Производство монокорунда

СОДЕРЖАНИЕ 

Введение………………………………………………………………………….. 3

Общие сведения о производстве абразивных материалов……………………. 4

Химический состав и свойства монокорунда………………………………….. 6

Теоретические основы производства монокорунда…………………………… 7

Сырьевые материалы……………………………………………………………. 9

Технологический процесс производства монокорунда……………………… 10

Заключение……………………………………………………………………… 14

Список литературы……………………………………………………………... 15 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

ВВЕДЕНИЕ 

      Целью данной курсовой работы является изучение производства монокорунда, его свойств и химического состава.

      Монокорунд  – это абразивный материал из группы корундовых. Свое название он получил  от монокристаллов корунда, образующихся при кристаллизации.

      Разработка  процесса получения монокорунда  велась во ВНИИАШе с 1936 года М. В. Каменцевым. В 1949 году было организовано промышленное производство монокорунда. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ПРОИЗВОДСТВЕ

АБРАЗИВНЫХ  МАТЕРИАЛОВ 

      Абразивные  материалы — это материалы, обладающие высокой твердостью, и используемые для обработки поверхности различных материалов. Абразивные материалы используются в процессах шлифования, полирования, хонингования, суперфиниширования, разрезания материалов и широко применяются в заготовительном производстве и окончательной обработке различных металлических и неметаллических материалов.

      Для того чтобы обеспечить эффективную абразивную  обработку,  частицы абразивного материала должны быть прочными, твердыми и иметь острые кромки. Острые кромки при резании постепенно затупляются, поэтому для сохранения режущих свойств зёрна абразивных материалов при приложении определенных усилий должны обладать способностью скалываться, при этом образуются новые острые кромки зёрен, позволяющие продолжать резание. Таким образом, абразивные материалы, наряду с высокой твердостью и прочностью, должны быть достаточно хрупкими. Сочетанием таковых свойств обладают только твердые минералы, поэтому они и применяют в качестве абразивов. 

      Основной  отличительной особенностью абразивных материалов  является их высокая твердость. Чем выше разница в твердости абразивного и обрабатываемого материалов, тем эффективнее обработка. Оценку твердости различных минералов производят с помощью сравнительной шкалы твердости. Наиболее высокое положение по этой шкале занимает алмаз как самый твердый в природе минерал, твердость его оценена цифрой 10. твердость других материалов оценивается по сравнению с алмазом цифрой, которая меньше 10. наиболее низкое место с оценкой твердости, равной 1, занимает очень мягкий минерал – тальк.

      Для сравнения различных абразивных материалов введена еще одна характеристика абразивная способность. Абразивная способность является безразмерной величиной и выражается как соотношение массы сошлифованного материала к массе навески абразивного материала (зерна).  
 Зерна абразивных материалов, применяемых для обработки резанием, должны быть достаточно прочными, чтобы длительное время выдерживать прилагаемую нагрузку без разрушения. Механическая прочность абразивных материалов может быть оценена по прочности единичного зерна и по прочности множества зерен, находящихся в определенной навеске материала. В зависимости от твердости и прочности разные материалы используются для различных операций абразивной обработки: более твердые – для обработки твердых материалов, более прочные – для обработки вязких материалов и т.д. 

      Абразивные  материалы могут быть естественного (природного) и искусственного (синтетического) происхождения. К природным материалам относят алмаз, корунд, наждак, гранат, кремень, кварц, а также более мягкие полировальные материалы: известь, тальк и др. искусственные 

абразивные материалы отличаются от природных более высоким качеством и стабильностью свойств. Поэтому большого промышленного значения природные материалы не имеют, за исключением алмазов. 
 К искусственным абразивным материалам относятся электрокорунды, карбид кремния, карбид бора и синтетические сверхтвердые материалы (синтетический алмаз и кубический нитрид бора). 
 Шлифовальные материалы представляют собой измельченные до порошкообразного состояния и рассеянные на определенные классы абразивные материалы. Классификация необходима потому, что после измельчения абразивные материалы имеют различные величину и форму частиц: в виде кристаллов, осколков кристаллов и агрегатов.  
 Для получения порошка абразивный материал подвергают обработке, включающей ряд операций, основными из которых являются дробление, измельчение, обогащение и классификация. В зависимости от абразивного материала применяют разное оборудование. Шлифовальные материалы условно делят на два класса. К первому относят порошки, классифицированные на ситах, ко второму – продукты гидроклассификации. В свою очередь продукты рассева делят на шлифзерно и шлифпорошки, а продукты гидроклассификации – на микропорошки и тонкие микропорошки. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

2.ХИМИЧЕСКИЙ  СОСТАВ И СВОЙСТВА МОНОКОРУНДА 

      Монокорунд  отличается высоким содержанием  А1203 и большой чистотой, причем почти вся окись алюминия в монокорунде в минералогическом отношении представлена корундом.

      Химический  состав монокорунда, полученного из бокситов, содержащих до 1—2% СаО, приведен в табл. 50. 

Таблица 1

Химический  состав монокорунда 

      По  сравнению с другими искусственными абразивными материалами (электрокорундом нормальным — Эй белым — ЭБ) монокорунд обладает лучшими показателями твердости, механической прочности и абразивной способности (таблица 2).

      Лучшие  свойства монокорунда по сравнению с электрокорундами связаны с особенностями его строения. Если электрокорунды представлены осколками кристаллов корунда, то зерна монокорунда являются целыми кристаллами. Круги из монокорунда обладают высокой режущей способностью и самозатачиваемостью.

      Основным  недостатком монокорунда является его дороговизна: он примерно на 15—20% дороже электрокорунда белого. 

Таблица 2

Свойства  монокорунда и  других абразивных материалов 

3. ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ  ОСНОВЫ ПРОИЗВОДСТВА МОНОКОРУНДА 

      Монокорунд  производят из бокситов методом оксисульфидной плавки, сущность которой состоит  в сплавлении боксита с сернистым железом (пиритом) в присутствии восстановителя. В результате плавки образуется шлак, состоящий из монокристаллов корунда и сульфидов кальция, кремния и частично алюминия.

      Особенности способа получения монокорунда  заключаются в следующем:

1. окислы, входящие в состав боксита и сопутствующие глинозему, обладают большим сродством к сере, чем к кислороду, что дает возможность перевести их в сульфиды; переходит в растворимый сульфид и окись кальция;

2. кристаллизация расплава характерна тем, что сульфиды металлов не образуют ни химических соединений, ни твердых растворов с корундом и легко разлагаются под действием воды;

3. образующийся сульфид алюминия разжижает расплав, что способствует при кристаллизации выделению глинозема в виде крупных   кристаллов   корунда.

      При производстве монокорунда имеют  место процессы восстановления части окислов боксита до металла с последующим образованием ферросплава и части — до сульфидов. Эти процессы характеризуются  следующими   важнейшими   реакциями:

                                             Fe₂0₃ + ЗС = 2Fe + ЗСО                                          (1)

Si0₂ + 2С = Si + 2СО;                                           (2)

FeS₂ + Fe = 2FeS;                                            (3)

SiO₂ + 2FeS + 2C = SiS₂ + 2Fe + 2CO;                              (4)

CaO + FeS + С =  CaS + Fe + CO;                              (5)

TiО₂ + 2FeS + 2C = TiS₂ + 2Fe + 2CO;                         (6)

A1₂О₃ + 3FeS + 3C = A1₃S₃ + 3Fe + 3CO.                      (7)

      Последовательность  основных реакций образования сульфидов  в зависимости от температуры изучалась во ВНИИАШе.

      Реакция (3) характеризует взаимодействие пирита с чугунной стружкой, в результате чего снижается расход пиритового концентрата, уменьшается выделение пыли и сероводорода.

      Реакция (5) начинается при 400° С и завершается  при 1100° С, причем СаО полностью переходит в CaS. Присутствие кремнезема ускоряет эту реакцию, а окиси железа и алюминия замедляют ее, и она протекает при более высокой температуре (1400— 1700° С).

      Образование сульфида кремния по реакции (4) начинается при 1100° С и заканчивается при 1450° С. Кремнезем, содержащийся в боксите, на 50% переходит в SiS2, а остальное количество его восстанавливается до кремния и переходит в ферросплав. Восстановление окиси кремния по реакции (2) начинается при температуре 1585° С. Образовавшийся при этом сульфид кремния почти полностью улетучивается.

      Сульфид алюминия интенсивно образуется по реакции (7) при   температуре   1500—1550° С.

      Восстановление железа по реакции (1) происходит при температуре примерно 700° С.

      При производстве монокорунда получают до 8% A12S3, который вступает в обменные реакции с окислами, содержащимися в боксите, пока они не восстановлены или не перешли в сульфиды. Таким образом, присутствие A12S3 в расплаве свидетельствует о том, что в нем нет кислородных соединений других металлов, кроме окиси алюминия. Н. Е. Филоненко находит, что при большом количестве СаО в используемом боксите может образоваться и гексаалюминат кальция, что, впрочем, еще недостаточно изучено.

      Сульфиды  кальция и алюминия вместе с глиноземом образуют окисносульфидный расплав, который и представляет собой целевой продукт   плавки — оксисульфидный шлак.

      В последующем, при обработке шлака  водой с целью выделения кристаллов корунда, имеют место следующие реакции:

A1₂S₃ + 6Н₂0 = 2Аl(ОН), + 3H₂S;

2CaS + 2Н₂0 = Са(ОН)₂ + Са(HS)₂.

      Корунд  отделяется от гидратов в процессе обычных обогатительных операций.

      На  основании исследований, проводившихся  во ВНИИАШе, легко разлагающиеся шлаки получают при температуре 1700— 1900° С. При более высокой температуре, по предположению Н. Е. Филоненко и И. В. Лаврова, в шлаке образуются соединения типа mAl203-nAl2S3, которые уменьшают содержание корунда в шлаке и затрудняют разложение последнего. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 

4. СЫРЬЕВЫЕ МАТЕРИАЛЫ 

      Шихта для выплавки монокорунда состоит  из боксита, антрацита, пирита и чугунной стружки. Кроме того, используются возвратные материалы: старая (непрореагировавшая) шихта с боков блока, гидрат окиси алюминия, неразложившийся шлак и  отходы обогатительных  операций  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.