Технология производства ферробора

Для плавки чистых и богатых бором лигатур используют химически чистый (--98% В2Оэ) и технический (85--94 % В203) борный ангидрид и техническую борную кислоту (55--57 % В203). При выплавке ферробора марок ФБ-2 и ФБ-3 вместо „алюминиевого порошка используют стружку вторичного алюминия, железо вводят в виде железной руды или железной окалины, в качестве флюса применяют свежеобожженную молотую известь.

2.4 Технология производства сплавов бора

Бор может быть восстановлен углеродом из оксидов с те ретической температурой начала восстановления 1751 и 1702°С:

Поскольку карбид бора является очень прочным химическим соединением, то в этом случае полученные сплавы будут неизбежно содержать до 2 % С. Извлечение бора будет достигать 42 %. В отечественной практике углеродовосстановительный процесс распространения не получил. За рубежом предусмотрено карботермическое производство ферробора. Восстановление бора кремнием возможно лишь при условии получения сплава с очень высоким содержанием кремния при низком содержании бора. Нагревом брикетов из колеманита (Са2В6О11·5Н2О), железной окалины и ферросилиция (связующее -- жидкое стекло) до 2300 °С были получены сплавы с 3--4 % В и 19--20 % 51. Восстановление алюминием происходит по реакции:

При получении ферробора восстановление облегчается образованием борида железа

В2О3 + 2А1 + 2Fе = 2FеВ + А12О3.

При восстановлении В203 алюминием выделяется 3287 кДж тепла на 1 кг борного ангидрида, что соответствует удельной теплоте процесса при полном восстановлении В203 алюминием, равной 32,65 кДж/г-атом. Для нормального протекания процесса получения сплавов с бором эта величина должна быть значительно больше (оптимальная удельная теплота при выплавке ферробора из боратовых руд должна составлять 5750 кДж/кг шихты), поэтому ферробор выплавляют внепечным способом с использованием значительного количества термитных добавок или в электропечи. Применяя в качестве термитной добавки бертолетову соль, можно получить ферробор с 13--14 % В и 5--6 % А1 при извлечении бора --65 %.

Внепечноп плавкой с верхним запалом успешно выплавляют ферроборовую лигатуру с высоким содержанием алюминия по способу, предложенному В. А. Боголюбовым и И. С. Кумышом. Колоша шихты состоит из 10 кг борного ангидрида, 12 кг железной окалины, 5 кг алюминиевого порошка, 8 кг алюминиево-магниевого порошка, 1 кг плавикового шпата и 0,2 кг натриевой селитры. Продолжительность плавки на шихте из 50 колош -- около 1 мин. Лигатура содержит 17--20% В, 8--11% А1, 0,5--0,7% 51. Извлечение бора достигает 75%. В связи с низкой плотностью образующегося сплава очень эффективно использование железотермитного осадителя, что позволяет увеличить использование бора на плавке с 50 до 70 % и снизить расход алюминия на 40 % [11].

Электропечной способ плавки позволяет проводить рафинирование ферробора от примесей, изменять состав и жидкоподвижность шлака, выбирать необходимую температуру его плавления, обеспечивает снижение (на 45%) расхода алюминия и повышение содержания бора в сплаве. Значительное улучшение показателей может быть достигнуто ведением плавки с предварительным проплавле-нием боратовон руды, что позволяет снизить ее потери с 17 до 3 % и уменьшить расход алюминия в результате удаления сульфатной серы (на взаимодействие с которой расходуется ~19%А1). Химический состав сырой (А) и обожженной (Б) боратовой руды при проплавлений в электропечи изменяется следующим образом, % (числитель -- до проплавлення, знаменатель -- после):

Ферробор повышенного качества (марок ФБ20 и ФБ17) выплавляют в электропечи «на блок», используя борный ангидрид (для марки ФБЮ) или борную кислоту (для ФБ6) и порошок первичного алюминия. Процесс ведут с двумя выпусками шлака, для чего основную часть шихты и железотермптный осадитель делят на две равные части. Плавка начинается с проплавлення запальной части шихты и затем на образующемся расплаве зажигают дуги. После проплавлення первой части шихты при отключенной печи проплавляют первую половину осадптеля. Расплав выдерживают ~10 мин, затем выпускают шлак, проплавляют оставшуюся шихту и вновь сливают шлак. После окончания процесса ванну выкатывают из-под электродов и охлаждают до полной кристаллизации сплава (~40 ч). Оптимальная скорость проплавлення шихты 120--130 кг/(м2Х Хмин). Увеличение скорости проплавлення может привести к выбросам шихты, а при снижении скорости проплавлення увеличивается слой гарнисажа и, следовательно, потери бора. Предварительный прогрев ванны печи газом до 800°С позволил повысить извлечение бора на 3--5%.

На рис. 6 показано изменение основных технологических показателей процесса выплавки ферробора из обожженной боратовой руды в зависимости от относительного количества алюминия в шихте (за 100 % принято стехиометрически необходимое на восстановление бора, железа, кремния и сульфата кальция) [9]. Максимальное извлечение бора наблюдается при отношении СаО/Аl2О3 в шлаковом расплаве, равном 0,20--0,25. Использование железотермитного осадителя при выплавке сплавов с бором особенно эффективно в связи с низкой плотностью бора (табл. 6), извлечение бора в слиток составляет 60-- 65%, сплав содержит 8--11 % В и по 6--10% Si и А1. На 1 баз.т ферробора (5 % В) расходуется 935 кг обожженной руды, 30 кг борной кислоты (ее дают при плавке бедной руды), 500 кг алюминиевой стружки, 60 кг чушкового алюминия, 130 кг железной стружки, 380 кг окалины, 20 кг извести. Расход электроэнергии составляет 1872 МДж/т (520 кВт-ч/т). Повышение качества сплава и извлечения бора, снижение расхода алюминия и производственного цикла обеспечивает плавка с выпуском сплава и шлака в изложницу. В результате плавки получают 1000 кг ферробора. Бор в шлаке находится в основном в виде пиробората 2СаО·В2О3. Основные минеральные составляющие -- корунд (30--45 %) и магниевые шпинели (35--40 %)-Извлеченпе бора около 61 %. Потери бора распределяются следующим образом: в шлаках 21,4 %, в отходах 9,6 %, улет и невязка 7,3%. При плавке на борном ангидриде (числитель) и на борной кислоте (знаменатель) на 1 т сплава (5 % В) расход материалов и электроэнергии следующий

Наиболее широко употребляемый сплав с бором --ферробор марок ФБ10 и ФБ6 выплавляют в электропечи, футерованной набивкой из электродной массы, металлоприем ник выкладывают из магнезиального кирпича. Шихта состоит из трех частей: запальной смеси (боратовой руды, железной окалины и вторичного алюминия), основной шихты (боратовой руды, железной окалины и вторичного алюминия) и осадителя (железной окалины и вторичного алюминия). Количество запальной смеси 8--10 % от общей массы шихты, основной шихты -- 70%, осадителя 20--22 %. При электропечной плавке ферробора этих марок обычно в одном горне после слива первой плавки проводят про-плавленне второй навески шихты, затем вновь сливают шлак и охлаждают плавку в горне в течение 32 ч. Применяемую вместо алюминиевого порошка для снижения стоимости сплава алюминиевую стружку перед плавкой сушат при 400--450 °С и просеивают для удаления примесей. При электропечной плавке получают сплав, содержащий 8--12 % В, 6--10 % Si, 6--10 % А1. На 1 т сплава (5 % В) расходуется 935 кг обожженной боратовой руды, 500 кг алюминиевой стружки, 60 кг чушкового алюминия, 30 кг борной кислоты, 360 кг железной окалины и 130 кг железной стружки и 20 кг извести. Расход электроэнергии 1980 МДж (550 кВтч). Сквозное извлечение бора (с учетом потерь при обжиге)--составляет > 50%. Никельбор можно выплавлять как внепечным, так и электропечным методами. Состав шихты приведен в табл.Внепечную плавку ведут в горне с магнезиальной футеровкой с верхним запалом, скорость 350 кг/(м2 * мин) при удельной теплоте процесса в 5,23 кДж/т. Плавка идет очень бурно. Электропечную плавку ведут при рабочем напряжении 64 В. Рудную часть шихты проплавляют форсированно в течение 29--30 мин, чтобы избежать разрушения магнезиальной футеровки, и после 5--10 мин выдержки загружают восстановительную шихту и после ее проплавления на поверхность расплава загружают осадитель. Затем расплав прогревают 10 мин, выпускают шлак и печь отключают. Наплавленный блок разделывают через 30-- 40 ч. Примерный состав сплава, %: В 13; А1 7; Si 11,5; С 0,1; Р 0,08; S<0,010; никель остальное. На 1 т сплава (5 % В) расходуется 1330 кг борного ангидрида (или эквивалентное количество борной кислоты), 1265 кг оксида никеля (N?0), 1155 кг первичного алюминиевого порошка, 725 кг извести. Расход электроэнергии составляет 9936 МДж (2760 кВт -ч).

Хромобор выплавляют в печи с магнезиальной футеровкой с предварительным расплавлением борной кислоты на шихте состава, показанного в табл. 7.

После выдержки расплава борной кислоты в течение 10--15 мин печь отключают и на поверхность расплава дают смесь оксида хрома с алюминием. Примерный химический состав хромобора, %: В 9,28; Si 0,80; А1 0,98; Fе0,41; Сг 86,80; С 0,038. Шлаки содержат до 8 % В2О3, 10 % Сг2О3 и 77--80 % А12О3. На 1 т хромобора расходуется 940 кг борной кислоты, 1500 кг оксида хрома и 970 кг алюминиевого порошка. Извлечение бора составляет 70 % и хрома --86 %. Некоторое количество хромоборовой лигатуры выплавляют внепечным способом. Состав шихты приведен в табл. 7. Лигатура имеет следующий примерный состав, %: В 10,2; А1 0,1; Si 10,3; Сг 89. Извлечение бора ~78% и хрома >95 %. Электропечной плавкой «на блок» производят ферро-хромоборовую лигатуру. Ниже приведен состав шихт электропечной плавки феррохромобора, кг:

Хромовый концентрат имеет крупность до 1 мм и просушивается при 150--200°С. Шихту так же, как при выплавке ферробора, разделяют на три части: запальную, основную и осадительную. Лигатура имеет следующий состав, %: В 17--22; А1 1,6--2,2; Si 1,0--1,2; Сг 37--42; Fe33--38; С 0,15; S 0,002; Р 0,012; Си 0,03--0,04. На 1 баз. т лигатуры (5 °/о В) расходуется 590 кг борной кислоты, 400 кг хромового концентрата, 375 кг алюминиевого порошка, 80 кг железной окалины и 100 кг извести. Извлечение бора --74 %. В промышленных условиях опробованы комплексные среднеуглеродистая и углеродистая ферро-хромборовые лигатуры, которые по ТУ 14-106-85--76 и ТУ 14-141-57-- 76 имеют состав, %

Лигатуру марки ФХБТН-1 плавят в электропечи на «блок». Запальная часть шихты включает железную и боратовые руды, хромовый концентрат, алюминиевый порошок и известь. Основная часть шихты, проплавляемая под дугами, состоит из борной кислоты, боратовой руды, бората кальция, хромового концентрата, высокоуглеродистого феррохрома, ферросилиция, алюминиевого порошка, титановой стружки, ферромарганца, извести. В состав осадительной части шихты входят борат кальция, хромовый концентрат, алюминиевый порошок и известь. Извлечение бора составляет 67,4 %. Углеродистую лигатуру получали переплавом в электропечи высокоуглеродистого феррохрома, бората кальция, алюминиевого порошка, ферротитана, металлического марганца и ферросилиция. Извлечение бора составляет 42 %. Методом металлотермического переплава получают комплексный сплав грейиал, содержащий, %: В?1,0; Si?6,0; Al?15,0; Ti?10,0; Zr?l,5; С?0,2; Мn?2,0; S и Р?0,06.

Промышленная плавка грейнала ведется в стационарном плавильном агрегате (диаметр ванны 1,4 м) с магнезиальной футеровкой. Измельченную металлическую часть шихты нагревают до 400 ° С и укладывают на подину плавильного агрегата. Затем в ванну загружают алю-минотермическую часть шихты и ведут плавку с верхним запалом. Скорость проплавления шихты 120 кг/(м2-мин), длительность плавки для получения 1 т сплава ~4 мин. Переход легирующих в сплав составляет: бора 88%; титана 99,5%; циркония 100%; алюминия 91,7%. Толщина слитка грейнала не должна превышать 100 мм, так как при ее увеличении резко повышается ликвация легирующих элементов. Увеличить массу слитка без ухудшения его качества можно ведя плавку в наклоняющемся плавильном горис с выпуском сплава и шлака. Расход шихтовых материалов на 1 т сплава составляет: 440 кг ферробора (5% В), 150 кг снликоциркония (40 % Zr), 150 кг титановых отходов, 630 кг алюминиевого порошка, 1000 кг железной руды и 150 кг извести.

Ряд лигатур был получен нами при силикотермическом восстановлении бора. Было установлено, что введение в шихту оксида кальция (18 % от количества борного ангидрида) обеспечивает извлечение бора до 50%. В присутствии элементов переходной группы восстановление бора повышается до 61--90 %[14]. При плавках на шихте, содержащей 20 % дибората кальция, 60 % ферросилиция ФС75, 10 % плавикового шпата, 10 % титана и извести 70--85 % от количества восстановителя получали кремнистый металл с содержанием 1,7--2,1% В, 4,0-- 7,6% Са, 7,7--9,9% Ti. Извлечение бора составило 65--75%. Металл с содержанием 3--4 % В, 14--18 % Zr, 0,8--1,5 % Са при извлечении бора 80--90 % получили из шихты состава: 36 % двухводного дибората кальция, 22 % цирконового концентрата, 43 % извести и 165--250 % ФС75 к количеству задаваемой извести.

В промышленной печи мощностью 3500 кВА из конвертерного ванадиевого шлака выплавили лигатуру с содержанием 0,64 % В; 11,64 % V; 9,87 % Si. Извлечение бора составило 61 %. В печи мощностью 2,5 МВА получили лигатуру, содержащую 1,05 % В, 12,85 % Са, 30,10 % Fe, 0,50 % А1, 0,15 % С, 0,32 % Mg, остальное -- кремний. Шихта состояла из 1750 кг извести, 2350 кг 65 %-ного ферросилиция, 300кг плавикового шпата и 700 кг дибората кальция (43 % В2О3). Извлечение бора составило 34 %.

ПЕРЕЧЕНЬ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Емлин Б.И., Гасик М.И. Справочник по электротермическим процессам М.: Металлургия, 1978, 228 с.

2. Электрометаллургия стали и ферросплавов:/Учеб. Пособие для метал. спец. Вузов/Д.Я. Поволоцкий, В.Е. Рощин, М.А. Рысс и др. М.: Металлугрия, 1974, 550с .

3. Бобкова О.С. Силикотермическое восстановление металлов. М.: Металлургия, 1981, 131 с.

4. Гасик М.И., Емлик Б.И. Электрометаллургия ферросплавов. Киев: «Вища школа», 1983, 364 с

5. Щедровицкий Я.С. Сложные кремнистые ферросплавы. М.: Металлургия, 1966, 176 с.

6. Рысс М.А. Производство ферросплавов. М.: Металлургия, 1968, 392 с.

7. Кац Я.Л., Гейхман М.В, - Черная металлургия. Бюл. НТИ, 1981, №8.

8. Кожевников Г.Н., Зайко В.П., Рысс М.А. Электротермия лигатур щелочно-земельных металлов с кремнием. М.:Наука, 1978, 224 с.

9. Алюминотерапия. / Н.П. Лякишев, Ю.Л. Плинер, Г.Ф Игнатенко и др. - М.: Металлугрия, 1978, 424 с.

10. Снижение потерь при производстве ферросплавов. М.: Металлургия, 1982, 96 с.

11. Плинер Ю.Л., Игнатенко Г.Ф. Восстановление окислов металлов алюминием. - М.: Металлугия, 1967, 248 с.

12. Лякишев Н.П., Тулин Н.А., Плинер Ю.Л. Легирующие сплавы и стали. М.: Металлургия, 1981, 191 с.

13. Гасик М.И. Самообжигающиеся электроды рудовосстановительных печей. М.: Металлургия, 1976, 368 с.

14. Шевченко В.Ф, Устройство и эксплуатация оборудования ферросплавных заводов. Справочник. М.: Металлургия, 1982, 208 с.

Размещено на Allbest.ur