Rozwój metalurgu i odlewnicza w świecie Metalurgia i odlewnictwo metali, stosowane w technice otrzymywania przedmiotów metalowych o wymaganym kształcie i wymiarach, znane były już od zarania dziejów. Z danych literaturowych [4, 5, 6] wynika, że początki stosowania metali nieżelaznych do wytwarzania przedmiotów użytkowych sięgają następujących lat przed narodzeniem Chrystusa:

ok. 7000 - przetapianie samorodków złota, odlewanie, kucie. ok. 7000 - przetapianie samorodków miedzi, odlewanie, kucie,

ok. 6000 - wytapianie ołowiu z rudy, odlewanie,

ok. 5000 - wytapianie miedzi z rudy, odlewanie, kucie,

ok. 4000 - wytapianie miedzi stopowej z rud mieszanych, zawierających
As, Pb, odlewanie, kucie,

ok. 3000 - wytapianie cyny z rudy, odlewanie,

ok. 2500 - otrzymywanie brązu przez stapianie miedzi z cyną, odlewanie,
kucie,

ok. 1000 - otrzymywanie mosiądzu przez stapianie miedzi z rudą cynku
Najwcześniejsze odlewy z brązu archeolodzy znaleźli na obszarze Mezopotamii. Były one wykonane wg metody tzw. traconego wosku, dzisiaj zwanej metodą wytapianych modeli. Ta technologia, w różnych odmianach stosowana była także w dawnym Egipcie, w Indiach i Chinach. Natomiast zmodyfikowana metoda, która przedostała się do Europy z Małej Azji, Syrii i Fenicji przez Kretę, umożliwiała wykonywanie dużych posągów, wewnątrz pustych (Grecja, Rzym). Odlewy wykonywano wówczas w formach kamiennych otwartych i dzielonych oraz w formach z gliny. Metal topiono w piecach tyglowych lub szybowych.

Za kolebkę światowej metalurgii i odlewnictwa stopów żelaza uważa się obecnie Chiny, gdzie już w X w. p.n.e. znany był sposób otrzymywania z rud żelaza ciekłej surówki o zawartości fosforu (ok. 7% P). Było to możliwe dzięki zastosowaniu w piecach hutniczych bardzo wydajnych miechów tłokowych, dzięki którym można było wprowadzić większe ilości powietrza do spalania paliwa, uzyskiwać wyższe temperatury, zwiększać stopień nawęglania i w ten sposób zwiększać lejność surówki. Znacznie później odkryto technikę wytapiania ciekłej surówki żelaza w Europie. W XV w., a szczególnie w XVI wieku, umiejętność odlewania żeliwa rozszerzyła się po całej Europie. Najczęściej odlewy wykonywano spuszczając ciekłą surówkę bezpośrednio z wielkiego pieca. Istnieją jednak dane, że już w 1454 r. znano i stosowano powtórne przetapianie .surówki w piecach płomiennych.

Rozwój metalurgii i odlewnictwa w Polsce Z wykopalisk archeologicznych dowiadujemy się, że epoka brązu rozpoczęła się w Polsce już ok. 2000 r. p.n.e. i od tego czasu liczone są początki metalurgii i odlewnictwa na naszych ziemiach. Z tej epoki najważniejsza jest tzw. kultura łużycka, która powstała w dorzeczu Wisły i Odry ok. 1300 r. p.n.e. i łączy się z początkami dziejów Prasłowian.

Najstarszym zabytkiem sztuki odlewniczej w Polsce są drzwi Katedry Gnieźnieńskiej, odlane z brązu za panowania Bolesława Krzywoustego w l 133 r. przez Petrusa Lustimusa, na których umieszczono 18 scen z życia św. Wojciecha. Nieco później, bo w l 156 r., zosl;ily wykon;me drzwi Katedry w Płocku, które jednak zostały wywiezione pr/.ez Rosjan do Nowogrodu. Przed paru laty drzwi te zostały wypożyczone i przywiezione do Polski, dzięki czemu wykonano ich duplikat.

Z okresu renesansu pochodzi sławny dzwon „Zygmunt" o masie ~ l I Mg, § 2,45 m, h = l ,93 m, odlany przez Jana Behama w 1520 r. O metalurgii i odlewnictwie żeliwa w Polsce możemy mówić od 1680 r. (panowanie króla Jana Sobieskiego), kiedy to w dobrach biskupa krakowskiego zbudowano pierwszy wielki piec do wytapiania surówki żelaza. Od tego czasu, powstaje na przestrzeni ok. 100 lat szereg wielkich pieców na terenie Małopolski i Śląska, m.in. w Węgierskiej Górce (w 1838 r.), gdzie zakład ulega z czasem przekształceniu w największą odlewnię rur żeliwnych, istniejącą do dziś. Do połowy XIX w., najwybitniejszymi postaciami w dziedzinie życia gospodarczego, którzy przyczynili się do rozwoju naszego przemysłu, a w tym i odlewnictwa, byli S. Staszic i Ksawery Lubecki. Podstawy teorii i praktyki procesów wytapiania żeliwa zawdzięczamy polskiemu^aczonemu światowej sławy Jerzemu Buzkowi, profesorowi Akademii Górniczej w Krakowie, który jeszcze w 1908 r. ogłosił pierwszą i do dzisiaj ogólnie uznawaną teorię i analizę czynników, decydujących o przebiegu procesów spalania i topienia w żeliwie. Podsumowując ten rozdział, należy powiedzieć, że żelazo znane jest co najmniej 5000 lat. Początkowo było to żelazo meteorytowe. Metalurgia żelaza, tzn. otrzymywanie żelaza z jego rud, znana jest około 3500 lat. Pierwsze żelazo z rudy otrzymano w Armenii. Pierwszym piecem metalurgicznym była tzw. dymarka. Było to wgłębienie w ziemi wyłożone gliną. Rudę wraz z węglem drzewnym układano w owym wgłębieniu. Ruch powietrza wywołany wiatrem powodował spalanie węgla i podgrzewanie rudy, a produkt spalania (CO) redukował z rudy żelazo. Z uwagi na rolę wiatru w procesie metalurgicznym, dymarki usytuowane były na wzniesieniach, w szczególności na krawędzi zboczy od strony najczęściej wiejących wiatrów(rys).

Mechanizacja dmuchu - przez wprowadzenie napędu wodnego miechów -doprowadziła w XIV wieku n.e. do takiej intensyfikacji procesu dymarkowego, że bryła żelaza pozostająca dotąd w stanie stałym ulegała stopieniu i otrzymywano stop silnie nawęglony, kruchy, nieprzydatny do kucia. Zwiększają się stopniowo rozmiary dymarek, powstają piece wysokie. Od tego momentu następuje rozdzielenie procesu metalurgii żelaza na: metalurgię surówki i metalurgię „żelaza kujnego". Produkt kujny otrzymywano zniekujnego stopu przez ponowne przetopienie w warunkach utleniających. Proces ten prowadzono początkowo w piecach dymarkowych, które przekształcono w tzw. fryszerki (rys.2).

W 1735 roku do procesu otrzymywania surówki wprowadzono koks w miejsce węgla drzewnego. W 1784 roku wprowadzono nowy sposób otrzymy­wania żelaza kujnego, zwany pudlarskim (rys.3).

W piecu tym surówka w stanie stałym była ogrzewana spalinami, a do wytwarzania atmosfery utleniającej dodawano do niej rudy. Produkt świeżenia (utleniania węgla i innych pierwiastków) we fryszerce, a także w piecu pudlarskim, znajdował się w stanie stałym. Gwałtowny rozwój metalurgii rozpoczyna się od 1856 roku przez wprowadzenie pieca konwertorowego Bessemcra do świeżenia surówki. Produkt świeżenia (stal) znajduje się w stanie ciekłym. \V 1865 roku wprowadzono piec martenowski, a w 1877 konwertor Thomasa. We wszystkich tych piecach produkt świeżenia znajdował się w stanie ciekłym, w związku z tyrń rozróżniano „stal zgrzewną", otrzymywaną w stanie stałym i „stal zlewną", otrzymywaną w stanie ciekłym. Pod koniec XIX wieku do metalurgii stali zastosowano piec, w którym źródłem ciepła był prąd elektryczny.

W 1949 roku wprowadzono nowy proces konwertorowy, tzw. proces LD, w którym w miejsce powietrza używanego do świeżenia surówki zastosowano tlen. Równolegle następował rozwój metalurgii surówki. W miejsce prymitywnych wysokich pieców powstają wielkie piece, charakteryzujące się znaczną objętością, wysokością i dużym stopniem mechanizacji oraz automatyzacji procesu. Za początek rozpowszechniania się żelaza na ziemiach polskich uznaje się VIII wiek p.n.e., natomiast przełom wieków VI i VII p.n.e. za początki metalurgii. Według badań archeologów i metalurgów (AGH) okres od I do V n.e. jest czasem olbrzymiego rozwoju metalurgii żelaza w rejonie Gór Świętokrzyskich. Produkty metalurgii były w znacznej mierze wywożone, a jednym z odbiorców było ówczesne państwo rzymskie [13].

Metale i ich stopy Do metali zalicza się te pierwiastki układu okresowego, które w stanie stałym posiadają takie charakterystyczne właściwości, jak: ujemna wartość współczynnika temperaturowego przewodności elektrycznej (przewodność metali maleje ze wzrostem temperatury), brak przezroczystości, połysk metaliczny, wysokie właściwości wytrzymałościowe i duża plastyczność. Na właściwości pierwiastków największy wpływ wywierają elektrony krążące po zewnętrznych torach atomu - tzw. elektrony wartościowości, których liczba stanowi o tychże właściwościach. Metale w stanie stałym mają budowę krystaliczną i w węzłach sieci przestrzennej posiadają nie obojętne atomy, lecz dodatnie jony, powstałe wskutek utraty elektronów. Elektrony przechodzące od jednego atomu do drugiego i krążące naokoło ich jąder, tworzą pewnego rodzaju siłę wiążącą poszczególne atomy. Tego rodzaju powiązania atomów nazywamy wiązaniem metalicznym, a poruszające się w całej objętości metalu elektrony, powodujące takie wiązanie -gazem elektronowym. Wiązanie metaliczne, powodujące określone właściwości metali, nie ma charakteru kierunkowego. Spójność metalu jest spowodowana przez siły przyciągające między bezładnie krążącymi elektronami a jonami metali. Jony znajdują się w węzłach sieci utrzymywane w określonej odległości od siebie siłami odpychania ładunków równoimiennych. Energia wiązania metalicznego wywołana siłami elektrostatycznego przyciągania między jonami i elektronami, odpowia­dająca siłom spójności wewnętrznej metali jest duża i wynosi od 50 do 200 kcal/mol. Tłumaczy to wysokie właściwości wytrzymałościowe metali. Zdolność do odkształceń plastycznych, typowa dla metali, wynika z bezkierunkowego charakteru wiązania mctalic/.nego, dzięki czemu płaszczyzny mogą łatwo przesuwać się względem siebie. Nie wszystkie jednak metale i ich stopy mają wyłącznie wiązanie metaliczne. Niektóre pierwiastki, posiadają wiązania mieszane - wiązanie metaliczne pomiędzy niektórymi wiązaniami sieci, Proces koksowania kończy się, gdy temperatura w środku wsadu osiągnie 900-950°C. Koks wypycha się z komór specjalnym drągiem, którego napęd umieszczony jest na wsadnicy. Wypchnięty koks dostaje się na wóz przelotowy, a następnie spada do wozu gaśniczego, który służy do przewozu koksu pod wieżę gaśniczą, a po jego zgaszeniu do przewozu nad /.rzutnię koksu. Przeciętna wydajność produktów koksowania z węgla jest następująca: koks 73-77 %, gaz koksowniczy 15-18 %, smoła surowa 3-3,7 %, benzol 0,8-1,2 % i amoniak 0,25-0,4 %. Wartość opałowa koksu (substancji palnej koksu) wynosi 27-30 MJ/kg. Skład chemiczny koksu jest następujący: węgiel w substancji palnej 95-98 %; wodór w substancji palnej 0,25-1 %, azot 0,5-1,3 %, tlen 0,2-1,5 %, fosfor 0,01-0,05 %, siarka 0,9-1,3 %. Koks powinien wykazywać odpowiednie właściwości mechaniczne i fizykochemiczne. Wytrzymałość koksu, tj. odporność na rozkruszanie, powinna być wysoka; np. koks wielkopiecowy f gatunku powinien mieć wytrzymałość: M40 powyżej 70 %, a M 10 - poniżej 7 %. M40 oznacza - wg próby Micum -pozostałość na sicie o oczkach 10 mm. Tę ostatnią wartość nazywa się ścieralnością koksu. Zawartość popiołu w koksie l gatunku nie powinna być większa od 10,5 %, a zawartość siarki powinna być mniejsza od l %. Ponadto koks wielkopiecowy powinien mieć odpowiednio wysoką reakcyjność, tzn. powinien spalać się w jak największym stopniu do CO, a w jak najmniejszym do CO₂. Wymagane właściwości koksu wielkopiecowego są zależne od pojemności wielkiego pieca i są tym wyższe, im pojemność ta jest większa.

Rudy żelaza i ich przygotowanie

Oprócz metali szlachetnych, tj. złota i platyny, tylko niektóre metale techniczne, jak Cu i Ag występują w przyrodzie częściowo w stanie rodzimym, tj. jako czyste metale. Wszystkie inne metale występują w związkach chemicznych (jako minerały) przede wszystkim z tlenem, rzadziej z siarką, węglem lub krzemem. Są one przeważnie silnie zanieczyszczone skałą płonną (gliną, wapieniem, dolomitem, marglem, krzemionką, łupkiem i innymi). Metale w takim stanie zanieczyszczenia nazywamy rudami. Rudy są zazwyczaj trudno topliwe, redukujące się i wymagają przy redukowaniu z nich metali dużej ilości ciepła. Od składu chemicznego minerału i ilości metalu w rudzie zależy głównie opłacalność jej eksploatacji.

Rozróżniamy następujące surowce żelazodajne: rudy żelazne, produkty uboczne i odpady przemysłu hutniczego oraz odpady przemysłu chemicznego.. Rudami żelaza nazywamy występujące w przyrodzie skupienia minerałów, zawierających żelazo w ilości i postaci chemicznej, pozwalającej na ekonomiczne otrzymywanie surówki. Najważniejsze minerały o znaczeniu przemysłowym są następujące:

1)Grupa t1 e n k ó w, do której zaliczamy: -tlenki bezwodne, jak magnetyt FcjO4 o teoretycznej zawartości żelaza 72,4% i hematyt (żelaziak czerwony) Fe₂O₃ o teoretycznej zawartości żelaza 70,0%, uwodnione tlenki żelaza, występujące w postaci minerałów o ogólnym wzorze mFe₂O^ nH₂0 i teoretycznej zawartości żelaza w czystych minerałach 52,31-66,13%. Rudy te noszą nazwę żelaziaków brunatnych i limonitów. 2)Grupa węglanów, czyli żelaziaków szpatowych (syderytów) FeCO-,,
o teoretycznej zawartości żelaza 43,8 %. 3)Grupa siarczków, której przedstawicielem jest piryt FeSj
o teoretycznej zawartości żelaza 46,6 %.

4)Grupa krzemianów, należy tu bardzo wiele minerałów o złożonej
budowie chemicznej i różnej zawartości żelaza.

Największe znaczenie mają tlenki i węglany. Polska jest krajem ubogim w rudy. Głównymi naszymi rudami są żelaziaki ilaste występujące w utworach mezozoicznych w postaci syderytów (okręg częstochowski wieluńsko-radomski) i rzadziej żelaziaków brunatnych (Tychów-Mirów). Huty nasze pracują głównie na rudach importowanych (hematyt z Kr/ywego Rogu) magnetyt ze Szwecji i inne. Minerały rudne nie występują w przyrodzie \v postaci czystej, ale zależnie od geologicznych warunków powstawania złóż, zawierają zawsze większe lub mniejsze ilości skały płonnej, składającej się głównie z SiO2, A^Oj, CaCO^, MgCOj oraz szeregu pierwiastków w postaci różnych związków chemicznych. Ilość i charakter chemiczny skały płonnej mają duże znaczenie metalurgiczne. Charakter chemiczny określa stosunek składników zasadowych (CaO + MgO) do składników kwaśnych (SiO₂). Przy wartości stosunku większej od jedności rudy noszą nazwę rud zasadowych, a przy mniejszej od jedności - kwaśnych. Gdy wartość ta waha się w granicach l ,2-1,4 - rudy noszą nazwę samntopliwych. Rudy kwaśne wymagają dodatku topnika zasadowego (kamień wapienny lub dolomit). Rudy zasadowe z kolei dodatku topnika kwaśnego (piaskowiec lub kwarcyt). Większość rud występujących w przyrodzie ma charakter kwaśny i wymaga dodatku znacznych ilości topnika, co obniża zawartość żelaza we wsadzie wielkopiecowym, zmniejsza wydajność pieca i zwiększa rozchód koksu. Warunki pracy wielkiego pieca wymagają, aby materiały wsadowe były dostarczone w kawałkach o określonej wielkości. Materiały zbyt rozdrobnione utrudniają przepływ gazów przez siup przetworowy, a pył jest unoszony z wielkiego pieca przez uchodzące gazy. Materiały ścisłe, nieprzenikliwe dla gazów utrudniają proces redukcji. Zapewnienie wysokiej wydajności i równo­miernego biegu wielkiego pieca wymaga daleko idącego ujednorodnienia wsadu, tak pod względem właściwości chemicznych, jak i fizycznych. Części mineralne znajdujące się w rudach powinny w piecach metalurgicznych łącznie z topnikiem utworzyć dobrze płynną masę, tj. żużel, aby w miarę potrzeby można go było wypuszczać z pieca. Zadaniem topnika jest obniżenie temperatury topnienia żużla, utworzenie go w potrzebnej ilości i o odpowiedniej płynności, by zapewnić prawidłowy przebieg procesów metalurgicznych w piecu. Ruda żelaza, poza tlenkami żelaza, zawiera skałę płonną, złożoną najczęściej z SiO?, A^O^, CaO i MgO. Usunięcie z wielkiego pieca skały płonnej jest jednym z podstawowych warunków otrzymania żelaza. Polega to na utworzeniu warunków do powstania związków łatwotopliwych składników skały płonnej, stapianiu ich w tzw. żużel, łatwo oddzielający się od ciekłej surówki (różnica gęstości) i wyprowadzeniu go w stanic ciekłym z wielkiego pieca. Usunięcia z wielkiego pieca wymaga również popiół z koksu. Ponieważ skała płonna rud ma najczęściej charakter kwaśny, zawiera bowiem głównie SiO2 i A^Oj o bardzo wysokiej temperaturze topnienia, to do jej ożużlenia wymagane jest dodanie odpowiedniej ilości składników zasadowych, takich jak: CaO i MgO. zwanych właśnie topnikami. Istnieją rudy tzw. samotopliwe, które w składzie skały płonnej zawierają w odpowiedniej proporcji składniki kwaśne (SiO?, AI₂0.0 oraz zasadowe (CaO, MgO) i te nie wymagają dodatku topników. Takich rud jest jednak bardzo mało. Występują również (rzadko) rudy o skale płonnej zasadowej i te wymagają dodatku topnika kwaśnego SiO₂ (piasek, kwarcyty, piaskowce). Jako topnik jest stosowany zatem najczęściej kamień wapienny CaCOi lub dolomit CaCO_vMgCO-,. Ożużlowanie skały płonnej wsadu rudowego i popiołu koksu nie ]est jedynym zadaniem topnika wsadowego. Gdy wsad wielkopiecowy zawiera dość dużo siarki, wówczas żużle wielkopiecowe powinny mieć pewien nadmiar zasadowości (tzw. wolne zasady). Taki żużel może zapewnić w procesie wielkopiecowym odpowiednie odsiarczanie surówki.

Do spalania paliwa w wielkim piecu dostarcza się powietrze pod ciśnieniem 0,20+0,25 MPa. Zapotrzebowanie na powietrze jest bardzo duże i wynosi 1,8+2,5 m na l m" objętości użytecznej pieca przy ciśnieniu 0,22 MPa i na l minutę. Na l tonę wyprodukowanej surówki należy wprowadzić zatem około 3,7 tony powietrza. W celu intensyfikacji procesu, powietrze wprowadza się wsianie podgrzanym do temperatury 600-HOOO°C. a w nowoczesnych piecach nawet do 1200°C. Ciepło zawarte w powietrzu odgrywa znaczącą rolę w bilansie cieplnym wielkiego pieca i powoduje zmniejszenie zużycia koksu wsadowego i zwiększa wydajność pieca.

Przygotowanie rud

Operację przygotowania rud żelaza można podzielić na: - wzbogacanie rud, składające się z operacji wstępnych (rozdrabnianie
i przesiewanie) oraz właściwych operacji wzbogacających
(przemywanie, wzbogacanie magnetyczne, flotacja, prażenie), - składowanie, uśrednianie i sezonowanie rud, - spiekanie, grudkowanie i brykictowanie rud. Ruda wydobyta z kopalni składa się z kawałków i brył o różnych wymiarach (N-1000 mm), w których ziarna różnych minerałów są zazwyczaj zrośnięte ze sobą. Rozdrobnienie ma na celu doprowadzenie brył rudy do kawałków o wielkości najbardziej odpowiedniej do procesu wielkopiecowego, jak również przygotowanie jej do procesów wzbogacania, a także zbrylania przez spiekanie, grudkowanie i brykictowanie. Stąd rozdrabnianie prowadzi się aż do uzyskania kawałków mniejszych nawet od 3 mm. Przesiewanie, będące również sortowa­niem, ma na celu podział pokruszonej lub zmielonej rudy na frakcje o określonej wielkości kawałków lub ziar Wzbogacanie rud polega na zwiększeniu w rudzie zawartości składników zelazonośnych. Polega to na maksymalnym usunięciu z rudy skały płonnej, względnie na przemianie wodorotlenków i węglanów żelaza na tlenki żelaza. Wzbogacanie może polegać na przemywaniu rudy wodą w celu usunięcia / nici miękkich i gliniastych składników nieżelazonośnych. Separacja magnetyc/na polega z kolei na wychwytywaniu z rudy składników o właściwościach magnetycznych. Metoda ta nadaje się do wzbogacania rudy magnetytowej lub innych rud, poddanych wcześniej prażeniu magnetyzującemu (doprowadzanie składnika żelazonośnego rudy do tlenku Fe3C>4). Prażenie rud jest najczęściej przeprowadzany metod;) wzbogacania rud. Operację przeprowadza się w piecach obrotowych opalanych węglem lub gazem. Temperatura prażenia wynosi 600-^800°C. Prażenie rudy prowadzi nie tylko do jej wzbogacania, ale również przyczynia się do usunięcia z rudy szkodliwych składników - siarki i częściowo arsenu przez ich utlenianie do lotnych związków SO₂ i As₂O₃, a także do zwiększenia redukcyjności przez zwiększenie porowatości bardzo ścisłych i zwartych kawałków rudy. Prażenie rudy w warunkach niedostatecznej ilości tlenu prowadzi do jej magnetyzacji.Reakcja magnetyzacji rudy hematytowe.

3Fe₂O₃+CO→2Fe₃O₄+CO₂-Q

Prażenie magnetytu (Fe3O₄), w celu otrzymania hematytu (FejOj) w warunkach utleniających, prowadzi zasadniczo do zubożenia rudy (zmniejsza się zawartość Fe), lecz znacznie poprawia jej redukcyjność, głównie dzięki zwiększeniu porowatości. Ruda dostarczana do huty jest magazynowana na tzw. składowisku buforowym, skąd po jej rozdrobnieniu, w miarę zapotrzebowania spiekalni, przekazywana jest na składowisko uśredniające. Uśrednianie ma na celu zmniejszenie różnic w składzie chemicznym rudy, co ma ogromne znaczenie dla prawidłowej pracy wielkiego pieca. Uśrednianie przebiega w ten sposób, że różne gatunki rudy zsypuje się za pomocą zwałowarek na z.wały (pryzmy), gdzie są mieszane za pomocą urządzenia uśredniającego i następnie zsypywane za pomocą zwałowarek na nowe zwały. Zwałowanie rudy o ziarnistości poniżej 10 mm, nawilżonej i z małym dodatkiem (2-^-4%) wapna palonego (CaO), zapewnia sezonowanie rudy, czyli zbrylanie jej najmniejszych ziarn. Sezonowanie trwa IO-H4 dm. Spiekanie polega na zbrylaniu miału rudnego przez nagrzewanie go do temperatury początku topnienia, przy której następuje łączenie się ziaren rudy. Czynnością poprzedzającą spiekanie jest przygotowanie odpowiedniej mieszanki miału rudnego, koksiku, wody oraz pewnych ilości pyłu wielkopiecowego (gardzielowego), zgorzeliny i wypałków pirytowych. Koksik o ziarnistości ok. 3 mm stanowi paliwo; dodaje się go w ilości 6-=-?%. Dodatek wody wynosi 6+12% w stosunku do masy mieszanki i ma na celu zwiększenie jej przewiewności. Prażenie magnetytu (Fe3O₄), w celu otrzymania hematytu (FejOj) w warunkach utleniających, prowadzi zasadniczo do zubożenia rudy (zmniejsza się zawartość Fe), lecz znacznie poprawia jej redukcyjność, głównie dzięki zwiększeniu porowatości. Spiekanie przeprowadza się na specjalnych maszynach. Najczęściej jest to urządzenie Dwight-Lloyda . Taśma z warstwą mieszanki o grubości 250^-350 mm posuwa się pod piec zapalający, gdzie następuje zapalenie koksiku. Dalsze spalanie zachodzi samoczynnie za pomocą tlenu powietrza zasysanego do mieszanki przez ssawę. Proces spiekania zachodzi tu stopniowo od warstw górnych ku dolnym, w miarę spalania się koksiku. Z chwilą dojścia taśmy do bębna zmieniającego kierunek jej ruchu, proces spiekania jest zakończony i spiek zostaje ochłodzony (w zasysanym powietrzu). Spiek jest następnie kruszony i sortowany. Kawałki o wielkości powyżej 20 mm transportowane są do wielkiego pieca, a kawałki mniejsze od 20 mm wracają do ponownego spiekania. Na rys. 25 przedstawiono przekrój przez warstwę wsadu na ruszcie taśmy spiekalniczej. Grudkowanie rud polega na uformowaniu z miału rudnego - wskutek jego toczenia się na obrotowym pochyłym talerzu lub w obracającym się bębnie -niemal regularnych kuł o średnicy 20-^35 mm. Grudka składa z gęsto ułożonych ziarn rudy, oddzielonych od siebie cienką błonką wody. Tak uformowana grudka ma dostateczną wytrzymałość, gwarantującąjej trwałość nawet w stanie surowym. Do grudkowania przeznacza się przede wszystkim bardzo pyłowate koncentraty mieszanki, pochodzące ze wzbogacania ubogich rud. Wypalanie grudek, w celu podniesienia ich wytrzymałości, odbywa się w piecach pionowych lub na taśmach spiekalniczych.

Wielki piec, budowa i urządzenia towarzyszące Podstawowym procesem umożliwiającym przygotowanie materiałów wyjściowych do produkcji stopów żelaza z węglem jest wytapianie surówki z rud żelaza w wysokich temperaturach w piecu metalurgicznym, tzw. wielkim piecu .Średnica tego pieca wynosi 0 12 m, wysokość 60 m, a jego wydajność l000t/dobę. Wielki piec jest piecem szybowym, pracującym w sposób ciągły w przeciwprądzie schodzącego w dół wsadu i unoszących się ku górze gazów redukcyjnych. Wsad ładowany jest z góry przez gardziel, a produkty procesu wielkopiecowego w postaci surówki wielkopiecowej i żużla wielkopiecowego odprowadzane (wypuszczane) są w dolnej części garu. Profilem wielkiego pieca nazywa się wewnętrzne kształty widoczne w osiowym podłużnym przekroju pieca (rys. 26). Przestrzeń robocza wielkiego pieca składa się z dwóch stożków ściętych, zwróconych do siebie większymi podstawami, połączonymi niezbyt wysokim walcem; podstawy stożków są również połączone z walcami. Kształt przestrzeni roboczej jest uwarunkowany charakterem procesów zachodzących w poszczególnych częściach pieca. Podczas pracy w garze pieca zbiera się ciekła surówka i ciekły żużel, reszta zaś przestrzeni roboczej wypełniona jest materiałami wsadowymi, które nieustannie zsuwają się ku dołowi, przy czym powstająca w gardzieli wolna przestrzeń jest stale zapełniana nowymi porcjami wsadu. W gardzieli materiały wsadowe nagrzewają się do temperatury I50^200°C, co powoduje zwiększenie się ich objętości, jednak odparowanie wilgoci, a także ściślejsze ułożenie się kawałków wsadu zmniejsza jego objętość i rekompensuje zwiększenie się objętości spowodowane nagrzewaniem. W tych warunkach cylindryczny kształt gardzieli nie utrudnia równomiernego schodzenia wsadu.

W szybie temperatura nagrzania wsadu jest wyższa, a więc większa jest zmiana objętości wsadu. W temperaturze 400^600°C zachodzi reakcja: 2CO→C0₂+C z wydzielaniem węgla-sadzy, co przyczynia się również do zwiększenie objętości wsadu.

Wielki piec: l - duży stożek, 2 - rura pierścieniowa (okreżnica) dopro­wadzająca dmuch, 3 - kolano, 4 - dysza, 5 - otwór spustowy, 6 - olwór żuż­lowy, 7 - wykładzina, 8 - ptyty stalowe do ochrony gardzieli, 9 - stalowy pan­cerz pieca, 10 - chłodnice zewnętrzne, 11 - chłodnice wewnętrzne, 12 - pierś­cieniowa rura wodna, 13 - rura zasilająca wodą dolną część pieca. 14 - zbiornik wody zbierającej się z chłodnic, 15 - króciec do zasilania woda chłodnic w szybie, 16 - leje zbierające wodę z chłodnic, 17 - rynna spustowa surówki, 18 - przegroda do oddzielania żużla, 19 - przewal, 20 - rynna spustowa żużla

Równomierne schodzenie wsadu w s/.ybic utrudnia przylepianie się materiałów, przechodzących w stan plastyczny, do ścian pieca i tarcie lych materiałów o ściany pod wpływem masy warstw leżących wyżej. Dlatego zwiększenie się średnicy szybu jest konieczne, zapobiega bowiem zawisaniu materiałów. W przestronie materiały zaczynają topnieć, zmniejszając swoją objętość (pomimo dalszego zwiększania się objętości wywołanego ciągłym wzrostem temperatury). Stąd cylindryczny ks/.tałt pr/eslronn nic utrudnia schodzenia wsadu. W spadkach cały wsad, poza koksem, przechodzi w stan ciekły lub półciekły, a również część koksu ulega spaleniu, stąd następuje ciągle zmniejszanie się objętości; dlatego, aby słup przetworowy materiałów wsadowych nie uległ przerwaniu, średnica spadków zmniejsz się. Wysokość użyteczna wielkiego pieca jest liczona od powierzchni trzonu (trzonem określa się dno garu) do górnej krawędzi gardzieli i wynosi od 25 do 75m Fundament wielkiego pieca składa się z części podziemnej zwanej stopą i nadziemnej zwanej cokołem. Cokół wykonany jest z betonu ogniotrwałego. Wyłożenie ogniotrwałe wielkiego pieca wykonuje się z materiałów szamotowych i węglowych. Trzon garu (rys. 26) składa się z kilkunastu warstw ogniotrwałych wyrobów szamotowych oraz dwu do trzech warstw bloków węglowych, stanowiących roboczą cześć wyłożenia i ma łączną grubość wynoszącą od 2,5 do 3,5 m. Ściany garu do poziomu nieco poniżej dysz układa się również z bloków węglowych, a powyżej z. wyrobów szamotowych wysokiej jakości. Grubość ścian na poziomie otworu spustowego wynosi 1200+1500 mm, a w okolicy dysz 500+700 mm. Spadki wykonywane są jako cienkościenne o grubości 375 mm lub grubościenne o grubości do 700 mm..Pierwsze są
charakterystyczne dla pieców konstruowanych w Rosji, drugie dla pieców amerykańskich. Grubość wyłożenia szybu wynosi u dołu 1000+1200 mm, a przy gardzieli 600+800 mm. Wyłożenie gardzieli ma taką samą grubość jak górna częśćszybu. Pancerz wielkiego pieca służy do ujęcia wyłożenia, uniemożliwia jego rozparcie przez naciski materiałów wsadowych i zapobiega przenikaniu gazów przez obmurze. Pancerz jest konstrukcją nośną dla urządzenia zasypowego iprzewodów gazowych i ma grubość 30+3mm . Wielki-piec chłodzi się przez zraszanie pancerza wodą lub przez wbudowane w wyłożenie chłodnice. Chłodzenie garu i spadków najczęściej odbywa się za pomocą chłodnic skrzynkowych lub rurowych (rury zatopione w płytach żeliwnych).

Powietrze (dmuch) ogrzane w nagrzewnicach doprowadza się przewodem do okrężnicy wykonanej z blachy i wyłożonej cegłą szamotową. Okrężnica ma odgałęzienia odprowadzające dmuch do dysz. Dysze wykonane są z miedzi i mają podwójne ściany do chłodzenia wodą. Dysze są osadzone w dyszownicach, a te w obsadach przymocowanych do pancerza. Wielki piec ma lO-i-16 dysz. Średnice wylotu dysz wynoszą lSOn-250 mm i wysunięte są w głąb pieca na odległość 200 mm. Powietrze wprowadzane do pieca jest nagrzewane w urządzeniach zwanych nagrzewnicami. Do najczęściej stosowanych należą nagrzewnice Cowpera [15] -rys. 27. Nagrzewnica pracuje okresowo: gaz wielkopiecowy, doprowadzony do dolnej części szybu spalania, spala się wytwarzając spaliny o temperaturze płomienia 1300°C. Gorące spa­liny wznoszą się ku górze pod kopułę nagrzewnicy, tu zmie­niają kierunek, przepływają przez kratownicę ku dołowi i uchodzą do komina. Nagrze­wanie trwa 2-5-4 godzin. Po na-j.',r/.anin kratownicy d" I()00°C przerywa się dopływ gazu i powietrza do spalania, zamy­ka zawór kominowy, a otwiera dopływ zimnego powietrza do dmuchaw i zawór gorącego po­wietrza. Zimne powietrze prze­pływa przez gorącą kratownicę z dołu do góry, a następnie przez komorę spalania i prze­wód gorącego powietrza do okrężnicy przy wielkim piecu. Czas chłodzenia nagrzewnicy, a właściwie czas nagrzewania powietrza w nagrzewnicy, wy­nosi 1-5-2 godzin. Aby zatem dostawa powietrza gorącego do wielkiego pieca była nieprzer­wana, potrzebne są trzy nagrze­wnice, przy czym jedna dostar­cza powietrze do wielkiego pieca, a dwie nagrzewają się. Zadaniem urządzenia za­sypowego jest zamknięcie wiel­kiego pieca od góry oraz załadowanie materiałów wsadowych Schemat ładowania materiałów wsadowych jest następujący: wózek skipu, załadowany materiałem wsadowym w odpowiedniej ilości, przechylając się wsypuje ten materiał do leja obrotowego; opuszczenie małego stożka powoduje zsypanie się materiału wsadowego na misę, przy czym mały stożek zamyka lej obrotowy i wraz z nim obraca się o kąt 60°, po czym, po napełnieniu, znów opuszcza się mały stożek i materiał wsypuje się na misę. W ten sposób misa zostaje przez wózek skipu zapełniona równomiernie; wówczas przy zamkniętym.małym stożku, opuszcza się duży stożek i cały wsad zostaje zsypany do gardzieli wielkiego pieca. Z urządzeniem zasypowym współpracują wspólnie zautomatyzowane urządzenia, dostarczające materiały z zasobników przy wielkim piecu przez skip (pochyły wyciąg) do leja zasypowego nad gardzielą wielkiego pieca. Spust surówki z wielkiego pieca odbywa się zwykle 6 razy na dobę, co wymaga każdorazowo otwarcia i zamknięcia otworu spustowego. Otwór spustowy surówki jest umieszczony na wysokości 200-^300 mm nad poziomem ir/.onu. Ponieważ spust surówki wywołuje silną koncentrację ciepła w najbliższym sąsiedztwie, wyłożenie w okolicy otworu spustowego musi być silnie chłodzone za pomocą chłodnic z wtopionymi rurkami do przepływu wody. Otwieranie spustu polega na przebiciu w spieczonej masie otworu o średnicy 40^-50 mm. Do tego celu służą specjalne przebijarki udarowe lub wiertarkowe. Do zamykania otworu służą z kolei zatykarki. Zamykanie otworu polega na zapełnieniu go masą, składającą się z gliny ogniotrwałej, szamotu i węgla. Zamykanie prowadzi się przy pełnym dmuchu, zatem zatykarka (pneumatyczna, hydrauliczna lub elektryczna) musi wciskać masę zamykającą pod odpowiednim ciśnieniem Surówkę spuszczoną z wielkiego pieca transportuje się specjalnymi kadziami o pojemności 80-HOO t. Kadzie spoczywają na specjalnych wózkach kolejowych. Ciekłą surówkę przewozi się do mieszalników w stalowni (surówka martenowska) lub na stanowisko maszyny rozlewniczej. Maszyna rozlewnicza (rys. 29) służy do wykonywania z surówki odlewniczej odlewów tzw. gąsek.

Spust surówki jest poprzedzony spustem żużla (2*3 godziny wcześniej). Otwór spustowy do żużla znajduje się nad poziomem surówki zbierającej się w garze, tj. około 1000 mm powyżej otworu spustowego surówki, i jest względem niego przesunięty o kąt 120°. Otwór żużlowy składa się z kilku elementów,wykonanych z żeliwa oraz miedzi lub brązu, chłodzonych wodą. Średnica otworu żużlowego wynosi 45+60 mm. Z uwagi na małą ciekłość żużla w wielkich piecach o dużej pojemności występują dwa otwory żużlowe. Otwory spustowe żużla zamykane są korkiem z masy ogniotrwałej. Otwór spustowy przebija się ręcznie lub młotkiem pneumatycznym. Zamykanie otworu odbywa się przez wtłoczenie korka z masy ogniotrwałej za pomocą zamykarki. Żużel transportuje się w żużlowych kadziach stalowych o pojemności 5-16.5 m³ co odpowiada 7,5-^25 łonom. Kadzie Ic osadzone są na wózkach kolejowych. Przy wytapianiu surówki w wielkim piecu powstaje ze spalania l tony koksu około 3800 m³ gazu. Gaz uchodzący z pieca zabiera ze sobą duże ilości pyłu, wynoszące 20-s-SO g/m". Głównymi składnikami pyłu wielkopiecowego są drobny miał rudny i koksowy.

Gaz wielkopiecowy przeznaczony do zużycia musi być pozbawiony pyłu. ajego ilość nie powinna przekraczać 0,02 g/m³. Dokonuje się lego w specjalnych urządzeniach odpylających, znajdujących się bezpośrednio przy wielkim piecu. Przykład oczyszczalni gazu przedstawiono na rys. 30. Całkowite oczyszczenie gazu przebiega w trzech stadiach, a mianowicie:

-- w odpylniku wstępnym - statycznym, usuwającym pył do zawartości około 6 g/m³, z którym często współpracuje odpylnik odśrodkowy(cyklon), zmniejszający zawartość pyłu do 2 g/m³ , --w odpylniku mokrym, zmniejszającym zawartość pyłu do 0,6-*-1,0 g/m³ , --w odpylniku końcowym, którym jest najczęściej dezintegrator, zawartość pyłu /.ostaje doprowadzona do wartości 0,02 g/m³ .

Materiały wsadowe do wielkiego pieca

Tworzywa żelazonośne

Do tworzyw żelazonośnych zalicza się te wszystkie materiały, z którymi wprowadza się do wielkiego pieca żelazo, a więc surowce kopalne, tj. rudy żelaza, produkty uboczne i odpady przemysłu hutniczego, odpady przemysłu chemicznego oraz rudy manganu. Podstawowym tworzywem żelazonośnym są rudy. Wartość rudy ocenia się na podstawie zawartości żelaza, składu mineralogicznego ora? stanu fizycznego. Podstawą oceny rady, z uwagi na skład chemiczny, jest zawartość składników użytecznych, domieszek szkodliwych i charakteru skały płonnej (tworzą ją związki mineralne nie zawierające Fe). Do składników użytecznych zalicza się, poza żelazem, mangan, chrom, wanad itp., natomiast domieszki szkodliwe to zazwyczaj: fosfor, siarka, arsen, cynk i ołów. Zawartość i skład chemiczny skały płonnej decyduje o ilości topnika dodawanego w celu ułatwienia stapiania i oddzielania skały płonnej od metalu.

Do najważniejszych rud żelaza zalicza się: żelaziak magnetyczny, żelaziak czerwony, żelaziak brunatny oraz żelaziaki szpatowe.

Żelaziak magnetyczny (magnetyt) jest tlenkiem żclazawo-żelazowym (FeO-Fe₂0₅ = Fe.,O₄). W stanie czystym zawiera 71,4% Fe, w rudach natomiast zawartość żelaza wynosi 50-^70%. Ma właściwości magnetyczne. Jest mało porowaty, stąd trudno się redukuje. Glóne złoża występują w Szwecji (Kirunavaara, Gellivaara), Rosji (Ural), Norwegii i północnej Afryce. W Polsce występuje w okolicy Suwałk. Są to złoża udokumentowane (nie eksploatowane).

Żelaziak czerwony (hematyt) jest tlenkiem żelazowym Fe₂Oi zawierającym w stanie czystym 70%Fe. Zawartość żelaza w rudzie wynosi 40-^-60%. Hematyty charakteryzują się dobrą redukcyjnością, ich wadą natomiast jest znaczna zawariMŚć pyłu. Największe złoża lej rudy występują na Ukrainie (Krzywy Róg), w USA (w okolicach jeziora Górnego), we Włoszech, Hiszpanii oraz Brazylii. Hematyt występuje w nieznacznych ilościach w Górach Świętokrzyskich.

Żcla/.iak brunatny występnie w kilku odmianach wodorotlenków żelaza ^FejOrmUiO. wobec czego w stanie czystym może zawierać różne ilości żelazu. W rudzie zawartość żelaza wynosi 25-^50%. Rudy te zawierają dość dużo szkodliwych domieszek, w szczególności fosforu, lec/ charakteryzują się dobrą redukcyjnością, usunięcie bowiem wody krystalizacyjncj czyni je porowatymi. Największe złoża żelaziaka brunatnego występują we Francji, Rosji, Hiszpanii, USA, Czechach i Luksemburgu. W Polsce występują w obszarze kielecko--radomskiin i śląsko-olkuskim. Rudy polskie są ubogie, zawierają około 39% Fe i są zanieczyszczone cynkiem oraz ołowiem.

Żelaziaki szpatowe (syderyty) odpowiadają związkowi FeCCh, który w stanie czystym zawiera 48,2% Fc, w rudzie natomiast zawartość żelaza wynosi od 25 do 40%. Rudy te na ogól nie zawierają szkodliwych domieszek, a dzięki dużej porowatości uzyskanej po prażeniu maja dobrą redukcyjność Największe /.loża łych rud występują u Austrii, Niemczech, i Anglii. Syderyty ilaste są główną rudą żelaza wydobywaną w Polsce. Występują one w obszarze kielecko-radomskim (Góry Świętokrzyskie) i częstochowskim. W stanie surowym zawierają około 30% Fe.

Zapotrzebowanie polskiego hutnictwa na rudy żelaza jest pokrywane przez krajowe kopalnie w 30%.

Następujące odpady przemysłu hutniczego są stosowane również jako dodatek wsadu żelazonośnego do wielkiego pieca: pył gardzielowy, żużel z pieców grzewczych, zgorzelina, zasadowe żużle martenowskie, manganowe żużle wielkopiecowe oraz odpady przemysłu chemicznego. Odpady te to przede wszystkim wypałki pirytowe, powstające przy produkcji kwasu siarkowego z pirytu Fe₂S, zawierające 40-^45 % żelaza w postaci Fe₂0j.

Wymaganą zawartość manganu we wsadzie uzyskuje się przez dodatek rudy manganu. W rudach tych występują najczęściej takie minerały jak: piroluzyt MnGs, braunil Mn₂Oi, hausmanil Mn_;iC>4, rodochrozyt MnCOi i manganit MnjOyHiO. Rudy bogate zawierają 50-^52% M n, a przeciętne 40*48%. Największe na świecie złoża manganu występują na Ukrainie i w Gruzji (Nikopol, Cziatura), w środkowej Afryce. Indiach i Brazylii.

Paliwo

Od paliwa wielkopiecowego wymaga się, aby miało:

• dużą wartość opałową, do przebiegu procesu jest bowiem wymagana wysoka
  temperatura,

• dużą reakcyjność, niezbędną w procesach chemicznych,

jak najmniejszą zawartość fosforu, siarki i popiołu. Siarka i fosfor pogarszają

jakość surówki, a duża zawartość popiołu wymaga zwiększenia dodatku
topnika do wytworzenia żużla o odpowiednim składzie chemicznym,

• wysoką wytrzymałość mechaniczną, aby nie ulegało kruszeniu w czasie
  załadowania i w czasie przemieszczania się wsadu w dół pieca,

• dużą odporność na ścieranie; powstające podczas ścierania drobne ziarna koksu utrudniają swobodny przepływ gazów, a ponadto są unoszone przez gazy z wielkiego pieca.

Paliwem do wielkiego pieca może być koks, węgiel drzewny lub antracyt.

Koks jest powszechnie stosowanym paliwem w wielkich piecach. Węgiel drzewny jest bardzo cenionym paliwem, ma bowiem większą wartość opałową od koksu i znikomą zawartość szkodliwych domieszek. Jego dużą wadą jest bardzo niska wytrzymałość mechaniczna oraz wysoka cena. Stosuje się go jako paliwo w bardzo niskich piecach do otrzymywania specjalnych gatunków surówek w krajach posiadających znaczne zasoby drewna (Szwecja, Rosja). Antracyt, odmiana naturalnego węgla, jest stosowanych w wielkich piecach, jeżeli te znajdują się w pobliżu kopalni tego paliwa (Anglia).

Zużycie koksu w najlepiej pracujących v.^;ielkich piecach na świecie w/nosi 360-500 kg na tonę surówki, w kraju 500-800 kg.

Topniki zostały omówione w p. 3 niniejszego podręcznika.

6. Proces wielkopiecowy

Materiały wsadowe są zsypywane okresowo z góry do gardzieli wielkiego pieca. Jeden nabój składa się z 4-5-6 t koksu, 8-12 t rudy i 2-3 t topnika. Koks jest dodawany oddzielnie, a ruda razem 7. topnikiem. Wskutek tego w gardzieli powstaje warstwowy układ materiałów, zanikający w miarę ich mieszania się podczas opuszczania w piecu.

Gorące powietrze wprowadzone do wielkiego pieca przez dysze napotyka na rozżarzony koks, który ulega spaleniu. Zachodzą tam następujące reakcje: • bezpośrednio przed wylotem dysz istnieje nadmiar tlenu i następuje spalanie zupełne, zgodnie z reakcją (6),

w dalszej odległości od dysz, w kierunku osi pieca, występuje niedobór tlenu i zachodzi spalanie niezupełne, zgodnie z reakcją:

" ponieważ przestrzeń pieca powyżej dysz wypełniona jest także koksem, to powstały przed dyszami dwutlenek węgla będzie się redukował do tlenku węgla, zgodnie z reakcją 1-iouduarda

Schemat spalania koksu przed dyszami wielkiego pieca przedstawiono n arys. 31

Końcowym wynikiem spalania koksu w wielkim piecu będzie zatem tlenek węgla, który (oprócz azotu) będzie prawic wyłącznym składnikiem gazów powstających na poziomie dysz w wielkim piecu.

Ponieważ powietrze dmuchu zawiera pewne ilości pary wodnej, która pod działaniem rozżarzonego koksu rozkłada się wg reakcji (9), przeto w skład/.ic powstających gazów znajdzie się również wodór. H z C

Unoszące się do góry gorące gazy powodują nagrzewanie wsadu, wywołują zmiany fizykochemiczne i procesy chemiczne.

Ruda, koks, topniki

Rys. 32. Schemat przebiegu procesu wielkopiecowego [24]: linia ciągła - kierunek ruchu materiałów wsadowych, linia przerywana - kierunek przepływu gazów

Zachodzące w wielkim piecu procesy można podzielić na następujące grupy, poczynając od gardzieli (rys.32):

• procesy wstępne,

• procesy redukcji żelaza.

• procesy nawęglania żelaza,

" procesy tworzenia i topnienia żużla,

• procesy redukcji pozostałych składników surówki oraz odsiarczanie,

• procesy spalania paliwa

6.1 Procesy wstępne

Procesy wstępne to odparowanie wilgoci, wydzielanie wody kryslaliza-cyjnej, rozkład węglanów i usuwanie części lotnych z koksu. Odparowywanie wody (wilgoci) zaczyna się, gdy wsad nagrzeje się do temperatury powyżej 100°C. Wydzielanie wody z wodorotlenków (żelaziaki brunatne) rozpoczyna się już w temperaturze powyżej 200°C, najintensywniej przebiega w 400°C i kończy się w tempcralurzc 800"C [13].

Rozkład węglanów rozpoczyna się już w temperaturze 400"C (syderyl), a kończy przy 920°C (CaCO₃). Koks zawiera ok. 2% gazów, które w większej części wydzielają się przy niewysokiej temperaturze.

6.2. Redukcja tlenków żelaza

6.2. Redukcja tlenków żelaza

Jak już wspomniano wcześniej, powietrze wdmuchiwane przez dysze natrafia w piecu na koks i powoduje spalanie zawartego w nim węgla wg równania [2J:

C + O₂ = CO₂, AH = -97000cal (406119J)

Wartość cieplna reakcji (zmiana entalpii swobodnej) podana dla temperatury 298 K.

W bezpośrednim sąsiedztwie dysz tlen znajduje się w nadmiarze. W miarę przenikania spalin w głąb garu i w górę wielkiego pieca po zużyciu całej ilości tlenu, znajdujący się w nadmiarze rozżarzony koks oddział} wuje na CO₂ zgodnie z reakcją:

CO₂+C ^ 2CO, 4// = -38450cal(160982J)

W odległości ok. l m od wylotu dysz zanika wolny tlen, a nieco dalej również CO₂. Powstający gaz zawiera 63% N₂ i 37% CO. Wznosząc się ku górze w kierunku gardzieli zmienia swój skład i obniża temperaturę, która u wylotu gardzieli wynosi ok. 250°C [2].

Tlenki żelaza występujące w rudach ulegają stopniowej redukcji w zetknięciu z gazami redukcyjnymi zawierającymi CO i H₂. Kolejność redukcji tlenków żelaza w temperaturach powyżej 572°C jest następująca [13]:

Fe₂O₃ -> Fe₃0₄ -» FeO -> Fe

Równania tej reakcji w poszczególnych etapach są następujące:

3Fe₂O₃ + CO = 2Fe,O₄ + CO; AH = -5900cal (24702 J)

Fe₃O₄ + CO = 3FeO + C0;o, AH = +590()cal (24702 J) .-_/•

FeO + CO = Fe + CO₂; AH = -3900cal (16328 J)

Redukcja tlenków żelaza za pomocą CO nosi n a zwej^_dukcj i pośredniej. Jej efektem jest powstanie CO₂, który w temperaturze poniżej 950"C ulatuje bez zmian w górę pieca, natomiast w temperaturze powyżej 950°C przechodzi w CO. Połączenie reakcji redukcji pośredniej i reakcji (7) daje w wyriku reakcję redukcji bezpośredniej, przebiegającej lak,jakby brał w niej udział stały węgiel [ 13J:

Warunki pracy wielkiego pieca, nierównomierność i niedokładność wymia­ny ciepła między gazem a wsadem powodują, że najmniejsze zużycie koksu uzyskuje się gdy zachodzą oba rodzaje redukcji [13].

Schemat zasięgu redukcji pośredniej i bezpośredniej w wielkim piecu przedstawiono na rys. 34 [13, 23].

W redukcji tlenków żelaza w wielkim piecu, oprócz CO, bierze udział również H₂, powstały z

rozkładu wilgoci zawartej w powietrzu dmuchu. Znaczenie reakcji redukcji wodorem jest jednak bardzo małe.

6.3. Nawęglanie

Po zredukowaniu, żelazo w wielkim piecu występuje początkowo w postaci gąbki żelazistej o dużej porowatości. Nawęglanie żelaza odbywa się za pomocą CO, lub węgla koksu, zgodnie z równaniami :

3Fe + 2CO -» Fe₃C + CO₂

CO₂ + C -4 2CO

3Fe + C -h> Fe,C

Powyższe reakcje zachodzą przy katalitycznym oddziaływaniu żelaza gąbczastego. Nawęglanie węglem koksu następuje głównie w górze, gdzie ciekła surówka styka się z rozżarzonym koksem. Nawęglanie to jest nieznaczne. Przyjmuje się, że żelazo gąbczaste przed stopieniem nawęgla się do zawartości ok.

Stopień n a węglan i a (całkowitego) żelaza, czyli również zawartość węgla w surówce, nie zależą od przebiegu procesu, lecz od zawartości innych składników. Mangan powoduje zwiększenie a krzem i fosfor zmniejszenie zawartości węgla w surówce .

Procesy tworzenia się żużla

Warunkiem otrzymania surówki w wielkim piecu jest oddzielenie od zreduk iwanego żelaza skały płonnej rudy, a więc przeprowadzenie jej do żużla lub, inaczej mówiąc, roztopienie jej na fazę ciekłą, która nie miesza się z ciekłą surówką. Temperatura topnienia składników skały płonnej jest bardzo wysoka i przewyższa temperaturę panującą w garze wielkiego pieca. Skład chemiczny i właściwości tworzącego się żużla wpływają w sposób istotny na jakość surówki, szybkość topnienia, wydajność pieca itp. Występujące w żużlach składniki podstawowe dzieli się na zasadowe - CaO, FeO, MgO, MnO, kwaśne: SiO, i obojętne - CaS, MnS, FeS. Tlenek glinu AI₂O₃ jest amfoteryczny. Żużle wielkopiecowe mają charakter kwaśny i odznaczają się strukturą bezpostaciową. Podstawowymi składnikami tych żużli są: CaO, SiO₂ i A1₂O₃.

Proces tworzenia się fazy żużlowej w wielkim piecu rozpoczyna się od reakcji w fazie stałej, od tworzenia się stałych roztworów tlenków zasadowych i krzemionki. Faza ta powstaje w zakresie temperatury od 800 do 1300°C, odznacza się występowaniem łatwo topliwych eutektyk różnych tlenków i stanowi przygotowanie do mięknięcia rud i spieku w wielkim piecu. Pierwsze krople ciekłego żużla powstają w temperaturze 1320-H420°C. Ten pierwszy żużel nazywa się pierwotnym i powoduje oziębienie niżej położonych części pieca, utrudniając redukcję tlenków żelaza, manganu, a także krzemu. Stopniowe nagrzewanie żużla pierwotnego przyczynia się do rozpuszczenia w nim tlenków CaO i MgO (pochodzących z topników). Tlenki te wypierają z żużla tlenki FeO i MnO, które z kolei ulegają redukcji bezpośredniej do czystego metalu. Tworzą się w ten sposób żużle pośrednie.

Końcowy skład chemiczny żużla (zwany ostatecznym lub spustowym) ustala się w wyniku przejścia do żużla popiołu koksu, rozpuszczania pozostałych ilości topnika, a także procesów utleniających przy przepływaniu żużla przez poziom dysz, czy też procesów redukcyjnych i odsiarczania w dolnej części garu.

6.5. Procesy redukcji pozostałych składników rudy

Mangan zostaje wprowadzony do wielkiego pieca w postaci rud manganu oraz żużli martenowskich. Pewne ilości manganu mogą wprowadzać do pieca rudy żelaza. Mangan w rudach występuje najczęściej w postaci pitoluzytu (MnO:), którego redukcja do MnO przebiega następująco:

Powyższe reakcje zachodzą łatwiej niż redukcja tlenków żelaza w niższej temperaturze (w górnych partiach szybu). Tlenek manganu (MnO) ]est naiomi;<si związkiem bardzo trwałym, trudniej się redukuje niż FeO (dopiero w temperaturze 1100-1400°C):

MnO + CO -* Mn + CO,

C0₂ + C -> 2CO

MnO + C -> Mn + CO - Q

Krzem występujący we wsadzie w postaci krzemionki (SiO;) należ}' do trudnoredukcyjnych składników surówki. Do jego redukcji konieczna jest wysoka temperatura, gdyż reakcja redukcji jest silnie endotermiczna, powoduje zatem znacznie większe zużycie koksu:

SiO, + 2C + Fe -> FeSi + 2CO - Q

Obecność żelaza, które rozpuszcza zredukowany krzem, powoduje obniżenie temperatury' początku redukcji krzemu do 1050°C.

Fosfor stanowi stałą domieszkę rud żelaza i koksu, występuje w formie fosforanu wapnia 3CaO • PjOj (apatyt) lub fosforanu żelaza Fe₂O_:i • PjO₅ (wiwianit). Fosfor łatwo redukuje się w wielkim piecu, stąd cała zawartość fosforu z rudy i koksu przechodzi do surówki.

Siarka dostaje się do wielkiego pieca głównie z koksem w postaci FeS. W rudzie występują nieznaczne ilości dwusiarczku żelaza (FeSi) oraz siarczanów. Siarka z siarczanów, po zredukowaniu do CaS lub BaS, przedostaje się jedynie do żużla, natomiast siarka z siarczków (FeS) koksu w całości przechodzi cło surówki rozpuszczając się w niej. Odsiarczanie surówki następuje prze/, dyfuzję FeS z surówki żużla, gdzie zostaje związana przez Ca na CaS, zgodnie z równaniem:

FeS + CaO + C -> CaS + Fe + CO - Q

Do zajścia ww. reakcji żużel powinien zawierać dużo wolnego CaO (mało SiOi), a temperatura w garze powinna być wysoka.

7. Produkty wielkiego pieca

Głównymi (podstawowymi) produktami wielkiego pieca są surówki przeróbcze i odlewnicze. Oprócz surówek w wielkich piecach produkowane są również żelazostopy. Żużel, gaz wielkopiecowy, to produkty uboczne.

7.1. Surówki i żelazostopy

Surówka wielkopiecowa, jak już wspomniano, jest stopem żelaza z węglem a także krzemem, manganem, fosforem i siarką, o zawartości węgla powyżej 2%C, przeważnie 3,0-M,5%C, stanowiącym produkt końcowy procesu wielkopiecowego. Z uwagi na dużą zawartość węgla, a także siarki, jest to stop kruchy nie nadający się do bezpośredniego zastosowania i jest surowcem (stąd nazwa) do dalszego przerobu na stal, staliwo lub żeliwo.

Surówkę wielkopiecową odkuwa się w gąski i w tej postaci lub stanie ciekłym przesyła się do mieszalników, lub bezpośrednio do stalowni martenowskiej lub konwertorowej. Do odlewni staliwa i żeliwa przekazuje się ją w postaci gąsek.

Ze względu na strukturę rozróżnia się surówkę białą, szarą i połowiczną, a ze względu na przeznaczenie - surówkę przeróbczą, odlewniczą lub specjalną.

Surówka biała jest surówką, w której węgiel występuje w postaci związanej jako Fe.iC i MniC. Nazywana również surówką przeróbczą, przeznaczona jest do przeróbki na stal w piecach martenowskich (określana wówczas jako surówka martenowska), w konwertorach tlenowych, w piecach elektrycznych a także w produkcji żeliwa wysokiej jakości (struktura: ledeburyt przemieniony, perlit i cemenlyt wtórny).

W zależności od zawartości krzemu rozróżnia się dwa gatunki: Pl -wysokokrzemowa i P2 - niskokrzemowa

przerobu w innych hutach lub zakładach budowy maszyn, odlewa się w metalowych formach na maszynach rozlewniczych. Maszyna rozlewnicza składa się z taśmy bez. końca, do której przymocowane są metalowe formy o kształcie podłużnym. W jednym końcu maszyny do form wlewa się ciekłą surówkę. Taśma wraz z formami napełnionymi surówką posuwa się bez przerwy.

Otrzymywanie surówki poza wielkim piecem

Proces wielkopiecowy |est podstawowym procesem, stosowanym do otrzymywania żelaza z rud. Obecnie wielkie piece dostarczają około 98% całej produkcji żelaza, a jedynie 2% pochodzi x pieców niskoszybowych, elektrycznych

oraz nowoczesnych procesów redukcji bezpośredniej. Rysunek 35 przedstawia piec niskoszybo-wy do produkcji surówki. Piece te są użytkowane w Niemczech do wytwarzania wyłącznie su­rówki odlewniczej z bardzo ubo­gich rud, zawierających 18-28% Fe. Na rysunku 36 pokazano prze­krój pieca elektrycznego. W pie­cu tym energię cieplną dostarcza prąd elektryczny, natomiast pali­wo stałe (koks) jest wyłącznie reduktorem. Piece te mogą być stosowane tam, gdzie cena ener­gii elektrycznej jest niska.

Pojęcie redukcji bezpo­średniej obejmuje procesy, w wy­niku których powstaje gąbka żelazna, przez' redukcję rud reduktorem stałym lub gazowym. Odbywa się to w temperaturze poniżej temperatury topnienia rudy.

Gąbka żelazna zastępuje złom o wysokiej czystości, a jej zalety stanowią: stały i znany skład chemiczny, brak śladowych, szkodliwych domieszek oraz określone wymiary i kształt, umożliwiające ciągłe jej ładowanie do elektrycznych pieców stalowniczych. W produkcie otrzymanym w wyniku redukcji, obok Fe metalicznego i FeO, znajduje się cała ilość skały płonnej. Dlatego w procesach redukcji bezpośredniej stosuje się tylko bogate rudy lub koncentraty, w których ilość skały płonnej nie przekracza 3^4%.

Gąbkę można przetapiać w stalowniczym piecu elektrycznym bezpośrednio na stal. Liczne badania wykazują możliwość uzyskania z gąbki stali o wysokich właściwościach i taniej niż ze złomu lub z surówki.

PROCESY OTRZYMYWANIA METALI NIEŻELAZNYCH

1. Rodzaje metali nieżelaznych i ich rafinacja

Do tej grupy zalicza się wszystkie metale, z wyjątkiem żelaza oraz półmetali. Metale nieżelazne dzielą się na dwie grupy, tj. metale ciężkie o gęstości powyżej 5g/cm³ oraz metale lekkie o gęstości poniżej 5g/cm³.

Metale ciężkie dzielimy na trzy podstawowe podgrupy: wysokotopliwe, pośrednie (w zakresie temperatury topnienia) oraz niskotopliwe.

Do metali ciężkich wysokotopliwych zalicza się wanad, chrom, mangan, kobalt, nikiel, miedź, cyrkon, niob, molibden, tantal, wolfram. Pośrednim metalem jest antymon. Natomiast do metali niskotopliwych zalicza się cynk, kadm, cynę, rtęć, ołów i bizmut.

Metale lekkie dzieli się również na trzy podgrupy. Do podgrupy pierwszej tzw. przejściowej (pomiędzy metalami ciężkimi a lekkimi) zalicza się tytan. Do podgrupy drugiej należą metale ziem alkalicznych: beryl, magnez, aluminium i wapń. Podgrupę trzecią tworzą: lit, sód, potas i cez. Klasyfikację technicznie ważniejszych metali nieżelaznych podano w tabeli 11 [3].

Istnieje kilka metod otrzymywania metalu surowego: pirometalurgiczne, hydrometalurgiczne, elektrometalurgiczne i metalurgii proszków. Metody pirometalurgiczne obejmują otrzymywanie metali bądź przez rozkład termiczny związków, redukcje tlenków, reakcję między tlenkiem i siarczkiem, strącanie ogniowe, lub elektrolizę stopionych soli. Najczęściej stosowana jest redukcja tlenków metali za pomocą różnych reduktorów, przy czym reduktorem jest pierwiastek o wyższym powinowactwie do tlenu aniżeli metal otrzymywany (najczęściej węgiel, a także tlenek węgla, wodór i inne metale). Otrzymywanie metali przez reakcję między tlenkiem i siarczkiem jest starym sposobem otrzymywania ołowiu. Obecnie jest to jedna z metod otrzymywania miedzi. Produktem jest metal surowy - miedź konwertorowa (czarna). Elektroliza stopionych soli polega na wydzielaniu na katodzie metali w wyniku przepływu prądu elektrycznego, przy czym elektrolitem są stopione sole. Metoda ta jest podstawą do otrzymywania aluminium, magnezu, tj. metali ziem alkalicznych.

Metale nieżelazne [3]

Grupy	Pierwiastki (1. at. i symbol)	Właściwości
Metale ciężkie	^Bv7^J57^5Mn7^7co; ^28Ni,^29Cu,^4°Zr,^41Nb, ^42Mo,^72Ta,^74W	wysokotopliwe
	^51Sb	pośrednie w zakresie t. topn.
	^3oZn,^48Cd,^5oSn,^8°Hg> ^82Pb,^83Bi	niskotopliwe
Metale lekkie	H^	wysokotopliwy
	^4Be, ^12Mg, ^13A1, ^2°Ca	ziem alkalicznych
	^3Li, "Na, "K, ^55Cs	alkaliczne
Metale szlachetne	^46Pd,^47Ag,^79Au	pośrednie w zakresie t. topn.
	^44Ru.^4SRh,^76Os,^77Ir,^78Pt	wysokotopliwe
Inne metale	^3lGa,^4V^52Te,^72Hf, ^75Re,^81Tl	rzadkie
	^57La, ^58Ce, ^59Pr, ^Nd	ziem rzadkich
	^9oTh,^MU,^94Pn	radioaktywne
	^5B,^14Si,^32Ge	półprzewodnikowe

Strącanie ogniowe polega na reakcji między siarczkiem i metalem w wysokich temperaturach. Jest stosowane m. in. w metalurgii antymonu i ołowiu.

Metody hydrometalurgiczne obejmują procesy, w których uczestniczą roztwory wodne a temperatura jest niewiele powyżej 20°C. Metoda ta stosowana jest do otrzymywania cynku, niklu, miedzi a elektrolitem są roztwory siarczanów. Strącanie polega na reakcji wymiany.

Elektrometalurgiczne otrzymywanie metali polega na otrzymy­waniu metali z rud metodą elektrolizy. Obejmuje: l — ługowanie rudy bądź bezpośrednio, bądź po odpowiedniej obróbce, np. redukcji, 2 — oczyszczanie roztworu, 3 - elektrolityczne wydzielanie metalu, połączone z regeneracją odczynnika ługującego, 4 - wykorzystanie elektrolitu zubożonego w jony metali jako cieczy do ługowania. Według tych metod otrzymuje się m. in. miedź, cynk, kobalt, aluminium, mangan i in.

W praktyce metalurgicznej dla uzyskania technicznie czystego metalu trzeba przeprowadzić kolejno po sobie odpowiednie procesy metalurgiczne,

doprowadzające w końcowym procesie do osiągnięcia założonego celu, jakim jest technicznie czysty metal. Metalurgia proszków jest dziedziną techniki obejmującą teorię i technologię wytwarzania i scalania proszków o charakterze metalicznym jak również scalania ich z proszkami niemetali bez przeprowadzania całego produktu przez stan ciekły.

2. Otrzymywanie (metalurgia) miedzi

Miedź jest metalem o charakterystycznej jasnoczerwonej barwie i gęstości 8,93 g/cm³ oraz temperaturze topnienia 1085°C. W praktyce wykorzystuje się stopy miedzi - brązy i mosiądze. Miedź występuje w skorupie ziemskiej przeważnie w postaci związków chemicznych z innymi pierwiastkami oraz niekiedy w postaci miedzi rodzimej. Ilość miedzionośnych minerałów jest duża (240), lecz tylko niektóre z nich, bardziej rozpowszechnione, mają znaczenie przemysłowe.

Ze względu na charakter chemiczny, rudy miedzi dzielą się na siarczkowe, tlenowe i rudy miedzi rodzimej. Skałę płonną w rudach miedzi tworzą: krzemionka, baryt, wapień, różnorodne krzemiany, glinokrzemiany itd. Około 80% miedzi znajdującej się w złożach przypada na rudy siarczkowe, których głównymi przedstawicielami są chalkozyn: (Cu₂S) i chalkopiryt (CuFeS₂). Rudy tlenowe (tlenkowe i krzemianowe) występują w złożach w ilości około 15%, natomiast rudy zawierające miedź w stanie rodzimym - w ilości około 5%. Zawartość miedzi w rudach siarczkowych wynosi 0,6-^-3%. Rudy tlenowe są zazwyczaj bogatsze i zawierają 2-^12% Cu. Rudy siarczkowe zawierają również cynę, ołów, nikiel i inne metale. Ponadto zdarza, się dość często, że ta grupa rud zawiera metale szlachetne, jak złoto, srebro, a nawet platynę.

Rudy siarczkowe są obecnie podstawowym surowcem do produkcji miedzi. Najbogatsze zasoby miedzi znajdują się w Rosji, USA, Chile, Afryce i Kanadzie. W Europie uboższe złoża rud miedzi znajdują się w Niemczech, Hiszpanii, Portugalii, b. Jugosławii i państwach skandynawskich. Na obszarze Polski rudę miedzi wydobywa się na Dolnym Śląsku (Lubin, Głogów). Jest to ruda siarczkowa, której złoża zalicza się do większych w świecie. Rozwój produkcji miedzi stawia Polskę w czołówce wśród krajów produkujących miedź.

Otrzymywanie miedzi z rudy opiera się przede wszystkim na procesach pirometalurgicznych. Hydrometalurgia miedzi ma znaczenie drugorzędne, podobnie jak sposoby elektrometalurgiczne. Metoda pirometalurgiczna otrzymywania miedzi wymaga stosowania rudy wzbogaconej.

Większość siarczkowych rud miedzi zawiera za mało miedzi, aby można z nich bezpośrednio wytapiać metal. Tego rodzaju rudy prawie zawsze, jeszcze w kopalni, wzbogaca się przez flotację wskutek czego otrzymuje się koncentraty zawierające od 13 do 36% Cu.

Rys. 37. Schemat urządzenia flotacyjnego: l - próg do zbierania piany do pochylonej rynny, 2 - wanna drewniana, 3,4 - przegrody, 5 - daszek, 6 - rury podające powietrze do zawiesiny, 7 - rozprowadzenie sprężonego powietrza

Flotacja jest to proces, w którym wykorzystuje się różnicę właściwości powierzchniowych różnych minerałów. Stosowana przy wzbogacaniu rud miedzi flotacja pianowa, polega na wykorzystaniu zjawiska selektywnego przyczepiania się pęcherzyków powietrza do zawieszonych w wodzie ziarn minerałów trudno

zwilżanych wodą (hydrofobowych). Pęcherzyki przyczepione do ziarn wynoszą je na powierzchnię wody, tworząc na niej pianę flotacyjną. Do ziarn łatwo zwilżanych wodą (hydrofilnych) pęcherzyki powietrza nie przyczepiają się i takie ziarna toną. W ten sposób wzbogacany materiał rozdziela się na dwa produkty: koncentrat zawierający przeważającą część minerału użytecznego i odpady.

Przygotowaną do flotacji rudę rozdrabnia się na proszek. Następnie sporządza się wodny roztwór (zawiesinę) z 25-^30% rudy i 70-^-75% wody z dodatkiem odczynników chemicznych (flotacyjnych i pianotwórczych), za pomocą których można zmieniać w szerokich granicach naturalne właściwości flotacyjne minerałów. Do wanny urządzenia flotacyjnego (rys. 37) wlewa się zawiesinę. Rurami do zawiesiny wprowadza się sprężone powietrze. Zawiesina miesza się intensywnie z powietrzem i wypływa ku górze tworząc pianę, która przelewa się przez próg wanny - l do rynien. Spienioną zawiesinę kieruje się do zagęszczalnika w celu oddzielenia całego koncentratu od wody przez strącenia stałych cząsteczek. Zagęszczony koncentrat zawierający 30-^60% wody poddaje się dalszemu odwadnianiu na filtrach próżniowych a następnie kieruje do suszarek.

Przed właściwą obróbką metalurgiczną można koncentraty siarczkowe wyprażyć w celu usunięcia z nich nadmiaru siarki. Proces ten przeprowadza się w wielopółkowych piecach obrotowych lub piecach fluidyzacyjnych (o złożu sfluidyzowanym - zawiesinie drobnego pyłu w gazie mającej właściwości zbliżone do cieczy). W piecach przy nagrzaniu koncentratu do temperatury około 750°C odbywa się rozkład siarczków z wydzielaniem siarki oraz utlenianiem siarczków, co prowadzi do aktywnego wypalania się siarki z wydzieleniem dużej ilości ciepła. Otrzymany produkt zawiera znacznie mniej siarki - około 1/3 początkowej jej zawartości.

Ponad 90% światowej produkcji miedzi otrzymuje się metodą metalurgii ogniowej. Metoda ta zastosowana w hutach miedzi w Legnicy i Głogowie obejmuje pełny cykl produkcyjny przerobu koncentratów miedzi, na miedź rafinowaną elektrolitycznie - miedź katodową i przetop miedzi katodowej oraz odlewanie wlewków na drut (wirebar). Pełny cykl obejmuje następujące pośrednie fazy produkcyjne:

• uśrednienie, mieszanie i brykietowanie mieszanki koncentratów miedzi, w celu
otrzymania jednolitego wsadu kawałkowego nadającego się do przerobu
w piecach szybowych,

" stapianie zbrykietowanych koncentratów miedzi w piecach szybowych i rozdzielanie uzyskanego stopu w odstojnikach na kamień miedziowy i żużel,

• świeżenie kamienia miedziowego w konwertorach .poziomych, gdzie po
usunięciu żelaza, siarki, ołowiu i cynku otrzymuje się miedź konwertorową
i gazy przeznaczone do produkcji kwasu siarkowego,ogniowa rafinacja miedzi konwertorowej w piecach płomiennych i odlewanie

anod na karuzelowej maszynie rozlewniczej,

elektrolityczne rafinowanie miedzi anodowej w celu oddzielenia metali

szlachetnych i otrzymania miedzi katodowej o wysokiej czystości,

stapianie i rafinowanie miedzi katodowej w piecu płomiennym i odlewanie

wlewków tzw. wirebarsów na karuzelowej maszynie rozlewniczej.

Rys. 38. Schemat pieca płomiennego [21]: l -przestrzeń robocza, 2 - kanał spalinowy, 3 - otwór do palnika

W światowym hutnictwie miedzi wytop w piecu płomiennym (rys. 38) jest podstawowym procesem przetwórstwa miedziowego koncentratów. Ze względu na zawartość węgla brunatnego w rudach dolnośląskich, krajowe ~ koncentraty miedziowe zawierają do 8% C. Podczas przetapiania takich koncentratów w piecu płomiennym tworzy się na powierzchni kąpieli i ścianach pieca skorupa węglowa, która utrudnia w dużym stopniu proces wytapiania kamienia. W piecu szybowym natomiast zawartość węgla we wsadzie nie tylko nie utrudnia przetapiania koncentratów (po uprzednim ich zbrykietowaniu) lecz nawet wpływa korzystnie na jego przebieg, gdyż węgiel spala się blisko dysz, wskutek czego zużycie koksu jest mniejsze. W związku z tym w Polsce wytapia się kamień miedziowy wyłącznie w piecach szybowych (rys. 39) z płaszczem wodnym. Przekrój poziomy pieca jest prostokątny. Materiały wsadowe (zbrykietowany koncentrat, topniki, koks) ładowane w górnej części pieca do jego gardzieli, opuszczają się stopniowo w dół w przeciwprądzie do strumienia gorących gazów wytwarzanych nad dyszami ze spalania paliwa.

Przetapianie wsadu, tj. zbrykietowanego koncentratu topników i koksu, odbywa się kosztem ciepła uzyskanego z utleniania siarczków i spalania koksu w ilości 12^-15% masy wsadu. W górnej części pieca zachodzi dysocjacja pirytu, a w środkowej części reakcje:

W dolnej części pieca następuje tworzenie się żużla z tlenkiem żelazawym:
3FeO + SiO₂ = 2FeO SiO₂

Rys. 39. Piec szybowy do wytapiania kamienia miedziowego: l - urządzenie zasypowe zamknięte podwójnym stożkiem, 2 - wylot gazów, 3 - dysze, 4 - skrzynie wodne, 5 - murowana część szybu, 6 - przewód powietrzny, 7 - otwór spustowy

Z pieca spływa żużel i kamień miedziowy, zawierający 50-^70% Cu, który w stanie ciekłym przekazywany jest do dalszej przeróbki na miedź hutniczą, którą otrzymuje się po przedmuchaniu kamienia miedziowego sprężonym powietrzem, w poziomych konwertorach (rys. 40, 41) wyłożonych cegłą magnezytową, w tem­peraturze 1300-!-1350°C, uzyskiwanej bez doprowadzania ciepła z zewnątrz, lecz w wyniku egzotermicznych reakcji utleniania.

Najpierw utleniają się siarczki żelaza a tlenki żelaza są usuwane do żużla według reakcji:

2FeS + 3O₂ + SiO₂ = 2FeO-SiO₂ + 2SO₂

W konwertorze pozostaje miedź w postaci ciekłego Cu₂S, który po dalszym przedmuchiwaniu utlenia się wg reakcji:

Cu₂S + 1,5O₂ = Cu₂O + SO₂

a następnie w wyniku wzajemnego oddziaływania tlenku miedzi z siarczkiem miedzi, wydziela się miedź wg reakcji:

2Cu₂O₂ + Cu₂S = 6Cu + SO₂

Uzyskana miedź, zwana konwertorową, zawiera 98,On-99,2% Cu, resztę stanowią domieszki jak S, Fe, O, Ni, Sb, Bi - ostatnie dwa szkodliwe oraz cała ilość pierwiastków metali szlachetnych. Dlatego też miedzi surowej nie stosuje się do celów technicznych, lecz poddaje się dalej rafinacji ogniowej w piecu płomiennym (rys. 42), poprzedzającej rafinację elektrolityczną. Celem rafinacji ogniowej jest otrzymanie zwartych, ścisłych anod do elektrolizy, wolnych od domieszek wpływających ujemnie na proces rafinacji elektrolitycznej.

Przy przedmuchiwaniu powietrza przez rurki zanurzone w wannie pieca, płynna miedź utlenia się według reakcji:

2Cu + 0,5O₂ + Cu₂O

Powstały tlenek miedziawy rozpuszcza się w płynnej miedzi i reaguje z domieszkami według schematu:

Cu₂O + Me = MeO + 2Cu

Dla redukcji rozpuszczonego w miedzi tlenku miedziowego stosuje się tzw. żerdziowanie za pomocą żerdzi ze świeżo ściętego drzewa brzozowego, wprowadzanych do kąpieli po usunięciu żużla. Proces redukcji tlenku miedzi zachodzi jako redukcja między CuO₂ a produktami suchej destylacji drewna zgodnie z reakcją:

CuO₂ + C = Cu + CO₂; Cu₂O + CO = 2Cu + CO₂

Rafinacja trwa 16+24 h, w wyniku której uzyskuje się miedź o czystości 99,0+99,6% Cu, którą rozlewa się do wlewnic do otrzymania płyt anodowych, służących w końcowej rafinacji elektrolitycznej usunięcia takich metali jak Ag, Au, a zwłaszcza As, Sb, Bi, Te, pogarszających właściwości mechaniczne i przewodność elektryczną miedzi, a które nie dają się usunąć podczas rafinacji ogniowej. Dlatego prawie całą ilość miedzi rafinowanej ogniowo, poddaje się rafinacji elektrolitycznej w wannach elektrolitycznych żelazobetonowych l(rys. 43), wyłożonych winiplastem 2 (winidur), w których zawiesza się kolejno płyty 4 miedzi o grubości 45 mm, otrzymane przez rafinację ogniową oraz cienkie arkusze 5 miedzi elektrolitycznej, służące w procesie elektrolizy jako podkładki. W wannie przemieszcza się elektrolit 7 o temperaturze 50+65°C (wodny roztwór CuSO₄ - 10+16% i H₂SO₄ - 10+16%). Prąd elektryczny przechodzi od wanny przez elektrolit do katody, a miedź rozpuszcza się na anodzie i osadza się na katodzie wg reakcji:

Cu²⁺ + 2e -> Cu

a tworzący się szlam 6 wylewa się przez otwór 3. Katody stopniowo zwiększają swoją grubość i przy masie 60+90 kg wyjmuje się je z wanny. Zużycie energii elektrolitycznej rafinacji miedzi wynosi 260+400 kWh/t miedzi.

3. Otrzymywanie (metalurgia) aluminium

Aluminium (glin) należy do pierwiastków najbardziej rozpowszechnionych w przyrodzie (8,13% Al w składzie skorupy ziemskiej). Istnieje ok. 250 minerałów zawierających glin. Najbardziej rozpowszechnionym materiałem zawierającym tlenek glinu jest glina, w której jednym ze składników jest kaolinit (Al₂O₃-2SiO₂-H₂O).

Najważniejszymi rudami aluminium są boksyty, w których głównym składnikiem jest wodorotlenek glinowy - Al₂Oj-3H₂O lub A1₂O₃-H₂O. Podstawowym materiałem niezbędnym do otrzymania aluminium jest czysty tlenek aluminium AI₂O₃ oraz kriolit - 3NaF-AlF₃, który służy po roztopieniu jako rozpuszczalnik tlenku aluminiowego, wytwarzany z fluorku wapniowego CaF₂ (fluoryt). Tlenek aluminium wytwarza się wg metody Bayera, polegającej na ługowaniu boksytu, w wyniku czego tworzy się glinian sodowy zgodnie z reakcją:

Al₂O₃-nH₂O + 2NaOH ^ 2NaAlO₃ + (n+ł)H₂O

Inne składniki boksytów (Fe2O₃-TiO₂ i częściowo krzemionka) podczas ługowania nie rozpuszczają się w roztworze NaOH i pozostają w osadzie.

45

Rys. 44. Schematyczny przekrój wanny elektrolitycznej z górnym doprowadzeniem prądu [2]: l - belki nośne, 2 - sworzeń w położeniu najwyższym, 3 - zasobnik z tlenkiem glinowym, 4 - słupy, 5 - urządzenia podtrzymujące sworznie i doprowadzające do nich prąd, 6 - pomost roboczy, 7 - izolacja, 8 - skorupa elektrolitu zakrzepłego, 9 - warstwa tlenku glinowego na skorupie, 10,11,12 -rzadka, ciasto wata i spieczona masa anodowa, 13 - odprowadzanie gazów, 14 -izolowana podstawa do narzędzi, 15 - płaszcz wanny, 16 - elektrolit, 17 -aluminium, 18 - wyłożenie węglowe (katoda), 19 - pręty katodowe, 20 - izolacja cieplna z cegieł, 21 - poziom podłogi budynku, 22 - płyty oporowe, 23 - kanał powietrzny

Rys. 45. Schematyczny przekrój wanny elektrolitycznej z anodą ciągłą i bocznym doprowadzeniem prądu [21]: l - cegła szamotowa, 2 - bloki katodowe, 3 - pręty katodowe, 4 — żeliwo, 5 - płyty węglowe, 6 - warstwa zakrzepłego elektrolitu, 7 - rama anody, 8 - żebra usztywniające, 9 - przewody, 10 - strzemię oporowe, 11 - wspornik do zawieszania ramy, 12 - anoda, 13 - sworznie wbite w anodę, 14 - szyna doprowadzająca prąd

Otrzymaną przez ługowanie zawiesinę -- roztwór glinianu sodowego i czerwony szlam, rozcieńcza się roztworem wodnym, otrzymanym z przemycia poprzedniej partii szlamu czerwonego i poddaje obróbce w zagęszczaczach (temperatura roztworu 90-^100°C), w wyniku czego szlam czerwony osiada, co pozwala na odlanie roztworu glinianu sodowego i jego filtrację. Z roztworu tego wydziela się z powrotem wodorotlenek glinowy A1(OH)₃, co przyspiesza dodanie pewnej jego „szczepionki" z poprzedniego procesu.

Oddzielony osad wodorotlenku glinowego przemywa się i poddaje prażeniu (kalcynacji) i otrzymuje tlenek glinowy, nadający się do elektrolizy (A1₂O₃).

Otrzymywanie metalicznego aluminium opiera się dziś niemal całkowicie na elektrolizie tlenku A1₂O₃ rozpuszczonego w stopionym kriolicie.

Rys. 46. Wanna elektrolityczna do rafinacji aluminium [2]: l - trzon, 2 ~ płaszcz, 3 -cegły szamotowe, 4 - wyłożenie magnezytowe, 5 - „kieszeń" do ładowania aluminium, 6 - katody, 7 - szyna katodowa

Elektrolizę przeprowadza się w wannach (rys. 44, 45) o pancerzu stalowym, wyłożonych płytami węglowymi, a katodę stanowi trzon wanny. Anody wykonane z koksu pakowego (produkt destylacji wody uzyskanej z węgla kamiennego), zanurzone swą dolną częścią w elektrolicie. Tlenek glinowy rozkłada się na glin metaliczny i wydziela na katodzie oraz tlen, który stopniowo spala węglowe anody, w wyniku czego wydziela się CO i CO₂. Proces zachodzi w temperaturze 940+960°C. Do produkcji l t aluminium zużywa się 1,90^-1,92 t glinu, 0,08-K),09 t kriolitu i 0,50+0,54 t anod węglowych.

Aluminium otrzymywane na drodze elektrolitycznej zawiera szereg domieszek pogarszających jego jakość. Dlatego poddaje się je dalszemu oczysz^ czaniu, tj. rafinacji w specjalnej wannie elektrolitycznej (rys. 46). Rafinację przeprowadza się wg metody „trzech warstw", polegającej na elektrolitycznym oddzielaniu aluminium z rudy w postaci warstwy płynnego stopu Al-Cu (miedź spełnia rolę metalu obciążającego) i osadzaniu go na katodzie mającej także postać warstwy ciekłego aluminium, pływającej na warstwie stopionego elektrolitu oddzielającej obie ciekłe warstwy od siebie.

Skrzynia rafmatora jest wykonana z cegieł magnezytowych opancerzonych blachą. Katody i trzon są węglowe. Metoda zapewnia otrzymanie czystego aluminium.

4. Otrzymywanie (metalurgia) cynku

Cynk występuje w przyrodzie wyłącznie w postaci związków chemicznych. Najważniejszą rudą cynkową jest siarczek cynkowy ZnS, zwany blendą cynkową, zawierający w stanie czystym: 67,1% Zn, 32,9% S. Mniej rozpowszechnioną rudą jest węglan cynku ZnCO₃, noszący nazwę galmanu cynkowego i zawierający 52,1% Zn. Rudy cynku są rudami wielometalowymi (cynkowo-ołowiowymi), z których otrzymuje się (szczególnie w warunkach krajowych) zarówno cynk, jak i ołów.

Największe złoża rud cynku występują w USA, Kanadzie, Meksyku i Australii. Rosja ma wielkie zasoby rud cynku, przede wszystkim w azjatyckiej części swego obszaru. Do krajów europejskich, mających mniej zasobne złoża rud cynku należą: Niemcy, Hiszpania, Norwegia, Anglia, Szwecja i Polska (największe zasoby w Europie). W Polsce rudy cynku występuj ą bądź jako galmany, bądź jako siarczki. Złoża tych rud zalegają w dwóch obszarach: w Krakowskiem, w okolicach Chrzanowa i Olkusza, i na Górnym Śląsku (niecka bytomska).

Pierwszym etapem otrzymywania cynku z rud jest jej wzbogacenie. Podstawową metodą wzbogacenia rud jest flotacja. Na ogół procesowi flotacji poddawane są rudy siarczkowe. Otrzymany z flotacji koncentrat cynkowy poddaje się prażeniu w celu utlenienia zawartej w nim siarki i uzyskania w miejsce siarczku ZnS tlenku ZnO. Rudy galmanowe wzbogacane są na drodze ogniowej w piecach przewałowych lub piecach obrotowych, przy czym wsad w piecu ibrotowym zbryla się przez spiekanie. Produkt spiekania, tzw. spiekany tlenek cynku, otrzymany w postaci grudek, zawiera 60+68% Zn. Dalszy przerób tlenku cynku w celu otrzymania metalowego cynku może odbywać się trzema metodami:

STAL I JEJ OTRZYMYWANIE - STALOWNICTWO Stal, jak już podano, jest to techniczny stop żelaza z węglem zawierający teoretycznie do ok. 2% C oraz inne pierwiastki pochodzące z surowców, materiałów ogniotrwałych, paliw, atmosfery albo wprowadzane celowo jako składniki stopowe, otrzymywany w postaci ciekłej w piecach stalowniczych (metalurgicznych). W stali węglowej, oprócz węgla, zawartości innych pierwiastków wynoszą mniej niż 0,8% Mn, 0,4% Si, 0,3% Ni, 0,3/% Cr, 0,2% W, 0,2% Co, 0,2% Cu, 0,05% Mo, 0,05% V, 0,05% Ti i 0,1% AL Stal zawierającą więcej któregokolwiek pierwiastka stopowego nazywa się stalą stopową. Dla praktyki przemysłowej i handlowej polska norma ustala podział na stal węglową i stopową oraz ze względu na główne i szczegółowe zastosowanie, biorąc także pod uwagę podział stali węglowej wg czystości . Metalurgia stali polega na szeregu procesach fizykochemicznych i fizycznych, których celem jest otrzymanie stopu żelaza z węglem i innymi pierwiastkami zwanego stalą. Zawartość węgla i innych pierwiastków w stali jest taka, że podczas krystalizacji pierwotnej (krzepnięcie) stal przechodzi w stan stały, tworząc jedynie kryształy roztworu stałego. Inne, poza węglem, pierwiastki zawarte w stali dzielą się na: domieszki, dodatki i zanieczyszczenia. Domieszkami są pierwiastki pozostające w stali w wyniku procesu metalurgicznego. Do nich zalicza się głównie Si i Mn, a także Cr, Ni, Cu i AL Pierwiastki, które najczęściej niekorzystnie wpływają na właściwości stali, określa się jako zanieczyszczenia. Należą do nich przede wszystkim P, S, H i O. Dodatkami natomiast nazywa się pierwiastki wprowadzone do stali w celu osiągnięcia określonego poziomu właściwości mechanicznych, fizykochemicznych, fizycznych lub chemicznych. Do nich należą pierwiastki, które występują w stali jako domieszki, lecz o zwiększonej zawartości, oraz takie, które w niej nie występują. Proces stalowniczy polega głównie na usunięciu ze wsadu nadmiernej ilości C, Si, Mn, S i P, co uzyskuje się przez ich utlenianie w ciekłym stopie, zwane zazwyczaj świeżeniem i, ewentualnie, wprowadzenie dodatkowych pierwiastków (Ni, Mn, Cr, Si, Mo, W, V, Co, Cu, Al, Zr, N) przy produkcji stali stopowych. Procesy stalownicze można podzielić na kwaśne, przebiegające pod żużlami o charakterze kwaśnym, i zasadowe - przebiegające pod żużlami zasadowymi. Ze względu na rodzaj pieca, w którym stal jest wytapiana, i wynikające stąd cechy charakterystyczne, procesy stalownicze można podzielić na konwertorowe, martenowskie, elektryczne i inne. Cechą procesów konwertorowych jest możliwość przerobu surówki tylko w stanie ciekłym oraz duża intensywność świeżenia. Ciepło potrzebne do procesu otrzymuje się z egzotermicznych reakcji utleniania niektórych składników surówki. W procesie martenowskim przerabia się na stal wsad, składający się z su­rówki (stałej lub ciekłej) i złomu (stalowego i żeliwnego), a ciepło potrzebne do procesu jest dostarczane z zewnątrz przez spalanie paliwa gazowego lub ciekłego. Procesy elektryczne (elektrometalurgia stali) służą do otrzymywania stali wysokiej jakości. W procesach tych ciepło uzyskuje się z przemiany energii elektrycznej w cieplną.

Materiały wsadowe Surówka besemerowska służy do przerobu na stal w konwertorach besemerowskich. Surówka ta powinna mieć określony skład chemiczny z uwagi na charakter procesu. Przyjmując za kryterium zawartość krzemu surówkę dzieli się --zimną, zawierającą 0,80-^ 1,25% Si, --normalną, zawierającą 1,25-^1,75% Si, --gorącą, zawierającą 1,75-5-2,25% Si. Krzem jest składnikiem decydującym o podwyższeniu temperatury kąpieli metalowej w czasie przedmuchiwania jej powietrzem. Zawartość siarki i fosforu powinna być jak najmniejsza, ponieważ kwaśny charakter wyłożenia pieca oraz tworzenie się kwaśnego żużla uniemożliwia usunięcie tych pierwiastków w czasie świeżenia. Surówka tomasowska, przeznaczona do przerobu w konwertorze Thomasa, zawiera z kolei mało krzemu (0,2-^-0,6%), a dużo fosforu (1,6-^2,0%). Fosfor jest w tym procesie głównym składnikiem podwyższającym temperaturę kąpieli, natomiast zbyt duża zawartość krzemu zwiększa ilość żużla i powoduje ubytek zasadowego wyłożenia. Surówka przeróbcza została już wcześniej częściowo omówiona. Zawartość krzemu w surówce wynosi 0,7-^1,2%. Im wyższy jest poziom krzemu, tym więcej należy dodać rudy w trakcie świeżenia, jednocześnie podnosi się zawartość krzemionki w żużlu, a zatem więcej należy dodać wapnia, a przez co zwiększa się całkowita ilość żużla. Zawartość fosforu w surówce powinna być mniejsza od 0,3%. Przerabianie surówki bogatszej w fosfor staje się mniej ekonomiczne, ponieważ powoduje konieczność ściągania jak największych ilości pierwotnego żużla, zwiększenie dodatku wapnia i przedłużenie czasu wytapiania. Jednakże, jeżeli zawartość fosforu przekracza 1,5%, to proces tomasowski staje się znowu ekonomiczny, ponieważ bogaty w fosfor żużel jest wykorzystywany jako nawóz sztuczny. Zawartość siarki w surówce powinna być jak najmniejsza. Usunięcie siarki w procesie martenowskim kwaśnym jest niemożliwe, natomiast w zasadowym możliwe, lecz powoduje zmniejszenie wydajności pieców. Surówka do procesów elektrycznych - to zazwyczaj surówka hematytowa, syntetyczna. Surówka hematytowa przy zawartości fosforu do 0,1% powinna zawierać max 0,03% S. Surówka syntetyczna otrzymywana jest przez stapianie czystego złomu stalowego z nawęglaczem, którym może być koks (w żeliwiakach) lub złom elektrodowy (w piecach elektrycznych). Pod nazwą złom stalowy rozumie się wszelkiego rodzaju odpady stalowe uzyskiwane przy wytapianiu, przeróbce plastycznej, jak również w wyniku zużycia wyrobów stalowych. W zależności od pochodzenia, złom dzieli się na: --własny; są to odpady produkcyjne ze stalowni, walcowni, kuźni i innych
wydziałów, --obcy, który składa się z różnorodnych starych, zużytych konstrukcji
stalowych, zniszczonych maszyn i urządzeń przemysłowych, sprzętu,narzędzi, naczyń itp. Jako materiały świeżące można stosować rudę żelaza, zgorzelinę i tlen. Ruda żelaza powinna zawierać jak najwięcej żelaza (powyżej 90% Fe₂O^), ajak najmniej krzemionki (poniżej 6%), fosforu (max 0,05%) i siarki (max 0,04%). Warunkom tym najbardziej odpowiadają rudy brazylijskie i indyjskie. Rudy powinny być suche, a ich ziarnistość zawierać się w przedziale 50+150 mm, przy ilości miału nie większej niż 10%. Rudę zastępuje się czasem zgorzeliną, tańszą od niej, lecz mniej skuteczną w działaniu. Tlen gazowy jest stosowany w piecach konwertorowych, w procesie martenowskim w celu intensyfikacji procesów spalania oraz świeżenia, a także w piecach łukowych do intensyfikacji procesów topnienia i świeżenia. Tlen gazowy powinien zawierać minimum 98,55% O₂. Materiały iużlotwórcze lub topniki to materiały, które dodaje się do pieca w celu utworzenia żużla odpowiedniej jakości. W procesach stalowniczych stosujesię następujące materiały żużlotwórcze: kamień wapienny, wapno palone, fluoryt, boksyt, złom szamotowy, piasek. Do zwiększenia zawartości węgla we wsadzie, a także do nawęglenia kąpieli metalowej i odtlenienia żużla używa się antracytu, odpadów elektrod węglowych lub grafitowych (najlepsze materiały nawęglające) i koksu. W celu odtlenienia kąpieli metalowej oraz nadania stali wymaganych właściwości stosuje się dodatki tzw. żelazostopów, odtleniaczy i metali, a mianowicie: żelazomanganu, krzemomanganu, żelazokrzemu, żelazochromu, aluminium, niklu i innych. Żelazomangan jest używany jako odtleniacz i dodatek stopowy. Do produk­cji stali specjalnych stosuje się żelazomangan rafinowany. Żelazokrzem znajduje zastosowanie jako odtleniacz i dodatek stopowy. Wapniokrzem jest stosowany jako odtleniacz. Żelazochrom, żelazowolfram, żelazowanad, żelazomolibden, żelazoniob i inne są wykorzyztywane jako dodatki stopowe. Aluminium (98+99,5%) służy jako odtleniacz i jako dodatek stopowy. Nikiel i kobalt są stosowane jako dodatki stopowe.

2. Mieszalniki We współczesnych stalowniach ciekłą surówkę dostarcza się do konwer­torów i pieców martenowskich z mieszalników.Mieszalniki mają do spełnienia następujące zadania: --magazynowanie ciekłej surówki w celu zapewnienia regularnego biegu pieców, --wymieszanie surówki z poszczególnych spustów wielkich pieców, aby zapewnić procesom stalowniczym surówkę o możliwie jednakowym składzie chemicznym, --wyrównywanie i utrzymywanie temperatury surówki do czasu wlania jej do pieców stalowniczych, --ulepszanie składu chemicznego surówki. Mieszalnik jest to duży, cylindryczny zbiornik o pojemności 600+2000 t, wykonany z blachy i wyłożony wewnątrz cegłą ogniotrwałą (rys. 56). Surówkę do mieszalnika wlewa się otworem zamykanym od góry pokrywą, jej wylewanie zaś, do podstawowych kadzi, odbywa się dziobem. W celu utrzymania surówki w stanie ciekłym i nagrzania jej do odpowiedniej temperatury mieszalnik jest podgrzewany gazem za pomocą palników umieszczonych w czołowych ścianach -dennicach. Surówkę po spuszczeniu z wielkiego pieca przewozi się do mieszalnika w kadzi surówkowej. Zarówno w kadzi surówkowej, jak i w mieszalniku surówka zmienia swój skład chemiczny. Zmiany te odnoszą się głównie do siarki, której zawartość zmniejsza się proporcjonalnie do czasu przebywania surówki w kadzi lub mieszalniku i to w tym większym stopniu, im więcej manganu znajduje się w surówce. Proces ten związany jest reakcją:FeS + Mn -» MnS + Fe która ze spadkiem temperatury przebiega z lewej strony na prawą. W praktyce odsiarczanie surówki w mieszalniku jest ograniczone, gdyż przebiega powoli i wiąże się ze stratą określonej ilości manganu.

3. Proces martenowski Proces martenowski znany jest od 1865 roku, a wprowadzony został przez Piotra Martina, który wykorzystał do celów metalurgicznych piec płomienny Siemensa z regeneracją spalin. Proces Bessemera (znany od 1856 r.) nie rozwiązał problemu produkcji stali jakościowych w dużych ilościach, a ponadto wymagał surówki o specjalnym składzie chemicznym {mało fosforu i siarki), trudnej do otrzymania w wielkim piecu. Proces martenowski rozwiązał problem gromadzących się odpadów produkcyjnych i złomu stalowego, które to składniki w niewielkim stopniu można wykorzystać w procesach konwertorowych. Piece martenowskie posiadają najczęściej zasadowe, a rzadko kwaśne wyłożenie. Piec martenowski należy do najbardziej skomplikowanych urządzeń cieplnych, stosowanych w stalownictwie. Dzieli on się na dwie części: dolną i górną. Część górna pieca jest umieszczona nad pomostem roboczym, który służy do obsługi pieca i znajduje się na wysokości 5-^7 m nad poziomem zerowym huty. Górna część pieca składa się z przestrzeni roboczej oraz głowic z pionowymi kanałami: gazowym i powietrznym. Część dolna pieca znajduje się pod pomostem roboczym i składa się z komór żużlowych, komór regeneratorowych i kanałów z urządzeniem rozrządowym. Przestrzeń robocza pieca jest ograniczona z przodu i z tyłu ścianami: od dołu - trzonem (topiskiem), od góry - sklepieniem, z boku - głowicami. W ścianie przedniej znajdują się okna wsadowe, w ścianie tylnej otwór do spustu stali z pieca. W przestrzeni roboczej zachodzą procesy spalania paliwa i wytapiania stali. Trzon ma kształt wydłużonej misy. Na trzon pieca ładuje się materiały wsadowe. Paliwo spala się bezpośrednio w przestrzeni roboczej i dlatego w tej części pieca uzyskuje się najwyższą temperaturę. Spaliny opuszczając przestrzeń roboczą mają temperaturę co najmniej 1700°C. Do doprowadzenia paliwa i powietrza, odprowadzania spalin oraz nadawania płomieniowi określonego kierunku służą głowice. Doprowadzanie paliwa i powietrza oraz odprowadzenie spalin zmienia się periodycznie, to znaczy w każdym momencie jedna głowica jest doprowadzająca, a druga odprowadzająca i co pewien, określony czas następuje zmiana kierunku doprowadzania paliwa i powietrza oraz odprowadzania spalin. Głowice pieca są połączone kanałami z komorami żużlowymi i regeneratorami. Komory żużlowe służą do osadzania pyłu i cząstek żużla unoszonych przez spaliny. Regeneratory służą do podgrzewania powietrza i gazu (generatorowego). W przypadku paliwa wysokokalorycznego (olej, gaz ziemny, gaz koksowniczy) podgrzewa się jedynie powietrze. Wyłożenie trzonu i ścian z zasadowym piecu martenowskim wykonane jest z cegły magnezytowej, sklepienie - z cegły krzemionkowej lub magnezytowo--chromitowej. W piecu kwaśnym wszystkie części są wykonane z cegły krzemionkowej. Piece martenowskie buduje się o pojemności 20-^350 t. W odlewniach stosuje się (do wytapiania staliwa) piece martenowskie zasadowe o pojemności do 50 t, a najczęściej 10-^301 (typowy polski piec to piec o pojemności 12 t).

Proces martenowski zasadowy W procesie zasadowym przerabia się wsad, w którym wzajemny stosunek składników metalowych (surówki i złomu) zawiera się w bardzo szerokim przedziale: od 100% złomu do 100% surówki. Zależnie od stosunku surówki do złomu, technologia wytapiania jest zróżnicowana, co jest spowodowane różnym zapotrzebowaniem na tlen i różną ilością dodatków: kamienia wapien­nego, wapnia i innych. Rozróżnia się cztery podstawowe odmiany procesu zasadowego: --złomowy bezsurówkowy, --złomowy, --złomowo-rudowy, --rudowy. Proces złomowy bezsurówkowy stosowany jest w hutach nie posiadających własnych wielkich pieców. Proces ten wymaga dużo energii cieplnej do stopienia trudno topliwego wsadu oraz rozpuszczenia dodatków nawęglających: antracytu, koksu, odpadów elektrod węglowych i grafitowych. W procesie złomowym udział surówki wynosi 25-^45%. Surówka może być dodawana w stanie stałym lub ciekłym. Obecność surówki wymaga dodawania rudy, tj. materiału wprowadzającego tlen do świeżenia. W procesie złomowo-rudowym udział surówki (najczęściej w stanie ciekłym) wynosi 50-s-75%. Dodatek jest znacznie większy niż w procesie złomowym. Proces rudowy opiera się głównie na surówce ciekłej w ilości 75-^100% wsadu. Wymaga to dodatku znacznej ilości rudy (15-^25%). Proces ten prawie nie jest stosowany. Obecnie najbardziej rozpowszechniony jest proces złomowo-rudowy. Proces ten można podzielić na następujące okresy: --naprawa pospustowa, --załadowanie wsadu, --podgrzewanie zasadowego wsadu, --wlewanie surówki, --roztapianie, --wyrabianie, --odtlenianie i dodawanie składników stopowych, --spust stali. Naprawa pospustowa polega na narzucaniu ziarnistego dolomitu lub magnezytu na te miejsca trzonu, na których powstały wgłębienia, oraz na nadżarcia w tylnej i przedniej ścianie. Ładowanie wsadu jest operacją bardzo ważną i pracochłonną. Zwykle bezpośrednio na trzon ładuje się pierwszą porcję rudy, równomiernie przez wszystkie okna wsadowe, następnie połowę ustalonej ilości kamienia wapiennego (CaCOj). Po podgrzaniu tej warstwy przez 3-^5 minut ładuje się resztę kamienia wapiennego i znowu podgrzewa w ciągu 3-^5 minut. Następnie ładuje się resztę rudy i podgrzewa przez 5-5-15 minut, nie dopuszczając jednak do jej stopienia. Rozmieszczanie rudy pod i nad kamieniem wapiennym sprzyja szybkiemu tworzeniu się żużla. Po nagrzaniu się rudy i kamienia wapiennego ładuje się złom w kolejności: złom lekki, pakiety, wióry, złom gruby. W tym okresie doprowadza się do pieca maksymalną ilość ciepła, gdyż wsad łatwo je pochłania. Po załadowaniu złomu podgrzewa się wsad do momentu jego osiadania i lekkiego nadtopienia, po czym wlewa się surówkę przez okno wsadowe za pomocą specjalnej rynny. Po wlaniu surówki rozpoczyna się okres roztapiania. Na początku okresu roztapiania utleniają się: Si, Mn, P, a rozpuszcza się ruda i częściowo kamień wapienny. Pierwsze żużle mają małą zasadowość i dużą zawartość FeO oraz MnO. Taki żużel i niska temperatura sprzyjają odfosforowaniu metalu. W celu poprawy warunków przekazywania ciepła (zmniejszenie grubości warstwy żużla) dokonuje się usunięcia 50% utworzonego żużla. Spust żużla zaczyna się zwykle 10-^30 minut po wlaniu surówki i trwa do l godziny. Po utlenieniu się znacznej ilości krzemu i manganu węgiel surówki zaczyna reagować z tlenkami żelaza roztapiającej się rudy. Intensywny rozkład kamienia wapiennego („gotowanie wapienne") przyspiesza proces utleniania się domieszek i nagrzewania się kąpieli. W tym czasie w żużlu zwiększa się zawartość CaO, a zmniejsza zawartość FeO i MnO. W momencie roztopienia wsadu zasadowość żużla zwiększa się przez dodanie wapna (CaO). Głównymi celami okresu wyrabiania (świeżenia) są: --usunięcie szkodliwych domieszek (fosforu i siarki), --oczyszczenie metalu od wtrąceń niemetalicznych i gazów, --nagrzanie metalu, --otrzymanie stali o wymaganym składzie chemicznym.
Najważniejszą reakcją tego okresu jest utlenianie węgla: C + FeO -> CO + Fe - Q Wydostające się z metalu pęcherzyki tlenku węgla powodują zjawisko zwane gotowaniem metalu. Związane jest z nim intensywne mieszanie metalu i żużla, co sprzyja: wyrównywaniu składu chemicznego metalu i żużla, wyrównywaniu temperatury metalu i żużla, usuwaniu wtrąceń niemetalicznych, oczyszczaniu metalu z rozpuszczonych w nim gazów (wodoru i azotu) oraz przyspieszeniu reakcji między metalem i żużlem. Utlenianie manganu zachodzi bardzo łatwo i reakcja: Mn + FeO -> MnO + Fe + Q łatwo osiąga stan równowagi. Tlenek manganu jest trudno topliwy i praktycznie nie rozpuszcza się w metalu. Może on tworzyć z krzemionką łatwotopliwe krzemiany MnO FeO SiO₂, MnO SiO₂. Wzrost temperatury pod koniec wyrabiania powoduje redukcję manganu. Utlenianie krzemu zachodzi bardzo łatwo z uwagi na duże powinowactwo z tlenem, a zasadowy charakter procesu powoduje, że w żużlu krzemionka zostaje związana w krzemiany. Reakcję utleniania krzemu uważa się za nieodwracalną w procesie zasadowym.

Fosfor utlenia się wg reakcji (85). W celu zapobieżenia przechodzenia P₂O₅ z żużla do kąpieli i jego redukcji, żużel powinien być żelazisty, tzn. zawierać znaczną ilość FeO, który wiąże P₂Oj w fosforan żelazowy

P₂O₅ + 3FeO -» 3FeO P₂O₅ + Q W wyższej temperaturze związek ten wchodzi w reakcję z CaO, który wypiera z niego tlenek żelaza:

3FeO- P₂O₅ + 4CaO ->4CaO- P₂O₅ + 3FeO Z powyższego wynika, że utlenianie fosforu i jego usuwanie do żużla jest możliwe jedynie w żelazistych żużlach zasadowych. Odsiarczanie wymaga zasadowego żużla, w przeciwnym bowiem razie cała siarka pozostanie w kąpieli w formie FeS lub/i MnS. Odsiarczanie kąpieli metalowej w procesie zasadowym zachodzi głównie w okresie wyrabiania stali. Okres wyrabiania w procesie martenowskim można podzielić na dwa etapy: gotowanie intensywne (intensyfikowanie dodatkiem rudy) i gotowanie spokojne. Odtlenianie i wprowadzanie dodatków stopowych jest ostatnim okresem procesu martenowskiego w znacznym stopniu określającym jakość stali. Stal nieuspokojoną z zasady odtlenia się za pomocą żelazomanganu w piecu, przy czym żelazomangan ładuje się zwykle do pieca na 5-^10 minut przed spustem stali. Niekiedy do odtleniania stosuje się również niewielkie ilości aluminium (50-^200 g/t); w tym przypadku odtleniacz ten dodaje się do strumienia stali na rynnie lub kadzi. Stal uspokojoną odtlenia się wstępnie w piecu żelazokrzemem, krzemomanganem lub żelazomanganem. Po odtlenianiu wstępnym stal spuszcza się do kadzi. Ostatecznie odtlenia się stal za pomocą żelazokrzemu i aluminium, które dodaje się do ciekłej stali na rynnie lub w kadzi. Przy otrzymywaniu stali stopowych trzeba do kąpieli wprowadzić odpowiednie metale i żelazostopy. Najprościej przedstawia się wprowadzenie składników odpornych na utlenianie (Ni, Cu, Mo). Składniki te mogą być dodane do wsadu lub w okresie wyrabiania. Żelazostopy, zawierające łatwo utleniające się pierwiastki, wprowadza się do kąpieli stalowej po wstępnym jej odtlenianiu (żelazochrom) albo do kadzi i to po dodaniu żelazokrzemu i aluminium (żelazowanad, żelazotytan itp.). Po zakończeniu procesu stal spuszcza się z pieca przez otwór spustowy do kadzi. Wskaźniki techniczno-ekonomicznie procesu zasadowego zależą od wielu czynników i dlatego zmieniają się w szerokich granicach. Współczesne piece martenowskie zużywają od 5,27 do 8,2-10⁶ kJ energii na l tonę stali. Zużycie to zależy od rodzaju procesu, pojemności i konstrukcji pieca, rodzaju materiałów wsadowych, jakości paliwa i wielu innych czynników.

3.2. Proces martenowski kwaśny Wytapianie stali w piecach martenowskich kwaśnych prowadzi się dość rzadko. Jest to spowodowane wieloma przyczynami; ważniejsze z nich są następujące: --wydajność pieca kwaśnego jest mniejsza niż pieca zasadowego, --mała trwałość wyłożenia kwaśnego nie pozwala na budowę dużych pieców, --proces kwaśny wymaga wsadu z małą zawartością fosforu i siarki, gdyż te domieszki w piecach kwaśnych nie mogą zostać usunięte, --w piecach kwaśnych nie można wytapiać stali procesem złomowo--rudowym, --nie jest możliwe wytapianie stali o małej zawartości węgla (poniżej
0,25% C). Proces kwaśny służy do wytapiania stali wysokojakościowych, przeznaczo­nych do wyrobu bardzo odpowiedzialnych części. Do cech charakterystycznych stali kwaśnej należy zaliczyć jednorodność właściwości mechanicznych, małą zawartość gazów i mniejszą niż w stali zasadowej skłonność do tworzenia się płatków i przełomu łupkowego. Charakterystycznymi cechami świeżenia w procesie kwaśnym są: możliwość redukcji krzemu z krzemionki w wysokiej temperaturze za pomocą węgla, manganu lub żelaza (w procesie zasadowym reakcja utleniania krzemu jest nieodwracalna) i niemal trzykrotnie mniejsza szybkość spalania się węgla.

4. Procesy konwertorowe Konwertor jest urządzeniem, mającym postać zbiornika („gruszki"), z blachy stalowej wyłożonym materiałem ogniotrwałym. W urządzeniu tym, w wysokiej temperaturze utlenia się kąpiel metalową powietrzem wzbogaconym w tlen lub samym tlenem. W raz z gazem (tlenem) często wdmuchuje się sproszkowany topnik. Konwertory klasyfikuje się jako hutnicze (stosowane w hutnictwie żelaza, miedzi) i odlewnicze (stosowane w odlewniach). W zależności od sposobu doprowadzania czynnika utleniającego konwertory można klasyfikować jako konwertory z dmuchem dolnym, bocznym i górnym (przez lancę wprowadzaną z góry).

Konwertory z bocznym dmuchem rys. 60 należą do najstarszych urządzeń tego typu stosowanych do wytapiania stali, a także staliwa. Stosuje się je w dużym zakresie już od 1855r. Twórcą tego pieca jest Anglik, Henry Bessemer. W Polsce stosuje się tego typu piece od 1865r. w obecnej Hucie Kościuszko. Pojemność krajowych konwertorów z bocznym dmuchem wynosi 0,8+1,5 t, natomiast w Niemczech 1,5+8 t, a w Rosji 0,5+12 t. Dla zapewnienia właściwego przebiegu procesu świeżenia w konwertorze, przy minimalnych stratach świeżonego metalu na rozpryski, oraz dobrych warunków higieny i bezpieczeństwa przy pracy należy zachować następujące proporcje (wg rys. 60): - stosunek głębokości kąpieli metali do średnicy jej powierzchni (h/d)
powinien mieścić się w granicach 0,6+0,7, - stosunek wysokości konwertora do jego średnicy wewnętrznej (H/D)
powinien mieścić się w granicach 2,7+3,3, - stosunek objętości całego konwertora do objętości metali (V_k/V,„)
powinien mieścić się w granicach 4+5, całkowity przekrój dysz (w konwertorze z bocznym dmuchem) określa się liczbą od 30+50 cm² na l tonę świeżonego metalu (podobnie z dmuchem dolnym), - mimośrodowość kaptura powinna wynosić 350+700 mm, a jego
średnica 200+500 mm, zabezpieczając dobrą widzialność dla
konwertora. Na wykładnię konwertorów o wyłożeniu kwaśnym, stosuje się wypalone kształtki krzemiankowe o ognioodporności powyżej 1710°C lub masę przygotowaną z piasku kwarcowego 75+90% (ziarnistość 0,5+1,5 mm) lub mielonego szamotu 75+90% (ziarnistość 2+4 mm), gliny ogniotrwałej zmielonej suchej 25+10% i wody 5+6% albo 1,5+2,5% roztworu szkła wodnego (2 G szkła wodnego na 10 l wody). W zależności od rodzaju procesu konwertorowego rozróżnia się stal konwertorową besemerowską, tropenasowską i tomasowską oraz stal konwertorową tlenową. Stal konwertorowa besemerowską i tomasowską zawiera dużo azotu (0,01+0,03% N), co powoduje zwiększoną twardość, kruchość i skłonność do starzenia. Natomiast stal tlenowa, przy stosowaniu w konwertorze czystego tlenu odpowiada zawartością gazów i czystością stali martenowskiej. Udział w produkcji stali tlenowej zwiększa się w świecie z 4% w 1960r. do 55% w 1980r., a pozostałych rodzajów stali, a tym martenowskiej, zmniejsza się.

1. Proces besemerowski

Konwertor besemerowski (rys. 61) składa się z korpusu stalowego o grubości od 15 do 25 mm i krzemionkowego wyłożenia ogniotrwałego. Część górna konwertora, zwana gardzielą, ma kształt stożkowy, część środkowa, cylindryczna jest opasana pierścieniem staliwnym, przymocowanym do płaszcza klamrami. Pierścień ma dwa czopy, które spoczywają w łożyskach na podporach, dzięki czemu konwertor może przechylać się o dowolny kąt dookoła osi poziomej. Jeden z czopów jest wydrążony w celu doprowadzenia przez niego powietrza do skrzyni powietrznej. Powietrze, potrzebne do przedmuchiwania surówki, dopływa z dmuchawy do czopa, a następnie do skrzyni powietrznej, skąd przez dysze szamotowe, wstawione do dennicy, przepływa do konwertora. Objętość konwertora jest 6 do 10 razy większa od objętości wlewanej do niego surówki. Podobnie jak w procesie besemerowskim, jakość stali tomasowskiej zależy od zawartości azotu, która wynosi 0,025n-0,030%, a więc przeciętnie jest większa niż w stali besemerowskiej. Ujemną cechą stali tomasowskiej jest jej skłonność do starzenia (pogorszenia plastyczności) przy wytrzymaniu jej przy niskiej temperaturze (200-^300°C) lub po odkształceniu na zimno wskutek wydzielania się azotków żelaza (Fe₄N) w postaci znacznie zdyspergowanych cząsteczek. Drugą ujemną cechą jest jej skłonność do kruchości na zimno. Wada ta wiąże się z większą zawartością w stali fosforu, który występując w roztworze stałym odkształca silnie siatkę ferrytu. Kruchość ta objawia się przede wszystkim znacznym obniżeniem udarności. Szerokie zastosowanie ma niskowęglowa stal tomasowska jako stal automatowa. Miękką stal, odznaczającą się dobrą spawalnością, używa się do produkcji taśm na rury zgrzewane. Ze stali tomasowskiej wykonuje się również drut miękki, drut sprężynowy, kształtowniki do konstrukcji mostowych i budowlanych.

4.4. Tlenowy proces konwertorowy Proces konwertorowy tlenowy polega na wytapianiu stali z ciekłej surówki i stałego złomu w konwertorze o wyłożeniu zasadowym z wdmuchiwaniem tlenu na powierzchnię kąpieli. Jedną z głównych wad procesu konwertorowego z dolnym dmuchem jest niska jakość stali, spowodowane znaczną w niej zawartością azotu. Stosowano zatem różne metody zmniejszenia tej zawartości, wśród których znalazły się takie, które zmniejszały zawartość azotu w dmuchu, a polegały na wzbogacaniu go w tlen lub dodawaniu pary wodnej, względnie dwutlenku węgla. Powyższe tendencje polepszania procesów konwertorowych doprowadziły w roku 1949 do wprowadzenia konwertora tlenowego LD. Litery LD są pierwszymi literami nazwy miast Linz i Donawitz w Austrii, gdzie przeprowadzano pierwsze doświadczenia w konwertorach tlenowych. Konwertor tlenowy ma kształt cylindryczny. Stosunek wysokości do średnicy wynosi od 2,5 dla konwertorów o małej pojemności (20+30 t) dp l dla dużych (o pojemności 200 t i więcej) rys. 66. Konwertor ten składa się z korpusu stalowego i wyłożenia ogniotrwałego. Jako wyłożenie pieca używa się najczęściej cegieł dolomitowych i magnezytowych. Gardziel, czyli górna część pieca ma kształt stożka. W gardzieli znajduje się zwykle otwór spustowy dla stali. Część środkowa opasana jest pierścieniem stalowym, który ma dwa czopy podtrzymujące konwertor. Czopy są umieszczone na stojakach i umożliwiają obrót konwertora o 360°. Nad gardzielą konwertora ustawiony jest okap, tzw. pyłownik, chłodzony wodą (rys. 67).

Rys. 66. Podstawowe wymiary konwertora tlenowego o pojemności 100 - 130 t [ Tlen doprowadza się do konwertora za pomocą lancy wprowadzanej nad kąpielą metalową przez gardziel konwertora (rys. 67). Lanca wykonana jest z trzech rur stalowych współśrodkowych; wewnętrzna służy do doprowadzenia tlenu, środkową i zewnętrzną dopływa i odpływa woda chłodząca. Końcówka lancy (dysza) wykonana jest z miedzi.

Do świeżenia surówki w procesie LD stosuje się tlen o zawartości minimum 99,5% O₂, wdmuchiwany przez lancę pod ciśnieniem 0,6^-1,5 MPa. W zależności od wielkości konwertora i potrzebnego wyniku metalurgicznego, wylot lancy ustawia się w odległości 300^-1800 mm nad kąpielą metalową. Odległość początkowa jest największa, a następnie zmniejsza się. Przebieg wytapiania jest następujący: do ukośnie ustawionego konwertora (rys. 68) ładuje się rudę lub złom, a następnie wlewa ciekłą surówkę. Potem konwertor ustawia się pionowo, dodaje wapno, ustawia lancę w odpowiedniej odległości i rozpoczyna wdmuchiwanie tlenu na powierzchnię kąpieli. Strumień tlenu przebija warstwę żużla, wpada do kąpieli, wchodząc w reakcję z Fe i innymi składnikami metalu. Domieszki utleniają się szybko i spokojnie. Z wykresu na rysunku 69 widać, że krzem utlenia się całkowicie w ciągu dwóch pierwszych minut. Mangan utlenia się intensywnie w ciągu 7-5-8 minut po rozpoczęciu procesu, nas­tępnie, wraz z podwyższeniem tempera­tury metalu, częściowo redukuje się, a przy końcu procesu znowu powoli utlenia się. Węgiel zaczyna utleniać się w pier­wszych minutach procesu. W wyniku intensywnego wzrostu temperatury, szyb­kość utleniania się węgla osiąga mak­simum w szóstej minucie procesu. W ostatnich 3-*4 minutach procesu, po osiągnięciu małego stężenia węgla w metalu, szybkość utleniania węgla maleje. Utlenianie się węgla jest połączone z wydzielaniem tlenku węgla, który uchodząc z konwertora utlenia się na dwutlenek węgla, co wiąże się z powstaniem płomienia. W procesie tlenowym stężenie siarki w metalu maleje, co zapewnia uzyskanie jej zawartości w gotowej stali poniżej 0,03%. Utlenianie fosforu przebiega jednocześnie z utlenianiem węgla, jednak najsilniej w czasie 4-M5 minuty trwania procesu. Utlenianie domieszek surówki prowadzi do znacznego wzrostu temperatury. Wysoka temperatura oraz znaczna zawartość tlenku żelaza w żużlu ułatwiają rozpuszczanie wapna. Koniec okresu wdmuchiwania tlenu poznaje się po zanikaniu płomienia. Po przerwaniu dmuchu, wyciągnięciu lancy i pochyleniu konwertora ściąga się żużel oraz pobiera próbkę stali w celu oznaczenia zawartości węgla i manganu. Stal nieuspokojoną odtlenia się za pomocą żelazomanganu dodanego do kadzi, a stal uspokojoną za pomocą żelazomanganu i aluminium. Przedmuchiwanie kąpieli trwa 20-^-25 minut. Zużycie tlenu wynosi 60-^80 m na l t stali.

Do procesu w konwertorze tlenowym można używać surówki o dowolnym składzie chemicznym. Straty ciekłej stali (w żużlu, pyle i inne) wynoszą około 10% masy wsadu metalowego. Trwałość wyłożenia zawiera się w granicach 40CMOOO wytopów

Stal z konwertora tlenowego ma takie same właściwości mechaniczne jak stal martenowska, dobrze się spawa, odznacza się znaczną udarnością i może być stosowana do głębokiego tłoczenia. Dodatkową zaletą tej stali jest trzykrotnie mniejsza zawartość wodoru niż w stali martenowskiej. Proces tlenowy nadaje się do wytapiania stali do ulepszania cieplnego, stali prądnicowej i transformatorowej oraz niskostopowej. Znalazł on zastosowanie na całym świecie i eliminuje inne procesy konwertorowe oraz proces martenowski.

5. Elektrometalurgia stali Zastosowanie pieców elektrycznych do wytapiania stali przypada na początki XX wieku. Znaczny koszt energii elektrycznej i urządzeń elektrycznych oraz mały zgar dodatków stopowych, a także najwyższa jakość metalu uwarunkowały stosowanie pieców elektrycznych prawie wyłącznie do wytapiania wysokojakościowych, stopowych gatunków stali. Tylko w krajach, w których energia elektryczna jest tania, piece elektryczne są używane również do wytapiania zwykłych gatunków stali węglowej. W porównaniu z innymi procesami proces elektryczny ma szereg zalet, a mianowicie: - wydzielanie się ciepła dokonuje się w samym metalu lub
w bezpośredniej jego bliskości, -istnieje możliwość stworzenia dowolnej atmosfery i pracy z żużlami
utleniającymi i redukującymi. Energia elektryczna w procesach elektrycznych jest przemieniana w energię cieplną za pomocą łuku elektrycznego lub indukcji elektromagnetycznej. Piece o pierwszym sposobie przenoszenia energii noszą nazwę łukowych, a drugie indukcyjnych. Piece łukowe można podzielić na: -piece o nagrzewaniu pośrednim, w których łuk jarzy się ponad wsadem
między elektrodami ustawionymi przeważnie poziomo (rys. 70a), -piece o nagrzewaniu bezpośrednim, w których elektrody ustawione są
pionowo i łuk jarzy się między elektrodami a kąpielą metalową
(rys. 70b). Piece indukcyjne mogą być dwóch typów: - indukcyjne kanałowe o częstotliwości sieciowej (50 lub 60Hz);
w piecach tych kąpiel metalowa umiejscowiona jest w rynnie
w kształcie pierścienia, który stanowi cewkę wtórną (rys. 71), indukcyjne tyglowe o częstotliwości sieciowej lub średniej (500n-10000 Hz), w których cewkę wtórną stanowi wsad znajdujący się w tyglu (rys. 72).

Rys. 70. Piece łukowe (schematy) W elektrostalowniach stosuje się przeważnie piece łukowe trójfazowe o nagrzewaniu bezpośrednim z nieprzewodzącym Arconem (system Heraulta), w których przeprowadza się topienie, przegrzewanie i uszlachetnianie wytapianej stali (rys. 73).

Rys. 71. Schemat pieca indukcyjnego rdzeniowego (kanałowego) [28]: A - cewka pierwotna (wzbudnik), B - rdzeń transformatora, C - kanał wypełniony ciekłym metalem, D - zasadnicza komora pieca (zbiornik) W piecach typu Heraulta zamiana energii elektrycznej w cieplną odbywa się za pomocą łuku elektrycznego o temperaturze 3000H-6000°C. Prąd elektryczny przepływa między elektrodami a roztopionym metalem na drodze: elektroda-żużel--metal-elektroda. Pojemność obecnie eksploatowanych pieców łukowych zawiera się w granicach 5-=-100 t, ale pracują także piece o bardzo dużej pojemności (150, a nawet 250 t). Piece łukowe produkcji krajowej (Huta Zabrze) mają maksymalną pojemność 50-5-60 t, a czas topienia wynosi 150-^500 minut przy zużyciu energii 450 kWh na l tonę stali.

Rys. 72. Schemat pieca indukcyjnego bezrdzeniowego [25]: l - cewka, 2 - tygiel, 3 -wyłożenie ogniotrwałe Piec łukowy stanowi kocioł, który wykonany jest z blach o grubości 10-^-30 mm. W obudowie są wycięte: otwór spustowy i okno robocze. Otwór spustowy znajduje się po przeciwnej stronie niż okno robocze. Rynna spustowa wyłożona jest cegłą szamotową. Sklepienie pieca nie jest przymocowane do kotła, lecz stanowi odrębny element konstrukcji pieca. Umożliwia to szybką wymianę zużytego sklepienia oraz załadunek pieca koszem z góry. W sklepieniu znajdują się otwory dla elektrod. Podnoszenie i opuszczanie elektrod odbywa się za pomocą urządzenia mechanicznego. Kocioł pieca osadzony jest na kołysce i zaopatrzony w mechanizm przechylający w kierunku rynny spustowej o kąt 40^-45° (przy spuście stali) i w kierunku okna wsadowego o kąt 10-^15° (przy ściąganiu żużla). Do ładowania wsadu stosuje się wsadzarki lub kosze mechaniczne przenoszone (ładowanie z góry). W piecach łukowych stosowane są elektrody grafityzowane lub węglowe, przy czym te pierwsze są 2-2,5 razy droższe od tych drugich i 2-krotnie od nich trwalsze.
Rys. 73. Schemat urządzenia pieca łukowego (typu Heraulta) [32]: l - irzon, 2 -sklepienie, 3 - mechanizm przechylający, 4 - kolumna teleskopowa wysięgnika, 5 - wysięgnik, 6 - uchwyt elektrody, 7 - silnik napędowy elektrody, 8 - śruba napędu elektrody, 9 - transformator, 10 - szyny zbiorcze, 11 - kable giętkie, 12 - pierścień chłodzący elektrodę Wysoka temperatura łuku elektrycznego oddziałuje bardzo niszcząco na ogniotrwałe wyłożenie pieca, zwłaszcza na sklepienie i ściany. W związku z tym materiały do wyłożenia przestrzeni roboczej i sklepienia pieca powinny się odznaczać dużą ogniotrwałością, dużą odpornością na mięknięcie pod obciążeniem przy wysokich temperaturach, dużą odpornością na działanie chemiczne metali

---