Производство чугуна

ОСНОВЫ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПРОИЗВОДСТВА 1. Производство чугуна Изначально железо получали непосредственно из руды восстановлением в горнах. С увеличением высоты горна железо насыщалось углеродом, получался сплав хрупкий, но с хорошими литейными свойствами. Этот сплав был назван чугуном. В настоящее время чугун выплавляют из железных руд в доменных печах, используя для этого топливо и флюсы. Руда – горные породы, содержащие металлы в количествах, обеспечивающих рентабельность производства (экономную переработку). Руда состоит из минералов, содержащих металл в виде оксидов, сульфидов, карбонатов; пустой породы, содержащей в основном кремнезём (SiO2) и глинозём (Al2O3), а также примеси (серу, фосфор, мышьяк и др.). Топливо – материалы, которые являются не только источником тепла, но и реагентом, который при плавке восстанавливает металл из его оксидов и других соединений. Флюсами называют вещества, обеспечивающие сплавление пустой породы руды, вредных примесей, золы топлива и вредными примесями в относительно легкоплавкие шлаки. Шлак – легкоплавкие продукты взаимодействия флюсов с пустой породой руды, золой топлива, огнеупорными материалами и вредными примесями, получаемые в процессе выплавки металлов и сплавов. Шлак обладает меньшей плотностью, чем металл, поэтому он располагается над ним и может быть слит в процессе плавки. Железные руды содержат железо в виде оксидов, гидратов оксидов, карбонатов. Пустой породой являются кварцит, глинистые вещества. К основным железным рудам относятся: • магнитный железняк, содержащий до 65 % железа в виде оксида Fe3O4 (Соколовское и Сорбайское месторождения, Курская магнитная аномалия и др.); • красный железняк, содержащий до 60 % железа в виде оксида Fe2O3 (Криворожское и Атасуйское месторождения, Курская магнитная аномалия); • бурый железняк, содержащий до 55 % железа в виде гидратов оксидов nFe2O3·mH2O (Керченское, Лисаковское и другие месторождения); • шпатовый железняк, содержащий до 40 % железа в виде углекислой соли FeCO3 (Бакальское и Криворожское месторождения). Топливо в процессе выплавки чугуна выполняет роль не только горючего, но и восстановителя железа из руды. Этим требованиям удовлетворяет твёрдое топливо – кокс. Флюсами в доменном производстве чугуна служат известняк СаСО3 или доломит СаСО3·MgСО3. Их назначение – перевод пустой породы (в основном SiO2 и Al2O3) в шлак, а также связывание и удаление находящейся в топливе и руде серы. Чугун выплавляют в доменных шахтных печах, выложенных огнеупорным кирпичом и заключенных в кожух из листовой стали толщиной до 35 мм. Современная доменная печь высотой до 35 м с полезным объёмом до 5000 м3 вместе со вспомогательным оборудованием представляет ложное инженерное сооружение (рис. 1). Основные элементы доменной печи, характеристика и назначение каждого элемента доменной печи описаны в табл. 1. В домну загружают шихту – совокупность исходных материалов (руда, топливо, флюсы и др.), взятых для плавки в рассчитанном массовом соотношении. Отдельные порции шихты, периодически загружаемые в печь по мере сгорания топлива и выпуска расплава, называются колоша′ми. Колоши из бункера 1 (рис. 1) подаются вагонетками 2 по скиповому подъёмнику 8 в приёмную воронку 9 засыпного аппарата. При опускании малого конуса 10 шихта попадает в чашу 11 и при опускании большого конуса 12 – в колошник 13 и далее в шахту 14 печи. Поочередное открытие конусов предотвращает выход газов в атмосферу. Цилиндрическая часть 7 домны называется распаром. Ниже его находятся заплечики 6 и горн 4, ограниченный лещадью 19. В нижней части горна расположены лётки для выпуска чугуна 3 и шлака 18. Через ряд расположенных по окружности фурм 5 вдувается под давлением до 0,25 МПа воздух. Таблица 1 Характеристика и назначение элементов доменной печи Схема домны Наименование Характеристика и назначение 1 – засыпной аппарат; 2 – газоотвод; 3 – огнеупорный материал; 4 – фурмы; 5 – шлаковая лётка; 6 – чугунная лётка КОЛОШНИК Верхняя часть доменной печи (вместе с завалочной площадкой), служащая для загрузки шихты. ЗАСЫПНОЙ АППАРАТ Устройство, расположенное в колошнике, посредством которого осуществляется завалка шихтовых масс в шахту доменной печи. ГАЗООТВОДЫ Устройства в верхней части доменной печи для удаления из нее колошникового (доменного) газа. ШАХТА Основная часть доменной печи (самая большая по объему), где начинается процесс получения чугуна: • восстановление оксидов железа, • науглероживание восстановленного железа. РАСПАР Самая широкая часть доменной печи, где происходит плавление пустой породы руды и флюсов с образованием шлака. ЗАПЛЕЧИКИ Устройства в доменной печи, в которых происходит окончание процесса образования шлака. ГОРН Сбор жидкого чугуна и расплавленного шлака ЛЕ′ЩАДЬ Самая нижняя часть доменной печи (её поди′на). ФУРМЫ Устройства в верхней части горна для подачи нагретого воздуха в домну. ЛЁ′ТКИ Устройства в верхней части горна, через которые выпускают жидкие чугун и шлак из домны в ковши. Расход воздуха на 1 т чугуна составляет от 3000 до 7000 м3/мин. Воздух предварительно нагревают до (1000 … 1200) 0С в воздухонагревателях регенеративного типа. Воздухонагреватель представляет собой футерованный кирпичом стальной цилиндр диаметром от 6 до 8 метров и высотой от 30 до 40 метров, имеющий внутри камеру сгорания 15 и насадку 20 из огнеупорного кирпича. При домне обычно имеется (3 … 4) воздухонагревателя, которые работают попеременно следующим образом. В воздухонагреватель (Б) подаётся через отверстие 17 очищенный колошниковый газ и через отверстие 16 воздух. Продукты горения газа из камеры 15 проходят по вертикальным каналам насадки 20, нагревают её и уходят через отверстие 21 в дымовую трубу 22. Когда насадка воздухонагревателя (Б) достигнет определенной температуры, подачу газа прекращают и в обратном направлении подают воздух, который, проходя насадку, нагревается и затем вдувается в домну. Пока один из воздухонагревателей нагревается, работает другой, предварительно нагретый воздухонагреватель. Рис. 1. Схема работы доменного цеха: 1 – бункер; 2 – вагонетка; 3 – лётка для выпуска чугуна; 4 – горн; 5 – фурмы; 6 – заплечики; 7 – распар; 8 – подъёмник; 9 – приёмная воронка; 10 – малый конус; 11 – чаша; 12 – большой конус; 13 – колошник; 14 – шахта; 15 – камера; 16, 17 и 21 – отверстия; 18 – лётка для выпуска шлака; 19 – лещадь; 20 – насадка; 22 – дымовая труба; А и Б – воздухонагреватели Усовершенствованием доменного процесса является обогащение воздушного дутья кислородом (до 30 %), а также использование в качестве топлива природного газа. Доменная печь работает по принципу противотока: шихта движется сверху вниз, а навстречу ей течёт поток горячих газов. При этом протекают следующие процессы: горение топлива, восстановление и науглераживание железа, восстановление сопутствующих химических элементов, образование шлака. В области воздушных фурм углерод кокса, взаимодействуя с кислородом дутья, сгорает, в результате чего температура в этой области печи достигает (1800 … 2000) 0С. В этих условиях углекислый газ СО2 взаимодействует с углеродом кокса и образует оксид углерода СО, являющийся главным восстановителем железа. Несколько выше, в зоне печи с температурой от 700 до 450 0С, часть оксида углерода разлагается с образованием сажистого углерода Шихтовые материалы, опускаясь навстречу потоку газов, нагреваются, из них испаряется влага, выделяются летучие вещества. При достижении температуры от 750 до 900 0C в шихте восстанавливается железо: 3Fe2O3 + CO = 2Fe3O4+ CO2; Fe3O4 + CO = 3FeO + CO2; FeO + CO = Fe +CO2. Часть закиси железа опускается до распара и заплечиков и восстанавливается углеродом кокса. В восстановлении железа участвуют также сажистый углерод и водород. В результате этих реакций образуется твердое губчатое железо. При температуре (1000 … 1100) 0С губчатое железо науглераживается: 3Fe + 2CO = Fe3C + CO2 и 3Fe + C = Fe3C. Углерод понижает температуру плавления железоуглеродистого сплава, поэтому, опускаясь в нижнюю часть шахты, сплав начинает плавиться, дополнительно насыщаясь углеродом и другими элементами, восстанавливаемыми из руды – марганцем, кремнием, фосфором, серой. Марганец содержится в руде в виде окислов, легко восстанавливается до оксида MnO, который затем частично восстанавливается твердым углеродом. Кремний содержится в пустой породе руды в виде кремнезема SiO2, также восстанавливается углеродом. Не восстановленные оксиды марганца и кремния переходят в шлак. Фосфор находится в руде в виде соединения Р2O5·3СаО, восстанавливается оксидом углерода и твердым углеродом и почти полностью переходит в сплав. Сера вносится в доменную печь в составе руды и кокса в виде соединений FeS, FeS2, CaSO2, CaS. Значительная часть серы удаляется в виде летучих соединений (SO2, H2S и других), другая часть переходит в сплав (FeS) или в шлак (CaS). В результате восстановления железа, марганца, кремния, фосфора, серы и их растворения в железе в горне печи образуется чугун и шлак. По мере накопления чугуна и шлака их выпускают из печи: чугун через (3 … 4) часа через лётку 3, а шлак – через (1 … 1,5) часа через лётку 18 (рис. 1). Основным продуктом доменного производства является чугун, побочными – шлак и колошниковый газ. Чугун подразделяется на передельный чугун, предназначенный для передела в сталь обычно составом от 4 до 4,5 % С, от 0,6 до 0,8 % Si, от 0,25 до 1,0 % Mn, до 0,3 % Р и 0,07 % S; литейный чугун, предназначенный для переплава и получения фасонных отливок, отличающийся повышенным содержанием Si (от 2,75 до 3,25 %); ферросплавы – сплавы железа с повышенным содержанием марганца (ферромарганец – от 70 до 75 % Mn), кремния (ферросилиций – от 9 до 13 % Si) и других элементов, предназначенные для раскисления и легирования стали. Шлак используют для производства шлакоблоков, шлаковаты, цемента. Образующиеся в печи газы (СО, СО2, Н2, СН4, N2 и др.) используют в качестве топлива для нагрева воздухонгревателей домны. Основными технико-экономическими показателями работы доменной печи являются следующие параметры. Коэффициент полезного объёма печи – КИПО (1) где V – полезный объём доменной печи, м3; Р – средняя суточная производительность печи, т. Коэффициент полезного объёма печи составляет от 0,5 до 0,7 м3/т. Удельный расход кокса – К (2) где А – расход кокса за сутки, т; Р – средняя суточная производительность печи, т. Удельный расход кокса составляет от 0,5 до 0,6 т/т. 2. Производство стали Чугун начали перерабатывать в сталь с XIII века. Сущностью передела чугуна в сталь является уменьшение содержания углерода, кремния, марганца и других элементов. Такая двухстадийная схема производства стали – выплавка чугуна в доменной печи и передел его в сталь – является в настоящее время основной. Сталь получают в кислородных конвертерах, мартеновских и электрических печах. Производство стали в кислородных конвертерах представляет собой процесс продувки жидкого чугуна кислородом. Кислородный конвертер (рис. 2) представляет сосуд 1 грушевидной формы из стального листа, футерованный внутри основным кирпичом 2. Кислород подается под давлением от 1 до 1,5 МПа посредством водоохлаждаемой фурмы 3, установленной в горловине 4 над уровнем металла на расстоянии от 0,7 до 3 м. Ёмкость конвертера составляет от 100 до 350 т жидкого чугуна. Расход кислорода на производство 1 тонны стали составляет от 50 до 60 м3. Рис. 2. Кислородный конвертер: 1 – корпус; 2 – кирпич; 3 – фурма; 4 – горловина; 5 – цапфа Последовательность стадий работы кислородного конвертера в соответствии с технологическим процессом: 1) загрузка скрапа; 2) заливка жидкого чугуна; 3) продувка содержимого конвертера; 4) выпуск стали в ковш; 5) слив шлака из ковша. В конвертер загружают стальной лом (до 30 %) и жидкий чугун с температурой (1250 … 1400) 0С. Для наводки шлака добавляют железную руду и известь и для разжижения шлака – боксит и плавиковый шпат. Конвертер устанавливается в вертикальное положение посредством цапф 5. Изменение металла по ходу плавки показано на рис. 3. При продувке происходит окисление углерода и других примесей как непосредственно кислородом дутья, так и оксидом железа FeO. Одновременно образуется активный шлак с необходимым содержанием СаО, благодаря чему происходит удаление серы и фосфора с образованием устойчивых соединений Р2О5·3СаО и СаS в шлаке. Когда содержание углерода достигает заданного значения, прекращают подачу кислорода, конвертер поворачивают, сливают сталь, а затем шлак. Для уменьшения содержания кислорода в стали ее раскисляют, т.е. вводят в нее элементы с большим, чем у железа, сродством к кислороду (Si, Mn, Al). Взаимодействуя с оксидом железа FeO, они образуют нерастворимые в металле оксиды MnO, SiO2, Al2O3, переходящие в шлак. Рис. 3. Изменение состава металла в конвертере при продувке кислородом Производительность кислородного конвертера ёмкостью 300 т достигает (400 … 500) т/час, в то время как производительность мартеновских и электропечей не превышает 80 т/час. Производство стали в мартеновских печах было изобретено в середине XIX в. В 1864 г. Пьер Мартен (французский металлург) сконструировал печь (мартеновскую) для переплавки стального лома. Современная мартеновская печь (рис. 4) представляет собой регенеративную пламенную печь, температура в которой достигает (1750 … 1800) 0С за счёт сгорания газа над плавильным пространством. Газ и воздух подогреваются в регенераторах. Слева от плавильного пространства 7 находятся каналы для газа 3 и воздуха 4, соединенные с регенераторами 1 и 2. Такие же каналы для газа 9 и воздуха 8 имеются справа от плавильного пространства 7 и соответственно соединенные с регенераторами 10 и 11. Регенераторы имеют насадку из выложенного в клетку огнеупорного кирпича. Газ и воздух проходят через нагретые до температуры (1250 … 1800) 0С регенераторы 10 и 11, нагреваются в них и поступают в плавильное пространство печи. Здесь газ и воздух смешиваются и сгорают, образуя пламя высокой температуры. Продукты сгорания по каналам 3 и 4 поступают в регенераторы 1 и 2, нагревают их, охлаждаясь до (500 … 600) 0С, и уходят в дымовую трубу 13. По мере охлаждения регенераторов 10 и 11, направление газа и воздуха меняют на обратное путём переключения клапанов 12 и 14. Газ и воздух поступают по каналам 3 и 4, пройдя нагретые регенераторы 1 и 2. Продукты сгорания выходят по каналам 8 и 9, нагревают насадки регенераторов 10 и 11 и уходят в трубу 13.Таким образом, газ и воздух при работе печи переходят через попеременно нагреваемые то левые, то правые регенераторы. Мартеновские печи, работающие на мазуте, имеют с каждой стороны по одному регенератору для нагрева только воздуха. Важнейшей характеристикой печи является площадь пода. Для печи ёмкостью 900 т она составляет около 120 м2. Рис. 4. Схема устройства мартеновской печи: 1 и 2 – генераторы; 3 и 9 – каналы для газа; 4 и 8 – каналы для воздуха; 5 – завалочные окна; 6 – рабочая площадка; 7 – плавильное пространство; 10 и 11 – регенераторы; 12 и 14 – клапаны; 13 – дымовая труба Материалами для выплавки стали в мартеновской печи могут быть: стальной лом (скрап), жидкий и твёрдый чугуны, железная руда. В зависимости от их соотношения в шихте различают: 1) скрап-рудный процесс на шихте из жидкого чугуна с добавкой от 25 до 30 % стального скрапа и железной руды применяется на металлургических предприятиях; 2) скрап-процесс на шихте из стального лома от 55 до 75 % и от 25 до 45 % чушкового передельного чугуна применяется на машиностроительных предприятиях. Флюсом в обоих процессах служит известняк СаСО3 (от 8 до 12 % от массы металла). Большее применение имеет скрап-рудный процесс в основной мартеновской печи. Вначале в печь загружают и прогревают железную руду и известняк, затем добавляют стальной скрап и заливают жидкий чугун. В процессе плавки примеси в чугуне окисляются за счёт оксидов железа руды и скрапа: 3Si + 2Fe2O3 = 3SiO2 + 4Fe; 3Mn + Fe2O3 = 3MnO + 2Fe; 6P + 5Fe2O3 = 3P2O5 + 10Fe; 3C + Fe2O3 = 3CO + 2Fe. Сера удаляется в результате взаимодействия сернистого железа с известью: FeS + CaO = FeO + CaS. Оксиды SiO2, MnO, P2O5, CaO и сульфид СаS образуют шлак, периодически выпускаемый в шлаковые чаши. После плавления шихты начинается период кипения ванны. В это время интенсивно окисляется углерод в металле. Когда содержание углерода достигнет заданного значения, а количество серы и фосфора уменьшится до минимума, кипение прекращают, и начинают предварительное раскисление стали в ванне печи ферромарганцем, ферросилицием и алюминием. Окончательное раскисление стали осуществляется после выпуска ферросилицием и алюминием в ковше. Производительность мартеновской печи составляет 10 т/м2 в сутки. Производство стали в электропечах имеет следующие особенности. Электропечи обладают рядом преимуществ по сравнению с конвертерами и мартеновскими печами: способностью быстрого нагрева до 2000 0С, созданием окислительной, восстановительной или нейтральной атмосферы, а также вакуума. Это позволяет выплавлять сталь с минимальным количеством вредных примесей. Дуговая сталеплавильная печь представляет стальной цилиндр 4 со скошенным или сферическим днищем, футерованный внутри огнеупорным кирпичом 1 (рис. 5). В стенке корпуса выполнено загрузочное окно 7 и отверстие для жёлоба 2. Сверху печь имеет свод 5, в отверстиях которого установлены графитизированные электроды 6. С помощью механизма 8 печь может наклоняться. Источником тепла служит электрическая дуга между электродами 6 диаметром от 350 до 550 мм и шихтой 3. На электроды подается напряжение от 200 до 600 В и сила тока от 1 до 10 кА. Ёмкость электродуговой печи составляет от 0,5 до 400 т. Рис. 5. Схема электродуговой печи: 1 – кирпич; 2 – жёлоб; 3 – шихта; 4 – корпус; 5 – свод; 6 – электроды; 7 – загрузочное окно; 8 – механизм наклона Сталь выплавляют главным образом в основных электропечах с окислением и без окисления примесей. Плавка с окислением во многом сходна с мартеновским скрап-процессом. Она применяется для выплавки углеродистых сталей. Шихтой в этом случае служит стальной лом, передельный чугун, кокс для науглераживания и от 2 до 3 % известь. Плавка включает два периода: окислительный и восстановительный. Окисление кремния, марганца, углерода, железа происходит кислородом воздуха, окислов шихты и окалины. Полученные оксиды с известью образуют шлак. Оксид кальция связывает фосфор. Восстановительный период включает раскисление стали, удаление серы и доведение содержания компонентов до заданного. Для этого в печь подают флюс, состоящий из извести, плавикового шпата СаF2, кокса и ферросилиция. Молотый кокс и ферросилиций, медленно проникая через слой шлака, восстанавливают оксид железа: FeO + C = Fe + CO; 2FeO + Si = Fe + SiO2. При этом содержание оксида железа в шлаке уменьшается, и он начинает диффундировать из металла в шлак, где сразу же восстанавливается на границе шлак – металл. Поэтому металл не загрязняется неметаллическими примесями (SiO2, MnO, Al2О3), что происходит при обычном раскислении. Высокое содержание в шлаке СаО интенсивно способствует удалению из металла серы, содержание которой в электростали не превышает 0,015 %, в то время как в мартеновской стали содержание серы 0,02 % считается минимальным. В конце периода, если это необходимо, сталь раскисляют ферросилицием и алюминием. Плавка без окисления применяется для получения легированной стали из скрапа. По сути, в этом случае производство стали сводится к переплаву шихты, хотя в процессе плавки не исключено и окисление примесей, а также введение при необходимости некоторых компонентов. Электроиндукционная печь состоит из тигля 4 с крышкой (сводом) 1 и водоохлаждаемого индуктора 2, заключённых в корпусе 5 (рис. 6). При прохождении через индуктор переменного тока частотой от 500 до 2000 кГц образуется магнитный поток, который наводит в металлической шихте 3 мощные вихревые токи, нагревающие её до расплавления. Печи строят ёмкостью от десятков килограммов до 5 тонн, в отдельных случаях до (25 … 30) т. Рис. 6. Схема устройства электроиндукционной печи: 1 – свод; 2 – индуктор; 3 – шихта; 4 – тигель; 5 – корпус Индукционные печи по сравнению с дуговыми обладают рядом преимуществ: а) отсутствие дуги позволяет выплавлять сталь с малым содержанием углерода и газов; б) электродинамические силы перемешивают жидкий металл, способствуя выравниванию химического состава и всплыванию неметаллических включений; в) небольшие размеры печей позволяют помещать их в камеры и создавать любую атмосферу или вакуум. Плавку обычно проводят методом переплава отходов легированных сталей или чистого по сере и фосфору скрапа. После расплавления шихты на её поверхность подают материалы для наведения шлака: в основных печах – известь и плавиковый шпат, а в кислых – бой стекла. Плавка в вакууме позволяет получать сплавы с минимальным содержанием газов, легировать сплавы любыми элементами. Продолжительность плавки в индукционной печи ёмкостью 1 т составляет 45 минут. Расход электроэнергии на 1 т стали от 600 до 700 кВт·ч. 3. Производство алюминия Основные этапы процесса получения алюминия: 1) извлечение из сырья глинозёма Al2O3; 2) получение алюминия электролизом глинозёма; 3) рафинирование алюминия. Получение глинозёма является первым этапом при производстве алюминия. Алюминий получают из сырья, содержащего значительные количества глинозёма: бокситов, каолинов, алунитов. Бокситы содержат от 50 до 60 % Al2O3, от 1 до 15 % SiO2, от 2 до 25 % Fe2O3, от 2 до 4 % TiO2, от 10 до 30 % H2O и являются главным видом сырья. Глинозём Al2O3 – окисел высокой стойкости. Температура плавления 2050 0С. Для извлечения глинозёма применяются щелочной, кислотный, электротермический или комбинированный способ. Наибольшее распространение имеет щелочной способ, применяемый в двух вариантах – автоклавного (мокрого) и способа спекания (сухого). По сухому способу бокситовую муку смешивают с содой, спекают при (800 … 1000) 0С для получения растворимого в воде алюмината натрия по реакции Al2O3 + Na2CO3 = Al2O3·Na2O3 +CO2. Алюминат натрия выщелачивают водой и продувают углекислотой для получения осадка гидроокиси алюминия по реакции Al2O3·Na2O + CO2 + 3H2O = 2Al(OH)3 +Na2CO3. После промывки и сушки осадок прокаливают, отделяют воду и получают глинозем. Электролиз глинозёма является вторым этапом процесса получения алюминия. Вследствие тугоплавкости глинозёма, он смешивается с криолитом Na3AlF6, который плавится при 1000 0С. Эвтектический состав (15 % Al2O3) плавится при 940 0С. Электролиз растворов (от 8 до 10 % Al2O3) проводится в электролизёрах (рис. 7). Самообжигающийся анод из нефтяного или смоляного кокса и каменноугольного пека 2 снаружи имеет кожух из тонких листов алюминия, который по мере необходимости наращивается сверху коробками и заполняется анодной массой. По мере опускания анода механизмом 3 анодная масса спекается и становится твердой. Подвод тока к аноду осуществляется сверху через стальные штыри, забиваемые в анод. Штыри перемещаются также с помощью механизма 3. На дне ванны укладывают углеродистые блоки 1, к которым подаётся ток от катодной шины. Боковые стенки электролизёра также облицованы углеродистыми блоками. Электролизёр заключен в кожух. Выделяющийся фтористый водород улавливается. Ванна в период работы заполняется расплавленным криолитом, в который периодически подается глинозём. Электролизёры питаются током силой от 50 000 до 155 000 А, напряжением от 4 до 4,5 В. Ток используется не только для обеспечения процессов электролиза глинозёма, но и для получения тепла, необходимого для поддержания высокой температуры электролита от 950 до 1000 0С. Рис. 7. Упрощённая схема электролизёра с самообжигающимся анодом: 1 – блоки; 2 – анод; 3 – механизм опускания анода Получаемый в жидком виде на катоде (дне ванны) алюминий один раз в течение (3 ... 4) суток откачивается вакуумным ковшом, соединенным с вакуумным насосом. На 1 т алюминия затрачивается от 1,92 до 1,98 т глинозёма, от 0,08 до 0,09 т криолита и от 16 500 до 18 000 кВт·ч электроэнергии. В сутки одна ванна дает около 350 кг алюминия. Срок работы ванны от 2 до 3 лет. Рафинирование алюминия является третьим этапом процесса получения алюминия. Производство алюминия высокой чистоты осуществляется электролитическим рафинированием: полученный в электролизёре алюминий подвергается рафинированию продувкой в ковшах ёмкостью 1,25 т хлором при температуре от 750 до 770 0С в течение (10 … 15) минут. Анодом служит алюминий, подлежащий очистке, катодом – пластины чистого алюминия. Электролитом служат расплавленные хлористые и фтористые соли при температуре 750 0С. Марки алюминия высокой чистоты А995, А99, А97, А95 содержат от 0,005 до 0,05 % примесей, А999 – до 0,001 % примесей. 4. Производство меди Сырьём для получения меди служат руды, содержащие сульфиды CuS и Cu2S. Медный колчедан содержит халькопирит CuS·FeS. Медный блеск содержит халькозин Cu2S. Из сульфидных руд получают около 80 % меди. Содержание меди в рудах составляет от 1 до 3 %. Кроме меди руды содержат небольшое количество свинца, цинка, никеля и других металлов. Пустая порода руд состоит из песчаника, известняка, глины или их смесей. Пирометаллургический способ получения меди состоит из следующих этапов: 1) обогащение медной руды; 2) обжиг обогащённой руды; 3) плавка на штейн; 4) получение черновой меди посредством продувки штейна в конвертере; 5) рафинирование меди. Обогащение медной руды производится методом флотации. При отделении частиц размером от 0,05 до 0,5 мм, содержащих медь, от частиц пустой породы используется различная смачиваемость их водой. Частицы меди плохо смачиваются водой, а частицы пустой породы смачиваются хорошо. Через смесь измельченной руды, реагентов, воды и пенообразующих продувают воздух. Частицы меди прилипают к пузырькам, которые всплывают в виде пены на поверхность воды и удаляются от пустой породы. Таким образом, получается медный концентрат, с содержанием от 10 до 35 % меди. Медные руды и концентрат подвергаются обжигу. Шихтовые материалы – концентрат, известняк и кварц транспортёром 4 (рис. 8) подаются к бункеру 3 и через дозатор 2 поступают на под 1 и далее струёй воздуха из воздушной коробки 7 непрерывно подбрасываются вверх и в горячей камере 5 поддерживаются во взвешенном, как бы кипящем состоянии. Слой частиц как бы кипит. Из камеры газы поступают в пылеуловитель 6. В камере за счёт тепла химических реакций поддерживается температура в от 600 до 700 0С. Окисляются сера и железо. В результате обжига получается продукт – огарок. Очищенные газы используются для производства серной кислоты. Рис. 8. Схема печи для обжига руд в кипящем слое: 1 – под; 2 – дозатор; 3 – бункер; 4 – транспортёр; 5 – горячая камера; 6 – пылеуловитель; 7 – воздушная коробка Огарок подвергается плавке на штейн, содержащий Cu2S и FeS, где от 20 до 50 % меди, от 20 до 40 % железа, от 22 до 25 % серы, около 8 % кислорода и примесей никеля, цинка, свинца, золота и серебра. Плавка на штейн производится в пламенных отражательных печах (рис. 9), длиной до 40 м, шириной от 6 до 9 м. В печь загружается около 100 т руды. Температура достигает 1450 0С. Печь футерована динасовым кирпичом. Из бункера 1, расположенного на вагонетке, через воронки 2 загружается руда 4 и флюс на под 5. Топливо сжигается в топке 6, газы удаляются через дымоход 7. Штейн выпускается через лётку 3. В печи поддерживается слабокислая атмосфера. Получение черновой меди осуществляется продувкой штейна в конвертерах. Чаще используются горизонтальные конвертеры ёмкостью от 10 до 120 т (рис. 10). Конвертер состоит из кожуха 6 и днищ 1, футерован магнезитовым кирпичом. Заливка жидким штейном, выпуск металла и шлака производится через горловину 3. Флюсы (песок) вводятся приспособлением 2. Дутьё подаётся через фурмы 4 под давлением от 0,075 до 0,12 МПа от воздухораспределительной трубы 5. Конвертер на катках 8, установленных на постаменте 9, с помощью привода 7 поворачивается вокруг оси. Тепло в конвертере получается без подачи топлива за счёт химических реакций. Температура достигает (1200 … 1300) 0С. При этом происходит окисление сульфида железа за счёт кислорода воздуха. Полученная черновая медь, содержащая от 0,5 до 1,5 % примесей (золото, серебро, свинец, сурьма и др.) разливается на чушки или при наличии миксера в жидком виде поступает на рафинирование. Рис. 9. Отражательная печь: 1 – бункер; 2 – воронки; 3 – лётка; 4 – руда ; 5 – под; 6 – топка Рис. 10. Горизонтальный конвертер для продувки медных штейнов: 1 – днище; 2 – загрузочное приспособление; 3 – горловина; 4 – фурмы; 5 – воздухораспределительная труба; 6 – кожух; 7 – привод; 8 – катки; 9 – постамент Огневое рафинирование производится в пламенных печах ёмкостью до 250 т, отапливаемых мазутом или пылевидным топливом. Рафинирование состоит в окислении примесей, имеющих большее сродство к кислороду, чем медь, кислородом воздуха, который по железной трубе подается непосредственно в металл под давлением от 0,15 до 0,25 МПа. Окислы PbO, ZnO, Sb2O3 и другие шлакуются или улетучиваются. Золото и серебро остаются в меди. После скачивания шлака производится восстановление меди «дразнением». В металл вводят сырые, а затем сухие деревянные бревна или ими перемешивают жидкую медь и способствуют удалению сернистого газа. Восстановление древесиной идет по реакции: Cu2O + C = 2Cu + CO; Cu2O + CO = 2Cu + CO2 Полученная медь разливается на слитки или анодные пластины для электролиза. После огневого рафинирования медь содержит не более (0,3 … 0,5) % примесей. Электролитическое рафинирование обеспечивает получение меди высокой чистоты и извлечение золота, серебра, селена, теллура и других компонентов. Процесс ведётся в электролизных ваннах 1 (рис. 11), изготовленных из дерева с облицовкой (листами свинца 2, асфальтом, бакелитом или метлахскими плитками), устанавливаемыми на изолирующих подставках 3. Рис. 11. Электролитическая ванна для рафинирования меди: 1 – электролизная ванна; 2 – листы свинца; 3 – подставки; 4 – шлам; 5 – электролит; 6 – отверстие; 7 – анодная шина; 8 – катодная шина В ванну заливают электролит 5 (от 12 до 16 % водный раствор медного купороса в серной кислоте). На анодную шину 7 навешивают пластины из черновой или рафинированной огневым способом меди весом от 200 до 250 кг, толщиной от 40 до 50 мм, на катодную шину 8 – тонкие (толщиной 0,6 мм) листы электролитической меди. При пропускании постоянного тока силой от 10 000 до 15 000 А при напряжении 0,3 В анодные пластины растворяются и чистая медь отлагается на катодных пластинах. За (10 … 12) дней отлагается около 100 кг меди. Расход электроэнергии составляет от 250 до 300 кВт·ч на 1 т меди. Золото, серебро и другие компоненты оседают на дно вместе со шламом 4, выпускаемым через отверстие 6. Катодную медь переплавляют на слитки. Медь выпускается пяти марок М0, М1, М2, М3, М4. М0 содержит 99,95 % меди, а М4 – 99 % меди. 5. Производство титана Промышленное значение имеют титаносодержащие минералы: ильменит FeO·TiO2 (содержит до 61 % TiO2), рутил TiO2 (около 10 % железа, остальное TiO2) и другие. Особенности производства титана обусловлены его высокой химической активностью и большим сродством к кислороду, азоту, водороду и другим элементам. Процесс производства титана включает в себя следующую последовательность технологических операций: 1) обогащение титановой руды; 2) восстановительная плавка руды; 3) хлорирование титанового шлака; 4) получение титановой губки; 5) плавка титановой губки; 6) рафинирование титана. Титановые руды подвергаются электромагнитному, электростатическому, флотационному, гравитационному и другим видам обогащения, в результате которых получаются концентраты, содержащие до 60 % TiO2. Железо-титановые концентраты подвергаются восстановительной плавке в электрических печах. Восстановительной плавкой получают чугун, легированный титаном (от 0,6 до 2 % Ti), и шлаки, содержащие около 80 % TiO2 и от 1,5 до 3 % FeO, используемые в качестве сырья для получения титана. Хлорированием титанового шлака получают тетрахлорид титана TiCl4, представляющего собой жидкость, кипящая при 136 оС. Получение тетрахлорида титана из рутила TiO2 производится восстановлением углеродом и хлорированием при 800 0С по реакции: TiO2 + 2Cl2 + 2C = TiO4 + 2CO. Получение титановой губки производится восстановлением тетрахлорида титана магнием по реакции: TiCl4 + 2Mg = Ti + 2MgCl2. Процесс ведётся в стальных реакторах при температуре от 950 до 1000 0С в атмосфере аргона или других инертных газов. Получение слитков компактного пластинчатого титана из губки чаще всего осуществляется плавкой в электрических дуговых печах или высокочастотных печах. Плавка ведётся в вакууме или в среде инертных газов. После плавки титан содержит около 0,2 % примесей, обладает высокой пластичностью, хорошо поддается ковке, прокатке, штамповке. Наиболее чистый промышленный титан, содержащий менее 1 % примесей, получают йодидным способом – разложением иодидов титана на поверхности вольфрамовой нити, нагретой до (1300 … 1500) 0С в вакууме. Особо чистый титан может быть получен из технического титана методом зонной плавки, основанной на явлении большей растворимости примесей в жидком металле по сравнению с растворимостью в твёрдом металле. 6. Производство магния Сырьём для производства магния являются магнезит, в основном состоящий из MgCO3, доломит MgCO3·CaCO3, карналлит – MgCl2·КСl·6Н2О. Существует два способа получения металлического магния: термический и электролитический. В основе первого способа лежит восстановление оксида магния углеродом или кремнием, а второго – электролиз расплавленного хлористого магния MgCl2. Более распространён электролитический способ производства металлического магния. Электрический способ получения магния состоит из следующих этапов: 1) получение хлористого магния; 2) электролиз хлористого магния; 3) рафинирование магния переплавкой с флюсами; 4) тонкое рафинирование магния сублимацией. Хлористый магний получают обжигом магнезита или доломита и хлорированием образовавшегося оксида магния температуре от 800 до 900 0С в присутствии восстановителя (углерода): MgCO3 = MgO + СО2; MgCO3·CaCO3 = MgO + CaO + 2CO2; MgO + Cl2 + С = MgCl2 + CO. Электролиз расплавленного хлорида MgCl2 производится в электролизерах, представляющих собой герметизированные ванны 1 прямоугольной формы с шамотной футеровкой (рис. 11). Аноды 3 изготовляют из графита, катодами 2 служат две стальные пластины. В качестве электролита используют расплав хлористых солей MgCl2, NaCl, KC1, СаС12, содержащий от 7 до 15 % MgCl2. Анодное пространство отделено от катодного огнеупорной перегородкой (диафрагмой) 4. Рис. 11. Схема магниевого электролизёра: 1 – электролизная ванна; 2 – стальные катоды; 3 – графитовые аноды; 4 – огнеупорные диафрагмы После восстановления магний и хлор не должны взаимодействовать; это привело бы к сгоранию магния в хлоре: Mg + Cl2 = MgCl2. Как и при электролизе глинозёма, электрический ток, проходя через электролит, нагревает его и осуществляет электрохимический процесс. Ионы магния разряжаются на катоде: Mg2+ + 2е = Mg. Плотность магния меньше плотности электролита, поэтому магний всплывает и скапливается на поверхности ванны. Для предупреждения окисления магния ванна закрыта керамической крышкой. Расплавленный магний периодически удаляют с помощью вакуумных ковшей и сифонов. Образующийся на аноде хлор отсасывается через хлоропровод. После электролиза магний содержит примеси. Его подвергают рафинированию, которое осуществляют переплавкой в тигельных печах с флюсами или возгонкой. Рафинированный металл, содержащий не менее 99,9 % магния, разливается в чушки на разливочной машине. При разливке струя магния предохраняется от окисления путём опыления металла порошком серы. 7. Порошковая металлургия Порошковой металлургией называют отрасли, охватывающие производство металлических порошков, а также изделий из них или их смесей с неметаллическими порошками. При этом основной компонент порошков не доводится до расплавления. Промышленные методы получения металлических порошков имеют следующие особенности. В настоящее время мировое производство порошков металлов (железа, меди, никеля, хрома, кобальта, вольфрама, титана и др.) и их сплавов, а также металлоподобных соединений (карбидов, боридов, нитридов и др.) с размерами частиц до 1 мм превышает 1 млн. т в год. Промышленное применение нашли физико-химические и механические методы получения порошков. Физико-химические методы, связанные с изменением химического состава или состояния исходного сырья, более универсальны. Они экономичны, позволяют использовать дешевое сырьё (отходы производства в виде окалины, различных оксидов и т.п.). К ним относятся методы восстановления оксидов (так получают порошки железа, вольфрама, молибдена, кобальта, никеля, меди); осаждения металлического порошка из водного раствора соли (меди, никеля, кобальта); электролитического получения металлических порошков; разложения легколетучих соединений металлов (железа, кобальта, никеля, вольфрама и молибдена) с оксидом углерода; самораспространяющегося высокотемпературного синтеза (порошки карбидов, боридов, нитридов). Механические методы не изменяют химический состав исходных материалов при превращении их в порошки. К этим методам относятся дробление, размол или истирание твердых веществ. Применяется различное оборудование: дробилки; шаровые вращающиеся, вибрационные, планетарные, центробежные, вихревые и молотковые мельницы. Перспективным механическим методом является распыление жидких металлов с температурой плавления до 1600 0С (алюминия, железа, стали, меди, цинка, свинца, никеля и др.), при котором струя расплава разбивается охватывающим кольцевым газовым потоком. В качестве газов используют воздух, паровоздушную смесь, азот, аргон и др. Химические, физические и технологические свойства металлических порошков определяют их поведение при последующей обработке. Химический состав металлических порошков в основном зависит от исходного материала. Размеры, формы, микротвёрдость и плотность частиц, а также тип кристаллической решетки металла частиц предопределяют физические свойства металлических порошков. К технологическим свойствам относятся текучесть, прессуемость (способность металлических порошков образовывать под давлением изделие, имеющее заданные размеры, форму и плотность), формуемость (способность сохранять приданные им под давлением формы в заданном интервале значений пористости), уплотняемость (способность к уменьшению объема под воздействием давления или вибрации) и спекаемость (прочность сцепления частиц как результат термической обработки прессованных заготовок). Формование металлических порошков осуществляется следующими способами. Исходные порошки подвергаются дополнительной термической обработке (отжигу), проводимой в защитной или восстановительной атмосферах. Отжиг восстанавливает оксиды, удаляет часть примесей и устраняет наклеп, полученный при измельчении исходных материалов. Просеиванием на ситах разделяют порошки с размерами частиц 50 мкм и более. Воздушная сепарация используется для порошков с более мелкими фракциями. Для облегчения технологической переработки в порошки вводят добавки: пластификаторы, легкоплавкие материалы, летучие вещества и другие. Подготовленные смеси тщательно перемешивают в шаровых мельницах и барабанных, шнековых, лопастных, центробежных, планетарных или конусных смесителях. Перед формованием проводят дегазацию металлических порошков, при которой удаляется газ с поверхности частиц порошков и из занимаемого ими объема. Основными методами формования порошков являются прессование в пресс-формах, прессование с использованием импульсных нагрузок, гидростатическое прессование, прокатка, выдавливание, шликерное формование. Холодное прессование порошков может проводиться при воздействии одного пуансона (простые заготовки) или двух – верхнего и нижнего (заготовки сложной формы). Прессование приводит к усилению контакта между частицами, уплотнению порошка, деформации и разрушению отдельных частиц. Прилагаемое к пуансонам давление частично расходуется на преодоление сил трения между отдельными частицами и между частицами и стенками матрицы. В связи с этим возможно неравномерное распределение давления по высоте брикета, что приводит к снижению качества изделия. Отпрессованная заготовка имеет остаточные напряжения, а извлеченный из пресс-формы брикет имеет несколько увеличенные размеры. Это учитывается при изготовлении качественных и точных изделий. Если при прессовании задается рабочая температура, равная в среднем 0,7 температуры плавления порошка, то проводится горячее прессование. При нем совмещаются процессы прессования и спекания заготовки. Применяется оно для однородных материалов с высокой плотностью и прочностью, плохо прессуемых и спекаемых (карбидов, боридов, нитридов). Этот способ применяется сравнительно редко из-за малой стойкости графитовых пресс-форм и необходимости проведения процесса в среде защитных газов. Существуют разновидности прессования в пресс-формах с использованием импульсных нагрузок: взрывное, электрогидравлическое, электромагнитное, пневмомеханическое и вибрационное. Интересной разновидностью пневмомеханического формования является динамическое горячее прессование, при котором порошок прессуется дважды: предварительно – при комнатной температуре, а затем после нагрева – динамической нагрузкой. Получаются очень плотные изделия с высокой точностью размеров и хорошим качеством поверхности. Изделие может содержать в достаточно больших количествах и металлическую стружку. Прессованием в пресс-формах получают сравнительно простые по конфигурации детали. Более сложные успешно формуются гидростатическим прессованием. При нём порошок помещают в резиновую, каучуковую или из листового металла оболочку толщиной от 0,1 до 0,15 мм. Рабочая жидкость (вода, масло, глицерин и др.) в герметичной камере развивает громадное давление. Её можно заменить газом высокого давления. Холодное или горячее газостатическое прессование обеспечивает получение брикетов из любых порошков и с близкой к теоретической плотностью. Изделия из порошков формуются также прокаткой, при этом из бункера порошок подается в зазор между вращающимися валками. Получают однородный или многослойный прокат. Прокатку для химически активных порошков (титана, тантала, циркония и других металлов) проводят в вакууме или защитных средах. Таким образом изготовляют ленты толщиной от 0,02 до 3 мм и шириной до 300 мм, различные профили и проволоку. Прутки различных профилей, трубы из трудно прессуемых материалов (тугоплавких металлов, твердых сплавов, керметов и др.) получают выдавливанием. При этом в порошок добавляют пластификатор в значительном количестве (парафин, крахмал, поливиниловый спирт и др.), назначение которого – обеспечить лучшее сцепление частиц и уменьшить их трение о пресс-форму. Химически активные металлы выдавливаются в защитных средах или с применением защитных оболочек. Шликерное формование заготовок из порошков проводится без приложения внешнего давления. При этом способе концентрированную суспензию (шликер) мелкого порошка (размер частиц от 1 до 10 мкм) в жидкости (вода, спирт, четыреххлористый углерод) заливают в форму, изготовляемую из гипса, нержавеющей стали, спечённого стеклянного порошка, пластика. Металлический порошок оседает на стенках формы при направленном перемещении суспензии. Перемещения создаются за счет разрежения, создаваемого за перфорированной стенкой стальной формы. Жидкость же при движении впитывается в поры гипсовой формы. Также возможно и центробежное шликерное формование. Этим способом изготовляют изделия сложной формы из карбидов, боридов, нитридов и хрупких материалов. Спекание порошковых формовок и отделка порошковых изделий обладают следующими особенностями. Спекание является важной операцией технологического процесса изготовления порошковых изделий (изделий из металлических порошков). Полученные порошковые формовки – тела из металлических порошков, имеющие заданную форму, размеры и плотность, характеризуются недостаточным контактом между частицами. Определяющими факторами спекания являются температура, продолжительность и окружающая среда. Температура обычно составляет от 0,7 до 0,9 температуры плавления наиболее легкоплавкого компонента смеси порошков. Время выдержки исчисляется минутами или часами. Чрезмерное увеличение температуры и времени выдержки могут привести к ухудшению свойств изделия вследствие роста зерна материала. С целью восстановления поверхностных оксидов при спекании применяют восстановительные атмосферы, а для химически активных металлов – защитные атмосферы (азот, аргон и др.). Хорошие результаты достигаются при спекании в вакууме, что способствует удалению из материалов газов, летучих примесей, а также защищает их от воздействия воздуха. Для изоляции спекаемого изделия от окружающей атмосферы применяют различные защитные засыпки (оксид алюминия, кварцевый песок, графитовая крошка, титановая крошка, титановая стружка и др.). Для повышения производительности и получения более качественных изделий по ходу спекания вводится ряд мероприятий. Так, проводятся химическое (ввод в атмосферу хлористых и фтористых соединений, например), или физическое (воздействие ультразвука, или вибраций и др.) активирование процесса. В некоторых случаях при спекании используют жидкую фазу, что улучшает контакт частиц, делает изделия более плотными, почти беспористыми. Жидкая фаза получается за счет расплавления более легкоплавкого компонента, который пропитывает спрессованный пористый каркас из тугоплавкого металла. Например, карбид титана пропитывается сталью, вольфрам – медью и т.п. Спекание проводится в электропечах сопротивления непрерывного действия различных типов: конвейерных, рольганговых, с шагающим подом, толкательных. К электропечам периодического действия, применяемым для спекания, относятся вакуумные высокотемпературные индукционные печи. С целью получения заданных свойств порошковые изделия в случае необходимости подвергают дополнительной обработке. Отжиг в защитной атмосфере назначается для достижения требуемой структуры материала; выравнивания химического состава детали; снижения твердости, что облегчает последующую механическую обработку. Науглероживание, азотирование и цианирование проводятся для повышения износостойкости поверхностных слоев изделий. Хромирование, никелирование, кадмирование, оксидирование и фосфатирование защищают малопористые детали от коррозии. Масляная пропитка пористых подшипников обеспечивает длительное самосмазывание трущихся поверхностей в работе за счет того, что при повышении температуры в пористом подшипнике ослабевают капиллярные силы, удерживающие масло в порах. Кроме того, коэффициент термического расширения масла выше металла. В качестве окончательной в некоторых случаях используется механическая обработка, направленная на достижение заданных размеров деталей. Обработку изделий ведут методами точения, сверления, фрезерования, шлифования, полирования. Шлифованные порошковые детали имеют шероховатость поверхности R = (0,32 ... 0,16) мкм. Спеченные заготовки могут подвергаться прокатке, штамповке, калибровке и другим видам обработки. Области применения изделий из металлических порошков отличаются характерными особенностями. Методом порошковой металлургии создают антифрикционные материалы (с пористостью от 15 до 35 %), отличающиеся хорошей прирабатываемостью, высокой износостойкостью, сравнительно низкими коэффициентами трения (< 0,3, а при смазке < 0,1) и др. Из антифрикционных материалов делают пористые подшипники скольжения, характеризующиеся простотой изготовления, бесшумностью и экономичностью. Чаще всего подшипники изготовляются из пористого железа (марка Ж), железографита, например ЖГр2 (2 % графита), железографита с медью ЖГр1,5Д2,5 (1,5 % графита; 2,5 % меди); из спеченной бронзы (с содержанием олова от 8 до 12 %) и бронзографита БрО10Гр4 (10 % олова, 4 % графита). Находят всё большее применение многослойные материалы, которые состоят из металлической ленты и нанесенных на нее антифрикционных материалов. Примером таких материалов являются металлофторопластовые подшипники. Они состоят из стальной ленты, покрытой с двух сторон медью или латунью, на которую напекают металлический порошок из оловянной бронзы. Затем пористый слой пропитывается суспензией из фторопласта-4 и дисульфида молибдена. В последние годы начали использоваться металлостеклянные антифрикционные материалы (с коэффициентом трения от 0,03 до 0,05), состоящие из порошков никеля или железа и стекла. В конструкции тормозных и передающих крутящий момент устройств закладываются фрикционные материалы. При работе в паре с чугуном или сталью без смазки они имеют коэффициент трения более (0,20 ... 0,25), а со смазкой – более 0,05. Фрикционные порошковые материалы обеспечивают стабильный коэффициент трения, имеют достаточную прочность, хорошую прирабатываемость, высокую коррозионную стойкость и износостойкость. Основой фрикционных материалов служат медь и её сплавы (до температур работы подшипников от 500 до 600 0С) или железо и никель и их сплавы (до 1000 ... 1200 0С). В их состав также включаются порошки из олова, висмута, графита, сульфидов молибдена и других материалов, служащих твердой смазкой. Кроме того, добавляются кварцевый песок, асбест, оксиды хрома, алюминия, карбиды кремния, титана и другие для придания материалу фрикционных свойств. Применяются следующие марки фрикционных порошковых материалов: МК5 (основа – железо, от 6 до 8 % графита, от 7 до 8 % свинца, от 8 до 10 % олова, от 3 до 5 % железа), такую же основу имеют материалы ФАБ, А140 и другие. Материалы ФМК-11, МКВ-50А и другие имеют основу железо, в качестве компонентов входят медь, асбест, сульфиды молибдена и другие. Фильтры различного назначения из порошковых материалов характеризуются высокой проницаемостью, прочностью, пластичностью, нечувствительностью к перепадам температур, жаропрочностью, простотой конструкции и экономичностью. На их изготовление идут порошки бронзы, нержавеющей стали, никеля, серебра. Они могут быть изготовлены из порошков восстановленного железа (пористость от 40 до 75 %), нержавеющих сталей Х17Н2 (пористость от 35 до 70 %), сплавов никеля с 15 % молибдена и 15 % хрома (пористость от 30 до 80 %). Спеканием порошков железа или железа и графита, легированных сталей с различными добавками получают большое количество различных конструкционных материалов и изделий из них (зубчатые колёса, кулачки, диски, втулки корпуса подшипников и др.). Широкое применение находят порошковые твёрдые сплавы, разделяющиеся на три группы: инструментальные; конструкционные; жаропрочные и жаростойкие. В качестве конструкционных материалов твёрдые сплавы (чаще всего типа ВК с различными добавками) используются в производстве подшипников, калибров и оправок, металлорежущих станков, прокатных валков, нитенаправляющих изделий и других. Детали машин, мерительных устройств, различные сопла, фильеры и другие, изготовленные из спечённых твёрдых сплавов, успешно эксплуатируются при повышенных температурах. Способами порошковой металлургии изготавливают инструмент из минералокерамики, «керметов» (от 2 до 10 % молибдена или хрома, остальное – оксид алюминия). При производстве изделий из керамических композиционных материалов применяют горячее прессование, прессование с последующим спеканием и шликерное формование. Изделия из порошковых материалов весьма успешно используются в различных отраслях народного хозяйства. Порошковая металлургия позволяет производить различные изделия, а также получать совершенно новые материалы. Она успешно конкурирует с традиционными методами обработки материалов, а иногда и заменяет их. Наряду с простотой технологических операций порошковая металлургия отличается высокой эффективностью. Производство 1000 т порошковых изделий обеспечивает экономию от 1 до 4 млн. руб. При этом потери материала могут составлять от 5 до 7 % и менее; значительно снижается трудоёмкость изготовления, вместо (30 ... 40) производственных операций проводится лишь (4 ... 6); производительность труда возрастает в два раза и более. Таким образом, порошковая металлургия относится к прогрессивным, трудосберегающим, малоотходным или безотходным технологическим процессам. Контрольные вопросы 1. В чём заключается сущность доменного производства чугуна? 2. Какие особенности имеют способы получения стали в кислородных конвертерах, мартеновских и электрических печах? 3. В чём заключается сущность основных способов производства алюминия? 4. Какими особенностями обладают основные этапы пирометаллургического способа получения меди? 5. В чём состоит сущность основных стадий производства титана? 6. Какие особенности имеют термический и электролитический способы получения магния? 7. Какие существуют промышленные методы получения металлических порошков и в чём состоит их сущность?