Производство монокорунда

      Для производства монокорунда используется боксит со следующими характеристиками: содержание А1₂0₃ должно составлять (в пересчете на сухое вещество) не менее 46 %, кремниевый модуль Al₂O₃/SiO₂ должен быть не менее 7, а кальциевый модуль Al₂O₃/CaO не менее 20. Содержание окиси кальция в боксите при производстве монокорунда лимитируется не так строго, как при производстве электрокорунда, поскольку окись кальция переходит в растворимый сульфид. Это дает возможность использовать высококальциевые бокситы, причем, по рекомендациям М. В. Каменцева, верхний предел наличия СаО может доходить до 2,5%.

      Антрацит (ГОСТ 5288—50) должен содержать не более 7% золы, 5% летучих, 4% влаги и 8% мелочи крупностью до 25 мм.

      В пиритовом концентрате должно быть не менее 38% сульфидной серы, не более 8% окиси кремния и 3% окиси кальция.

      Чугунная  стружка должна содержать не более 1 % кремния, 5% окислов железа (в пересчете на Fe203) и быть не крупнее 25 мм.

      В гидрате окиси  алюминия должно быть не менее 60% окиси алюминия, не более 10% окиси кальция и 5% влаги.

      Шлак должен содержать не более 10% магнитного материала и быть крупностью до  15 мм.

      В настоящее время во ВНИИАШе производятся исследования влияния сырьевых материалов на качество оксисульфидного шлака. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

5. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ ПРОЦЕСС ПРОИЗВОДСТВА МОНОКОРУНДА 

      Производство  монокорунда осуществляется методом  выплавки оксисульфидного шлака. В настоящее время выплавка шлака ведется   на   блок.

      Цех производства монокорунда состоит  из двух отделений. В первое отделение — отделение плавки и предварительного дробления — входят склад сырья, печной пролет, площадка для остывания блоков и копер для их разбивки.

      Второе  отделение — отделение разложения и обогащения — состоит из установки, основной частью которой является башенный разлагатель, и системы обогатительных аппаратов. 

Выплавка  оксисульфидного  шлака. Для выплавки шлака применяют печи мощностью 1600 и 1300 ква, которые устанавливаются на тележке. К тележке болтами крепится подина из котельного железа, являющаяся основанием кожуха, который имеет форму усеченного конуса. Подина футеруется шамотным кирпичом и графитированным электродным боем в смеси с электродной массой. Средняя длительность плавки оксисульфидного шлака на блок составляет 45—50 ч, удельный расход электроэнергии — 2800— 3000 квт-ч/т, вес получаемого блока — 15 т.

      По  данным М. В. Каменцева на выплавку 1 т шлака расходуется 2000 кг боксита, 500 кг пирита, 300 кг антрацита и 100 кг чугунной стружки.

      При расчете шихты для производства оксисульфидного шлака принимают, что окись кальция полностью переходит в сульфид кальция, а окиси титана и кремния наполовину переходят в сульфиды. Плавка ведется с таким расчетом, чтобы 6—8% А1203 перешло в сульфид алюминия, что гарантирует отсутствие в расплаве других окислов, кроме окиси алюминия.

      Восстановленные при плавке металлы образуют комплексный ферросплав, который (по данным М. В. Каменцева) имеет следующий состав: 85—87% железа, 7—10% кремния, 1—3% алюминия. Кроме того, в ферросплаве содержится карбид титана, так как окись титана частично восстанавливается до карбида. Благодаря большому удельному весу, ферросплав легко отделяется от расплава шлака и осаждается на подину. Полученный шлак должен иметь соединений серы, растворимых в воде, не менее 3% и соединений серы, растворимых в кислотах, не более 1%.

      Контроль  качества расплава производится по штанговым  пробам, которые отбираются через каждые 6 ч. На химический анализ посылаются пробы, отобранные через 12, 24 и 36 ч от начала   плавки.

Штанговые пробы  характеризуются следующим содержанием сульфида алюминия (по данным М. В. Каменцева): проба I — 5— 7%, проба II — 6—8%, и проба III — 7—9%. Эти данные относятся к плавке с использованием боксита, содержащего до 2% СаО.

      После выключения печи полученный расплав  постепенно застывает. Охлаждение блока сначала происходит в кожухе, а потом без кожуха на

подине. Для окончательного остывания блок транспортируется на эстакаду. Остывший блок разбивается на  копре, и полученный продукт сортируется.

      Выход монокорунда из разных зон блока  неодинаков. Наибольшее количество дает центр блока — 80—90%, подшалка дает 69%, низ — 18—70% (в среднем 55%), шапка —до 46%.

      Наружная  часть блока, представленная зауглероженным шлаком, вместе с шапкой идет в переплавку.

      После дробления продукта и отделения  ферросплава получают оксисульфидный шлак, который поступает во второе отделение для переработки  в монокорунд.

      Новые абразивные заводы проектируются для  выплавки монокорунда на выпуск, а не на блок. Плавка на выпуск возможна потому, что A12S3 обладает низкой температурой плавления (1100° С) и значительно разжижает ванну.

      В 1961 г. был разработан технологический  процесс производства монокорунда на выпуск в печах мощностью 7500—10 500 ква. Плавка на выпуск ведется в дуговой низкошахтной электропечи. Шахта печи изнутри футеруется угольными блоками и имеет три летки — две для выпуска шлака и одну (на уровне пода) для выпуска ферросплава. Шлаковые летки футеруются графитовыми блоками и имеют наклон 30°, а ферросплавная летка футеруется угольными блоками. Электроды располагаются по углам равностороннего треугольника, против леток.

      Характеристика  печей, рекомендуемых для выплавки монокорунда на выпуск, приведена в таблице 3 

Таблица 3.

Характеристика  печей 

 

      При плавках на выпуск предусматривается  механизированная загрузка шихты в  печь непрерывно порциями не более 500 кг. Выпуск расплава на печах мощностью 7500 ква должен производиться через 8 ч, а на печах мощностью 10 500 ква — через 5 ч.

      Для слитков, получаемых при плавке на выпуск, намечен следующий режим охлаждения: 3 ч слитки остывают в изложнице, после чего они извлекаются и в течение 72—96 ч охлаждаются на открытой площадке. Дробление слитков производится в две стадии — на копре (до крупности примерно 300 мм) и в дробилке (до крупности 15 мм).

Разложение  оксисульфидного  шлака и обогащение. Для отделения зерна монокорунда шлак подвергается обработке водой. Он засыпается порциями по 300—400 кг в загрузочный бункер разлагателя с помощью тельфера и саморазгружающейся бадьи. При закрытой верхней крышке бункера шлак пересыпается в раз-лагательную часть, где происходит взаимодействие с водой.  

Таблица 4

Примерный материальный баланс разложения оксисульфидного  шлака 

 
 
 
 

      Для подогрева разлагателя зимой в нижнюю его часть подводится пар. Чтобы связать сероводород, разложение шлака водой проводится в присутствии аммиака. Примерный материальный баланс разложения шлака приведен в таблице 4. 

Таблица 5.

Твердые продукты разложения оксисульфидного  шлака

 

      В результате гидролиза сульфиды в  шлаке разрушаются и он распадается на отдельные составляющие, которые представляют собой   смесь   зерен   корунда   с   гидратами   окислов   алюминия и кальция, с отдельными корольками ферросплава и частицами непрореагировавшей шихты. Характеристика этих продуктов приведена в таблице 5.

      После полного разложения сульфидов твердые  продукты поступают в разгрузочный бункер, заполненный водой. Образовавшаяся пульпа подается в вакуум-фильтр, где производится отделение сероводородной воды. Промытый продукт передается на обогащение.

      Благодаря значительной разнице составляющих продукта по крупности, удельному весу и магнитным свойствам, отделение кристаллов корунда не представляет значительной трудности. Сначала на мокром грохоте отсеиваются частицы крупнее 1,5 мм (ферросплав и углерод). Затем в гидравлическом классификаторе отделяется фракция мельче 0,075 мм, содержащая в основном гидраты, сернистое железо и другие примеси. Оставшаяся фракция крупностью 1,5—0,075 мм концентрирует зерно монокорунда. Для отделения зерен углерода эта фракция обогащается на сотрясательных столах. Затем она проходит мокрую магнитную сепарацию и в целях разрушения остатков сульфидов промывается в растворе серной кислоты. Полученное зерно прокаливается во вращающейся печи, подвергается контрольной магнитной сепарации   и   рассеивается   по   номерам.

      При производстве монокорунда получается 10—20% неразлагающегося шлака, который удорожает себестоимость монокорунда. Химический состав этого шлака следующий (по данным М. В. Ка-менцева): 92% А1203; 1,8% Si02; 0,1% Fe203; 2,6% TiOa; 0,1% CaO;2,0%FeS. Неразложившийся остаток шлака идет в переплавку. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

ЗАКЛЮЧЕНИЕ 

      В данной курсовой работе мною были рассмотрены  теоретические аспекты производства монокорунда, его химический состав и физические свойства.

      Были  рассмотрены сырьевые материалы для производства монокорунда.

      Подробно  был рассмотрен процесс выплавки оксисульфидного шлака, разложение и обогащение.