирующих элементов.

3.3 Производство стали в мартеновских печах

Получение легированных сталей с разнообразными свойствами не обеспечивается кислородно-конвертерным способом. Кроме того, при этом требуются чугуны с ограниченным химическим составом. Эти задачи позволяет решить мартеновский способ производства стали.

Устройство и работа мартеновской печи

Мартеновская печь - это пламенная отражательная регенеративная печь. Она имеет плавильное пространство, ограниченное снизу подиной, сверху сводом, а с боков - передней и задней стенками. В передней стенке печи находятся загрузочные окна для подачи шихтовых материалов, в задней - отверстие для выпуска стали. С обоих торцов плавильного пространства расположены головки печи , служащие для смешивания топлива с воздухом и подачи этой смеси в плавильное пространство. В качестве топлива в мартеновских печах используют природный газ или мазут. Для подогрева воздуха при работе на газообразном топливе печь имеет два регенератора.

Нагретый в регенераторе воздух (до 1000…1100 0С) поступает в головку печи, где смешивается с топливом; смесь сгорает, образуя на выходе из головки факел, направленный на шихту. Температура факела достигает 1750…1800 0С. Факел имеет окислительный характер, что создает условия для окисления примесей шихты на протяжении всей плавки. Отходящие газы направляются через второй регенератор, нагревая его насадку, затем выводятся через дымовую трубу.

Ёмкость печей от 20 до 900 т. Футеровка печей может быть основной (магнезитовый кирпич) и кислой (динасовый кирпич). Для уменьшения взаимодействия шлака с футеровкой печи при кислом процессе плавки футеровка выполняется кислой, а при основном - основной.

Разновидности мартеновского процесса

В зависимости от переплавляемых материалов применяют следующие виды мартеновского процесса:

1 Скрап-процесс, при котором используют твердую шихту (основная часть - стальной лом; 25…46% - передельный чугун).

2 Скрап-рудный процесс, при котором основная часть шихты - жидкий чугун (55…75%), остальное - стальной лом (скрап) и железная руда.

Большое распространение получил скрап-рудный процесс, как более экономичный. При этом наибольшее количество стали получают в печах с основной футеровкой, позволяющей использовать шихтовые материалы с повышенным содержанием серы и фосфора.

Скрап-рудный основный процесс происходит следующим образом.

1 Завалка шихты. Вначале загружают железную руду и известняк. После хорошего прогрева загружают стальной скрап.

2 Прогрев шихты проводят при дополнительной подаче кислорода в ванну печи и повышенных тепловых нагрузках.

3 Заливка жидкого чугуна производится в конце периода прогрева, когда оплавится твердая часть шихты.

4 Плавление шихты. В этот период за счет окислов железа руды и скрапа интенсивно окисляются примеси чугуна (C, Si, Mn, P, S). В этот период плавления полностью окисляется Si, почти полностью Mn и большая часть С, а также интенсивно переходят в шлак P и S.

5 Период кипения ванны наступает по окончании расплавления шихты. Для этого в печь загружают железную руду, которая увеличивает содержание FeO и вызывает реакцию окисления углерода:

C+FeО Fe +CO

Образующаяся окись углерода выделяется из металла, создавая впечатление его кипения, что способствует выделению неметаллических включений, перемешиванию металла и вспениванию шлака. Эта реакция является главной в мартеновской плавке, т.к. способствует обезуглероживанию металла, выравниванию его температуры, частичному удалению газов, неметаллических включений, серы и фосфора. Процесс кипения считают окончившимся, если содержание С соответствует заданному, а содержание S и P - минимально.

6 Раскисление стали проводят в два этапа: 1) В период кипения, путем прекращения подачи руды в печь, вследствие чего раскисление происходит за счет углерода металла и введения в ванну ферросплавов: ферромарганца и ферросилиция. Mn и Si взаимодействуют с растворенным в металле кислородом, в результате чего реакция окисления углерода прекращается. 2) При выпуске стали из печи в ковше проводят ее окончательное раскисление путем введения алюминия и ферросилиция.

В мартеновской печи можно выплавлять легированные стали. При этом легко окисляемые элементы вводят в ванну после раскисления, перед выпуском металла из печи.

Общая продолжительность плавки зависит от емкости печи и условий производства (для печей ёмкостью 200 т - 8…9 часов).

Кислый мартеновский процесс состоит из тех периодов, что и основный. Особенностью является то, что при этом используют металлическую шихту с низким содержанием S и P (не более 0,025%), т.к. в печи с кислой футеровкой нельзя навести основный шлак, способствующий их удалению. Железную руду в печь не загружают во избежание ее взаимодействия с подиной. Шлак имеет повышенную вязкость, что уменьшает выгорание углерода. Кислый процесс дороже основного вследствие большей стоимости исходных материалов, большей длительности плавки (процесса кипения), однако т.к. при этом применяются более чистые по S и P шихтовые материалы, кислые стали имеют более высокие показатели вязкости и пластичности. Поэтому кислый мартеновский процесс используют для получения качественных сталей, используемых для ответственных деталей.

3.4 Производство стали в электрических печах

Электропечь - наиболее совершенный агрегат для производства стали. В них выплавляются качественные легированные стали. Это объясняется тем, что здесь можно точно регулировать температуру металла, создавать окислительную, восстановительную, нейтральную атмосферу или вакуум, более полно раскислить металл.

Электропечи бывают дуговыми и индукционными.

В дуговых печах в качестве источника тепла используют электрическую дугу, возникающую между графитовыми электродами и металлической шихтой.

Печь загружают при снятом своде. Шихта состоит из скрапа углеродистой или легированной стали, чугунного лома и флюса. Флюс - обожженная известь с добавкой плавикового шпата. После загрузки начинается процесс плавки, при этом различают окислительный и восстановительный период плавки.

В окислительный период шихта расплавляется, при этом окисляются Si, Mn, P избыточный С, частично Fe и другие элементы, образуется первичный шлак. Фосфор из металла удаляется, когда он еще не сильно разогрелся. Образовавшийся фосфористый шлак удаляется. Наводят новый шлак (известь + железная руда). Наведение шлака повторяют 2…3 раза, что позволяет уменьшить содержание фосфора до 0,01% и одновременно уменьшается содержание углерода.

Восстановительный период включает раскисление металла, удаление серы и доведение химического состава до заданного. В печь подают ферромарганец в количестве, обеспечивающем заданное содержание его в стали, производят науглероживание, если выплавляют высокоуглеродистые стали (до 1,5%). Раскисление проводят осаждением (ферромарганцем и ферросилицием) и диффузионным методом (измельчённой раскислительной смесью: известь, плавиковый шпат, молотый кокс и ферросилиций).

Когда достигнуты заданный состав и температура металла, выполняют конечное раскисление стали алюминием и силикокальцием, после чего металл сливают в ковш.

При выплавке легированных сталей Ni, Мo вводят в период плавления шихты или в окислительный период, Cr - в восстановительный, Si, V, Ti - перед выпуском металла в ковш.

Индукционные печи отличаются от дуговых способом подвода энергии к расплавленному металлу.

Основным элементом печи служит охлаждаемый водой индуктор, на который подается ток высокой частоты (500…2500 Гц). При этом вокруг индуктора создается переменное магнитное поле. Магнитный поток наводит в загруженной металлической шихте вихревые переменные токи (токи Фуко), под влиянием которых металл нагревается и плавится.

Тигли печей изготавливают из кислых и основных огнеупорных материалов (молотый кварц, магнезит). При этом жидкий металл не науглероживается. Под действием электромагнитных сил жидкий металл перемешивается, что ускоряет химические реакции, способствует получению однородного металла.

Применяются индукционные печи для выплавки высоколегированных сталей и сплавов особого назначения. Индукционные печи имеют небольшие размеры, что позволяет помещать их в закрытые камеры с контролируемой атмосферой или вакуумом.

Однако эти печи имеют низкую стойкость футеровки, шлак нагревается теплотой металла, и его температура недостаточна для интенсивного протекания металлургических реакций. Обычно здесь выплавляют стали из легированных отходов методом переплава.

3.5 Комбинированные способы производства сталей

Возможны следующие сочетания плавильных агрегатов:

1) основная и кислая мартеновская печь;

2) основная мартеновская печь и электропечь;

3) конвертер и электропечь.

В некоторых случаях комбинированные способы получения стали являются очень экономичными и единственно возможными.

Например, сочетание конвертера с основной мартеновской печью позволяет использовать высокую производительность конвертерного способа и возможность удаления вредных примесей (S, P, N) в мартеновской печи. Сочетание мартеновской и электродуговой печей позволяет сократить расход электроэнергии на расплавление твердой шихты и получать стали высокого качества.

3.6 Разливка стали

Готовую сталь из печи сливают в ковш, из ковша сталь разливают в изложницу или машину для непрерывной разливки стали.

Изложницы представляют собой чугунные формы для изготовления стальных слитков. Форму изложницы выбирают в зависимости от назначения слитка, марки стали и т.п. Изложницы выполняют с квадратным, прямоугольным, круглым и многогранным поперечными сечениями.

Слитки квадратного сечения прокатывают на сортовой прокат (двутавровые балки, швеллеры, уголки и т.д.); прямоугольные с отношением ширины к толщине 1,5…3,0 - на лист; слитки круглого сечения - на трубы, колеса; многогранные слитки используют для поковок.

Для разливки спокойной стали используют изложницы, расширяющиеся кверху, на них устанавливают прибыльные надставки, футерованные огнеупорной массой с малой теплопроводностью. Сталь в ней дольше сохраняет жидкое состояние и питает слиток при усадке (улучшается качество слитка). Кипящая сталь разливается в изложницы, расширяющиеся книзу. При этом изложницы обычно делают сквозными без дна. Размеры изложниц зависят от массы слитка. Для прокатки отливают слитки от 200 кг до 25 000 кг, для поковок массой до 250 т.

Экономически более целесообразна разливка в более крупные слитки.

Существует два способа разливки стали в изложницы: разливка сверху и разливка снизу (сифоном).

Разливка сверху - заключается в заполнении изложницы жидким металлом прямо из ковша или через воронку, а также заливка нескольких изложниц (2...4) через промежуточный ковш, установленный между основным ковшом и изложницами. Применение воронки и промежуточного ковша уменьшает давление струи стали и способствует получению слитка с более чистой поверхностью (позволяет уменьшить разбрызгивание металла). При этом можно предельно снизить температуру заливки стали, что хорошо сказывается на качестве слитка. При разливке сверху необходимо следить, чтобы сталь не разбрызгивалась, т.к. брызги, застывая на стенках изложницы, ухудшают качество поверхности слитка, образуют окисные плены. При таком способе создаются неблагоприятные условия для удаления газов.

При сифонной разливке сталь из ковша заливается в центровой литник, футерованный огнеупорными трубками, и через каналы из огнеупорных пустотелых кирпичей поступает одновременно в целый ряд изложниц (от 4 до 60). Основана на принципе сообщающихся сосудов. Способ обеспечивает плавное, без разбрызгиваний заполнение изложниц, поверхность слитка получается чистой, сокращается продолжительность разливки, можно разливать большую массу металла одновременно на несколько мелких слитков. Однако процесс более трудоемок, более дорогой, а также требует более высокой температуры разливки, т.к. при течении по каналам металл охлаждается. Слитки массой до 20 тонн разливают как сверху, так и сифоном, свыше 20 тонн - только сверху. Разливку сверху используют, как правило, для углеродистых сталей, сифоном - для легированных и высококачественных сталей.

Непрерывная разливка стали осуществляется следующим образом. Из ковша жидкая сталь поступает в промежуточное разливочное устройство , из него отдельными струями - в водоохлаждаемую изложницу без дна (кристаллизатор). В кристаллизатор перед заливкой вводится временное дно (затравка) с углублением в виде ласточкиного хвоста. Попадая в кристаллизатор, металл затвердевает. Затравка тянущими валками вытягивается из кристаллизатора, увлекая за собой затвердевающий слиток, сердцевина которого находится в жидком состоянии. Скорость вытягивания слитка определяется его сечением (для сечения 300х2000 мм - 1 м/мин). На выходе из кристаллизатора слиток попадает в зону вторичного охлаждения, где охлаждается до полного затвердевания водой, подаваемой через форсунки.

Затвердевший слиток подается в зону резки, где разрезается газовым резаком на куски заданной длины. В кристаллизаторе получают слитки прямоугольного поперечного сечения размером 300х2000 мм, квадратного до 400х400 мм, круглые в виде толстостенных труб. Установки непрерывной разливки стали (УНРС) могут иметь до восьми кристаллизаторов, таким образом можно одновременно получать несколько слитков. В слитках непрерывной разливки отсутствуют усадочные раковины, они имеют плотное строение и мелкозернистую структуру.

Выход готовой продукции на 10…15% выше, чем при разливке в изложницы.



3.7 Кристаллизация стали и строение слитка

Залитая в изложницы сталь отдает тепло ее стенкам, поэтому кристаллизация слитка начинается от стенок изложницы и заканчивается в его центральной части. Сталь застывает в виде кристаллов древовидной формы - дендритов, размеры и форма которых зависят от условий кристаллизации. На кристаллическое строение влияет, прежде всего, степень раскисленности стали. Различают спокойную, кипящую и полуспокойную сталь.

Спокойная сталь получается при полном раскислении в печи и ковше. Затвердевает без выделения газов, образуя плотный слиток, в верхней части которого формируется усадочная раковина, а в средней части - усадочная осевая рыхлость. Во избежание образования дефектов слиток разливают с прибыльной частью, которую затем отрезают (14…22% от массы металла), отрезается также донная часть слитка (1..3% массы металла), где могут находиться неметаллические включения.

Кристаллическое строение слитка спокойной стали имеет три выраженные зоны:

А - зона мелких равноосных кристаллов у поверхности слитка (наружный слой);

Б - зона столбчатых кристаллов (дендритов), вытянутых в направлении центральной части слитка.;

В - зона крупных неориентированных кристаллов в центральной части слитка. Подобное строение определяется изменением скорости кристаллизации металла.

Кипящая сталь - не полностью раскислена в печи и ковше, и ее раскисление продолжается в изложнице за счет углерода металла (FeО+C=Fe+CO).

Окись углерода стремится выделиться из застывающей стали, увлекая азот и водород. Выделение газов - кипение металла в изложнице. Полностью газ не успевает выйти и остается в металле в виде газовых раковин (пузырей). Поэтому в слитке кипящей стали вслед за зоной мелких кристаллов (плотный металл) идет зона продолговатых сотовых пузырей, вытянутых к оси слитка (на расстоянии 15…20 мм от поверхности слитка). При прокатке газовые пузыри завариваются. Образование пузырей ведет к увеличению размеров слитка (слиток растет). Для уменьшения "роста" слитка кладут груз. В слитке кипящей стали не образуется концентрированная усадочная раковина: усадка рассредоточена по полостям газовых пузырей. Интенсивное движение металла при кипении способствует развитию в слитках ликвационных явлений: углерод, сера и фосфор скапливаются в верхней его части, от чего свойства стали здесь ухудшаются.

Полуспокойная сталь - частично раскисляется в печи и ковше, а частично - в изложнице углеродом металла. Слиток полуспокойной стали имеет в нижней части структуру спокойной стали, а в верхней - кипящей. В нем нет концентрированной усадочной раковины, за счет этого выход годного металла увеличивается до 90…95%. Ликвация меньше, чем в слитке кипящей стали, свойства близки к свойствам спокойной стали.

Дефекты стального слитка - усадочные раковины в слитках спокойной стали, осевая рыхлость, газовые пузыри, плены на поверхности, неметаллические и шлаковые включения, ликвация, трещины (горячие и холодные). Ликвация - химическая неоднородность слитка по составу. Возникает вследствие уменьшения растворимости примесей железа при переходе из жидкого состояния в твердое. Различают ликвацию в пределах одного кристалла (дендритная), нескольких кристаллов (междендритная), различных частей слитка (зональная - повышение содержания примесей в различных частях слитка, например, в осевой и в области усадочной раковины). Наибольшей склонностью к ликвации обладают сера, фосфор и углерод (ликвация серы может достигать 500%). Дендритная ликвация приводит к анизотропии механических свойств стали. Зональная ликвация ухудшает качество слитка и может привести к отбраковке металла.

Меры борьбы с ликвацией:

1 Увеличение скорости затвердевания слитка

2 Изменение структуры стали

3 Уменьшение примесей в металле

3.8 Способы улучшения качества стального слитка

1 Обработка металла синтетическим шлаком - для предупреждения окисления легированной стали и улучшения её механических характеристик за счет интенсивного перемешивания стали со шлаком при заполнении ковша. С этой целью предварительно в ковш заливается синтетический шлак, выплавляемый в электропечах (55% СаО, 40% Al2O3, небольшое количество SiO2, MgO и минимум FeO).

В результате перемешивания металлургические реакции между металлом и шлаком протекают в сотни раз быстрее, чем в печи. При этом из стали удаляется сера, кислород и неметаллические включения.

2 Разливка стали в инертной атмосфере предотвращает окисление стали. Процесс заключается в заливке металла в герметизированную, промытую аргоном изложницу. Это способствует снижению кислорода в стали.

3 Вакуумная дегазация стали осуществляется в ковше или изложнице, проводится для уменьшения содержания растворенных в металле газов и неметаллических включений. Сущность процесса - снижение растворимости газов (H2, N2, O2) при понижении давления над зеркалом металла. Производится выдержкой ковша или изложницы со сталью в вакуумной камере. Продолжительность вакуумирования 12…15 мин. Содержание газов снижается в 3…5 раз, содержание неметаллических включений - в 1,5…2 раза.

4 Электрошлаковый переплав, при котором расходуемый электрод из переплавляемой стали плавится в слое шлака. Мелкие капли металла проходят через шлак и активно взаимодействуют с ним. В результате происходит удаление неметаллических включений и газов (концентрация серы уменьшается в 2…3 раза, кислорода - в 1,5…2 раза).

5 Плавка в электронно-лучевых печах основана на использовании свободных электронов, получивших ускорение в электрическом поле высокого напряжения. Плавка происходит в вакуумных камерах, плавление и затвердевание металла в водоохлаждаемых кристаллизаторах. Таким способом выплавляются чистые тугоплавкие металлы (молибден, цирконий, и др.), жаропрочные сплавы и специальные стали.

6 Вакуумно-дуговой переплав осуществляется в вакуумных дуговых печах с расходуемым электродом.

7 Плавка в плазменно-дуговых печах применяется для получения высококачественных сталей и сплавов Источник теплоты в этих печах - низкотемпературная плазма (30 000 0С). В печах создаётся нейтральная среда (аргон, гелий).

магний мартеновский сталь маркировка



4. Производство цветных металлов

Цветные металлы имеют решающее значение для развития современного машиностроения и приборостроения

Цветные металлы разделяют на четыре группы

1 Тяжелые металлы (Cu, Ni, Zn, Pb).

2 Легкие металлы (Al, Mg, Be, Li).

3 Благородные металлы (Au, Ag, Pl).

4 Редкие металлы, которые подразделяют на тугоплавкие Mo, W, V, Ti, Nb, и редкоземельные Ce, Y, La.

Наиболее широко в машиностроении применяют Cu, Al, Mg, Ti, Zn, Ni, Pb и Sn, которые используют в чистом виде и составе многих сплавов.

4.1 Металлургия меди

Медь - металл красного цвета, имеет кубическую гранецентрированную кристаллическую решетку (2-ой тип решетки), плотность 8,93 г/см ?, ТПЛ =1083 0C.

Медь обладает высокой пластичностью электро- и теплопроводностью устойчива в химических средах. Механические свойства меди относительно низки. Так в литом состоянии медь имеет Gв=150...200МПа, =15…20%.

В природе медь встречается в виде минералов и химических соединений с кислородом (CuCO3,·Cu(OH)2, Cu2O) и серой (Cu2S, CuS, CuFeS2). Наиболее распространены месторождения руд в виде сернистых соединений (80% мировых запасов). В земной коре содержится всего около 0,01% меди. В настоящее время медные руды добывают шахтным способом.

Из всей выпускаемой меди примерно 50% используется в электротехнической промышленности, около 40% в сплавах (бронзы и латуни), 10% в химии и других отраслях.

Для производства меди применяют руды, содержащие 1…6% Cu, а также отходы меди и ее сплавов. Медные руды считают богатыми, если они содержат более 2% Cu.

Существует два способа производства меди.

1 Пирометаллургический

2 Гидрометаллургический

Основной способ пирометаллургический. Он состоит из следующих основных стадий.

1 Обогащение медных руд. Производится в большинстве случаев методом флотации. Сущность его заключается в следующем. К измельченной руде (размер поперечника зерна 0,5…0,05мм) добавляют минеральные масла (реагенты), которые покрывают рудные минералы маслянистой пленкой и делают их не смачиваемыми водой. Это способствует отделению руды от пустой породы. Получают медный концентрат, содержащий 15…20% Cu.

2 Получение огарка (обжиг концентрата). Обжигу подвергают высушенный медный концентрат. Он производится с целью частичного удаления серы, а также мышьяка, сурьмы и других примесей, сопутствующих медным рудам. Обжиг производят в печах, действие которых основано на принципе "кипящего" слоя. В процессе нагрева концентрата до 800?C в присутствии кислорода воздуха сульфиды окисляются, и содержание серы в концентрате снижается почти вдвое против исходного (увеличивается содержание сернистой меди):

FeS+O2 > Fe2O3+SO2^; Cu2S+O2 > Cu2O+SO2^; Cu2O+FeS >Cu2S+FeO

Полученный продукт (огарок - Cu2S, FeS, FeO) поступает в печи для получения из него сплава, богатого содержанием меди (штейна). Отходящие из печи газы, богатые серой, используют для производства серной кислоты. Обжигают концентраты с содержанием меди до 25%. При более высоком содержании меди концентрат плавят без обжига.

3 Получение медного штейна. Для получения медного штейна применяют отражательные печи. В результате нагрева огарка до 1200…1300 0C в окислительной атмосфере (печь футерована динасовым кирпичом) происходит его плавление. При этом протекают реакции образования закиси меди (Cu2O) и реагирования ее с сернистым железом с образованием сульфида меди. В результате происходит расслоение расплава: внизу собираются более тяжелые соединения, представляющие собой сульфиды Fe и Cu - первичный медный штейн (FeS+Cu2S - до 50% Cu; 20…40% Fe; 20…25% S; до 8% O2 и примеси Au, Ag, Pb, Zn, Ni и другие); вверху - шлак, состоящий из окислов (Fe2O3, Fe3O4, FeO, SiO2, Al2O3).

4 Конвертирование медного штейна (получение черновой меди). Расплавленный штейн заливают в горизонтальный конвертер (емкостью до 100 т) и продувают сжатым воздухом через ряд фурм, выполненных в магнезитовой футеровке по всей длине конвертера. При этом происходит окисление сульфидов Fe и Cu и перевод окислов в шлак.

Процесс продувки делится на две стадии:

FeS+O2>FeO+SO2

Cu2S+O2 >Cu2O+SO2

Cu2O+FeS>Cu2S+FeO

В этот период в конвертер загружается кварцевый песок, который ошлаковывает закись железа:

SiO2+FeO>FeO·SiO2

В конце первой стадии продувки в металле не остается FeS, и получается так называемый белый штейн(Cu2S).

Во второй стадии протекают следующие процессы:



Cu2S+O2>Cu2O+SO2

Cu2O+Cu2S>Cu+SO2

В результате получается черновая медь, содержащая до 3% примесей, в том числе и благородные металлы (97,5…99,5% Cu; 0,3…0,5%S; 0,3…0,5%Ni; примеси Au, Ag, As, Bi, Te и другие). В производство такая медь не годится. Она хрупка, имеет низкую электро- и теплопроводность. Поэтому требует дальнейшей обработки.

5 Огневое рафинирование меди. Производят с целью удаления возможно большего количества примесей. Огневое рафинирование производится в отражательных печах. При этом производится расплавление черновой меди и продувка ванны металла воздухом через трубки. Происходит окисление меди: Cu+O2>Cu2O. При этом такие примеси, как Fe, Al, Si, Zn, Pb, окисляются полностью и либо переходят в шлак, либо улетучиваются Me+Cu2O>MeO+Cu; Ni, Sb, As при их высоком содержании удаляются лишь частично, Au и Ag полностью остаются в металле. К концу рафинирования содержание Cu2O достигает 8%. Для восстановления меди в ванну вводят березовые шесты и перемешивают расплав ("дразнение" меди).

При этом:

Cu2O+C>Cu+CO^; Cu2O+CO>Cu+CO2^; Cu2O+H2>Cu+H2O^.

Полученную медь чистотой 99,0…99,5% разливают в чушки или слитки в виде анодных плит толщиной 30…45 мм для последующего электролитического рафинирования.

6 Электролитическое рафинирование меди. Производят для получения чистой от примесей меди (99,95% Cu). Электролиз производят в ваннах, покрытых изнутри винипластом или свинцом. Аноды изготавливают из меди огневого рафинирования, катоды - из тонких листов чистой меди. Электролитом служит водный раствор CuSO4 (10…16%) и H2SO4 (10…16%). При пропускании постоянного тока анод растворяется, медь переходит в раствор, а на катодах разряжаются ионы меди, осаждаясь слоем чистой меди: Cu?++2e>Cu0. Примеси (Bi, Te, As, Sb, Se, Au, Ag) осаждаются на дно ванны в виде шлама, который удаляется и перерабатывается для извлечения драгоценных металлов. Катоды выгружаются через пять-двенадцать дней, когда их масса достигает 60…90 кг. Их тщательно промывают и переплавляют в электропечах. Медь получается высокой чистоты следующих марок МО (99,95% Cu), М1 (99,9% Cu), М2 (99,7% Cu), М3 (99,5%Cu), М4 (99,0%Cu).

4.2 Производство алюминия

Алюминий - легкий пластичный металл, его плотность ?=2,7г/см?, (т/м?), температура плавления - 658 ?C, имеет гранецентрированную кубическую решетку (так же, как и медь); в земной коре содержится до 7…7,5% Al в виде глин-каолинов и бокситов. Алюминий обладает большим сродством к кислороду, образуя прочную окисную пленку (Al2O3), предохраняющую металл от дальнейшего окисления. Высокая электропроводность алюминия (вторая после меди) обеспечивает ему широкое применение в электротехнической промышленности. Сплавы на основе алюминия широко применяются в авиастроении и автомобилестроении. Они легки, достаточно прочны и пластичны.

Процесс получения алюминия складывается из ряда стадий.

1 Добыча алюминиевых руд. Для производства алюминия используют горные породы с высоким содержанием глинозема - Al2O3. Основой алюминиевой промышленности является боксит. Бокситы содержат 48…60% Al2O3; до 20% SiO2; 10…30% гидратной влаги; до 25% Fe2O3.

2 Обогащение руды осуществляется методами, аналогичными применяемым при обогащении железных руд.

3 Получение глинозема. Наиболее распространен щелочной метод извлечения глинозема из руд. Он состоит в следующем.

Размолотый боксит смешивается в определенной пропорции с содой (Na3СO3) и мелом (CaCO3) и подвергается обжигу во вращающихся барабанных печах при 1000…1100 0C. При этом:

Al2O3+Na2CO3 > Al2O3·Na2O+CO2^;

Fe2O3+Na2CO3 > Fe2O3·Na2O+CO2^;

SiO2+CaCO3 > CaO·SiO2+CO2^;

Полученную обоженную массу подвергают выщелачиванию горячей водой (60…95C). В результате алюминат натрия (Al2O3·Na2O) переходит в раствор, а соединения Fe2O3·Na2O и CaO·SiO2 выпадают в осадок. Водный раствор продувается струей углекислого газа, при этом:

Al2O3·Na2O+CO2+H2O>Al (OH)3v+Na2CO3.

Полученный осадок гидроокиси алюминия отфильтровывается, промывается водой и прокаливается при 1300 0C; Al(OH)3 > Al2O3 + H2O. В результате получается порошок чистого глинозема Al2O3.

4 Электролиз глинозема (получение алюминия). Алюминий получают в процессе электролиза раствора глинозема в расплавленном криолите (Na3AlF6), имеющем низкую температуру плавления. Криолит понижает температуру плавления раствора до 1000 0C (в то время как температура плавления чистого глинозема составляет 2050 0C). Электролиз глинозема производят в специальных ваннах, футерованных огнеупорными углеродистыми блоками. Катодом при электролизе служит слой расплавленного алюминия. Ток к катоду подводится с помощью стальных стержней, вмонтированных в дно ванны.

Над ванной подвешены угольные аноды. Ток на анод подается через стальные стержни. Электролит состоит из криолита и 8…10% глинозема. Расплавленный электролит заливают в ванну при температуре около 1000 0C. Процесс электролиза происходит следующим образом. Под действием электрического тока глинозем диссоциирует с образованием катионов алюминия Al3+ и анионов кислорода O2-.

Положительно заряженные ионы Al?+ переносятся к катоду, где происходит их разряд и выделение металлического алюминия. Анионы O?- разряжаются на аноде, окисляя углерод анода до CO и CO2.

Жидкий металлический алюминий, собирающийся под слоем электролита, откачивается через 2…4 суток по трубе в вакуум-ковш. Для нормальной работы ванны на дне ее оставляют немного алюминия. Производительность ванны до 500кг Al в сутки на получение 1т Al расходуется 16 тысяч кВт/час электрической энергии и до 0,6т материала анода.

Получаемый алюминий содержит примеси железа, кремния, меди, глинозема. Поэтому его подвергают рафинированию. Одним из способов рафинирования является продувка алюминия хлором. Парообразный хлористый алюминий AlCl3 адсорбируется на поверхности примесей, и они всплывают в шлак. Хлор также способствует удалению растворенных газов (O2, CO, CO2, H2).

Используют также продувку азотом и метод вымораживания (расплав медленно остуживают). В результате этих методов чистота алюминия может достигать 99,5…99,85%. Если к алюминию предъявляются более высокие требования по чистоте его подвергают электролитическому рафинированию (аналогично электролитическому рафинированию меди). Различают алюминий высокой чистоты (99,999…99,95% Al) и технической чистоты (99,85…99,0% Al). Маркируется буквой "А", далее следует число, характеризующее степень чистоты алюминия: A999 (99,999% Al); A95 (99,95% Al).

Так как для получения чистого алюминия расходуется много электроэнергии, то большое значение имеет получение готовых алюминиевых сплавов, минуя фазу получения алюминия. Например: сплав Al с Si (10…14% Si) - силумин - получают следующим образом. В дуговую печь загружают очищенный от железа боксит, затем добавляют древесный уголь или кокс при этом:

Al2O3+C>Al+CO2

SiO2+C>Si+CO2.

Сплав получают добавлением чистого алюминия. При этом расход энергии меньше.

4.3 Металлургия магния

Магний - легкий металл плотностью 1,74 г/см?, температура плавления 651 ?C, решетка гексагональная. Окисляется на воздухе, образуя окисную пленку, предохраняющую его от дальнейшего окисления. Обладает также большим сродством к хлору. Сплавы на основе магния легки, прочны, применяются в машиностроении и приборостроении. Основным сырьем для получения магния является карналлит (MgCl2·KCl·6H2O), магнезит (MgCO3), доломит (MgCO3·CaCO3), бишофит (MgCl2·6H2O). Последний насыщает морскую воду (1000 т морской воды содержит 1т магния). Металлический магний получают двумя способами: электролитическим и термическим. Наиболее распространен первый способ. При этом, как и для алюминия, электролизу подвергают расплав солей (основная составляющая MgCl2).

Подготовка руд состоит в следующем.

Магнезит и доломит подвергают механическому обогащению и обжигу при 850…950 0C:

MgCO3 >MgO+CO2; MgCO3·CaCO3 >MgO·CaO+CO2 .

Затем обоженную окись магния подвергают хлорированию в присутствии восстановителя - углерода

MgO+Cl2+C > MgCl2+CO

Карналлит подвергают очистке от примесей, для чего измельченный карналлит обрабатывают горячей водой. При этом MgCl2 и KCl переходят в раствор, охлаждая который, получают кристаллы искусственного карналлита. Затем его обезвоживают и плавят в электропечах.

Электролитический способ получения Mg (электролиз MgCl2) состоит из следующих операций: загрузка электролита в ванны, извлечение магния, удаление отработанного электролита и шлама.

Для электролиза MgCl2 применяют плотно закрывающиеся ванны, так как при этом выделяется хлор. Ванна, футерованная шамотом, представляет собой ячейку, включающую угольный анод и два катода в виде стальных пластин. В герметизированной ячейке анодное пространство отделено от катодного шамотной перегородкой для сбора и отвода выделяющегося хлора. Таких ячеек в электролизере для получения Mg несколько. Электролитом служит расплав солей MgCl2, CaCl2, NaCl, KCl с добавкой NaF и CaF2. Электролиз ведут при 72010 0C. Расход электроэнергии на получение 1т Mg составляет 15…17 тысяч кВт/ч.

В процессе электролиза происходит разложение MgCl2. Образующиеся при этом ионы Mg разряжаются на катодных пластинах, собираются в капли и всплывают на поверхность электролита. Жидкий магний периодически удаляют вакуум ковшом. Хлор, после разряда ионов хлора на аноде, собирается над поверхностью электролита под перегородкой, откуда отсасывается через хлоропровод.

Окись магния, частично восстановленное железо и другие примеси электролита опускаются на дно в виде шлама.

Рафинирование магния. В электролизных ваннах получают черновой магний, содержащий до 5% примесей (Fe, Na, K, Ca, MgCl2, KCl, NaCl, CaCl2, MgO). Поэтому его подвергают переплавке с флюсами, содержащими хлориды Mg, Ba, K, Na и других. Переплавка осуществляется в электропечах при 720 0C в течение 0,5…1часа. Перемешивание расплава способствует растворению примесей во флюсе, всплыванию и переходу их в шлак. Чистота рафинированного Mg достигает 99,5…9,9%. Более глубокую очистку Mg можно осуществить путем его возгонки в вакууме, в реторте, нижняя часть которой подогревается, а верхняя охлаждается для конденсации паров Mg.

Термические способы получения магния разработаны в связи с дороговизной электролитического, получают широкое развитие вследствие безвредности производства и простоты.

1 Химико-термический способ основан на восстановлении Mg из MgO при помощи Si и Ca

MgO+CaO+Si> CaO·SiO2+Mg.

Процесс ведется при 1100…1200 0C в нержавеющих ретортах с кристаллизатором.

2 Карбидо-термический метод основан на восстановлении Mg из MgO при помощи карбида CaC2:

MgO+CaC2>Mg+CaO+CO^

Из MgO и CaC2 изготавливают брикеты, которые обжигают в ретортах (в вакууме) при 1100…1200 0C. Образующиеся при этом пары Mg кристаллизуются в кристаллизаторах.