Магнезиального обескремнивания

Низко- и среднеуглеродистый ферромарганец. Рафинированный ферромарганец получают восстановлением окси-'дов марганцевой руды и бесфосфористого марганцевого шлака кремнием силикомарганца в присутствии извести, связывающей кремнезем в прочные силикаты. Взаимодействие в системе основной шлак—металл для двух случаев восстановления марганца из оксида марганца и тефроита описывается реакциями: 1) 2МпОж+ [Si]*+ 2 СаОт = = 2Мпж + 2CaO-SiO2(T); AG,0773_1873K = —19100 + 77,4 Т; 2) 2MnO-SiO2 + [Si]* + 4CaOT = 2Mnffi + 2(2CaO-SiO2)T; AG?773-i873K =—250000+127,3 Т. Для обеспечения требуемого стандартом содержания кремния в металле 0,8—1,0 % равновесная концентрация оксида марганца должна составлять 15—'17% при основности шлака 1,5—1,6; этим объясняются высокие потери марганца при этих процессах. Плавку ведут в наклоняющихся и вращающихся печах мощностью 2,5—5,0 МВА с магнезиальной футеровкой при рабочем напряжении 130 — 280 В. В шихте используют жидкий или дробленый бесфосфористый марганцевый шлак (>47% Мп и 0,011—0,017% Р), марганцевую руду (концентрат), силикомарганец (^19% Si, ^65% Мп, 5?1,0% С и =sCO,30% P фракции (<30 мм) и известь (^90 % СаО фракции <50 мм). Если в шихте отсутствует бесфосфористый шлак, то силикомарганец должен содержать <0,8 % С. Руда должна быть просушена до влажности 1—3%. Процесс периодический и состоит из следующих операций: заправки ванны; заливки шлака и набора нагрузки; загрузки твердой части шихты; расплавления Шихты и доводки расплава и выпуска плавки. Шихту составляют из 100 кг бесфосфористого марганцевого шлака, 25—35 кг марганцевого концентрата, 45—55 кг силикомарганца и 65—70 кг извести. Ванну печи заправляют известью и отходами от разделки сплава. После набора нагрузки производят завалку шихты, которую по мере проплав-

Электротермическое производство металлического марганца по отечественной схеме, осуществляется в три стадии: 1) выплавка высокомарганцовистого бесфосфористого шлака; 2) получение высококремнистого передельного силикомарганца СМнП25; 3) выплавка металлического марганца. Первые две стадии были рассмотрены выше. Физико-химические основы третьей стадии аналогичны выплавке рафинированного ферромарганца. Схема производства металлического марганца приведена на рис. 35. Выплавку металлического марганца ведут периодическим процессом во вращающихся и наклоняющихся печах мощностью 5 МВД с магнезиальной футеровкой. Набор нагрузки ,и расплавление шихты происходят при рабочем напряжении 255—321 В, восстановительный период плавки —при 255—285 В и прогрев расплава перед выпуском — при 232— 255 В. Шлак дают в печь в жидком виде, силикомарганец— в гранулах размером ~10 мм и известь — крупностью О—50 мм. При расчете шихты принимают распределение элементов между продуктами плавки, приведенное в табл. 56. Полезное использование кремния силикомарганца принимают 70,8%. Расчетный состав колоши шихты: 100 кг марганцевого шлака, 34,3 кг силикомарганца СМнП26 и 76,4 кг извести. Основность конечного шлака 1,4—1,6.

Выплавку низкоуглеродистого феррохрома ведут периодическим процессом в стационарных или наклоняющихся и вращающихся печах мощностью ^10 МВД с магнезиальной футеровкой. Схема процесса приведена на рис.51. При выплавке ФХ006 и ФХ010 обычно работают на вторичном напряжении 330—350 В и графитированных электродах. Желательно использовать электроды с повышенной эксплуатационной стойкостью, например пропитанные неорганическими солями. При этом повышается выход высших марок феррохрома. Остальные марки феррохрома, как пра-

Нами на ЧЭМК разработан способ выплавки из конвертерного шлака (17—20% V2O5; 2,5—3,5% Сг2О3; 17—20% SiCy, 7—11 % МпО; в—12 % А12О3; 6—9 % ТЮ2; 0,25—2,8 % СаО; 5—8 % MgO; 0,03— 0,07 % Р и 40—49 % Ре0бщ) лигатуры Fe—V—Si—Мп (ферросиликова-надий), содержащей, %: V 8—13; Si 8—20; Ti 0,9—3,0; Мп 5—8; Сг 2—3,5; С 0,3—1,6; Р 0,03—0,11; S 0,003—0,006; железо остальное [129]. Плавку ведут в печи мощностью 3,5 МВД с магнезиальной футеровкой на рабочем напряжении 167 В. На плавку загружают 2500 кг конвертерного шлака, 2500 кг извести, 800 кг ферросилиция ФС75, 80 кг плавикового шпата и до 100 кг пекового кокса с соответствующим снижением навески ферросилиция ФС75. По израсходовании 19800 МДж ( — 5500 кВт-ч) электроэнергии в шлак загружают 100—150 кг ферросилиция ФС75 для довосстановления оксидов ванадия из него. При расходе —27400 МДж (6500 кВт-ч) сплав и шлак выпускают в ковш, футерованный графитовой плиткой. Кратность шлака —3, в него переходят — 7 %, ванадия, 10 % хрома, 70 % титана, 80 % фосфора и 15 % марганца.

Безуглеродистый высокопроцентный феррованадий получают алюминотермическими методами — как внепечиой, так и электропечной плавкой [27]. Этот способ является основным в США и ряде других стран. Внепечную плавку ведут с нижним запалом в шахте с магнезиальной футеровкой. Шихту рассчитывают на получение слитка массой 50 кг, скорость проплавления шихты ~200 кг/(м2-мин). Зависимость извлечения ванадия и состава сплава от количества восстановителя приведена на рис. 69, из которого видно, что лучшие показатели достигаются при содержании алюминия 100—102 % к теоретически необходимому. Дальнейшее повышение количества восстановителя приводит к уменьшению плотности сплава и росту потерь в корольках. Удельная теплота алюминотермического восстановления V^Os, равная 115,14 кДж/г-атом, значительно выше необходимых 87,9 кДж/г-атом, поэтому в шихту необходимо вводить некоторое количество балластных добавок. Максимальный

Плавку ванадийалюминиевой лигатуры ведут с нижним запалом в горне с магнезиальной футеровкой со скоростью проплавления шихты 190—200 кг/(м2-мин). При расчете шихты принимают следующие коэффициенты перехода элементов в сплаве: ванадия—98 %; кремния—80 %; железа— 99 %, фосфора—90 %, серы—50 %; углерода—60 %. Расчетное количество алюминия увеличивается на 10 %, учитывая угар его в ходе плавки. Лигатура содержит, %: V 78—82; Si 0,6—1; А1 17—20; Fe 0,6—1,1; С 0,12; S 0,15; Р 0,1. Для получения 1 т лигатуры (80 % V) расходуется 1970 кг технического пентоксида ванадия (75% X^Os), 900 кг алюминиевого порошка и 600 кг извести. Извлечение ванадия составляет 95 %. Плавку можно вести также методом метал-лотермического переплава. Шихта состоит из 490 кг плавленого пентоксида ванадия, 300 кг алюминиевого по-

На заводе в г. Аруса (Бразилия) из богатых пирохлоровых концентратов в плавильных горнах с магнезиальной футеровкой и покрытием песчаной постели смесью тонкоизмельченных извести и плавикового шпата производят феррониобий плавкой с верхним запалом при большой массе слитков — 11т. Шихта на плавку состоит из 18 т концентрата, 6 т порошка первичного алюминия и 4 т порошка гематита. Извлечение ниобия составляет ~97 %.

Плавку ведут с нижним запалом в наклоняющемся плавильном агрегате с магнезиальной футеровкой, приемная изложница состоит из чугунного кольца и блока металлического хрома толщиной 200—220 мм, который служит подиной. При нормальном ходе плавка идет с закрытым шихтой зеркалом расплава. Скорость проплавления шихты 160—180 кг/(м2-мин). После окончания плавки сливают шлак и сплав с выдержкой 1—2 мин после слива части шлака для образования шлакового гарнисажа. Пос-1 ле остывания блока производят очистку, разделку и упаковку сплава. Примерный состав сплава, %: Mb 65,8; Si 0,92;" Al 3,59; Ti 0,93; P 0,14; С 0,024; S 0,013; Pb, Sn, Zn, Sb, Ca и Bi<0,001. Примерный состав шлака, %: A12O3 73,5; Nb2O5 6,10; CaO 15,20; MgO 3,21; FeO 1,15; SiO2 0,42; Cr2O3 18. Ниобий в шлаке содержится преимущественно в виде оксидных соединений — ниобатов кальция

Внепечную плавку ведут в горне с магнезиальной футеровкой с верхним запалом, скорость 350 кг/(м2-мин) при удельной теплоте процесса в 5,23 кДж/т. Плавка идет очень бурно. Электропечную плавку ведут при рабочем напряжении 64 В. Рудную часть шихты проплавляют форсированно в течение 29—30 мин, чтобы избежать разрушения магнезиальной футеровки, и после 5—10 мин выдержки загружают восстановительную шихту и после ее проплавления на поверхность расплава

Хромобор выплавляют в печи с магнезиальной футеровкой с предварительным расплавлением борной кислоты на шихте состава, показанного в табл. 109. После выдержки расплава борной кислоты в течение 10—15 мин печь отключают и на поверхность расплава дают смесь оксида хрома с алюминием. Примерный химический состав хромобора, %: В 9,28; Si 0,80; А1 0,98; FeO,41; Cr 86,80; С 0,038. Шлаки содержат до 8 % В2О3, 10 % Сг2О3 и 77—80 % А12О3. На 1 т хромобора расходуется 940 кг борной кислоты, 1500 кг оксида хрома и 970 кг алюминиевого порошка. Извлечение бора составляет 70 °/о и хрома —86 %. Некоторое количество хромоборовой лигатуры выплавляют внепечным способом. Состав шихты приведен в табл. 109. Лигатура имеет следующий примерный состав, %: В 10,2; А10.1; Si 0,3; Cr 89. Извлечение бора -78 % и хрома >95 %. Электропечной плавкой «на блок» производят ферро-хромоборовую лигатуру. Ниже приведен состав шихт электропечной плавки феррохромобора, кг:

Промышленная плавка грейнала ведется в стационарном плавильном агрегате (диаметр ванны 1,4 м) с магнезиальной футеровкой. Измельченную металлическую часть шихты нагревают до 400 ° С и укладывают на подину плавильного агрегата. Затем в ванну загружают алю-минотермическую часть шихты и ведут плавку с верхним запалом. Скорость проплавления шихты 120 кг/(м2-мин), длительность плавки для получения 1 т сплава ~4 мин. Переход легирующих в сплав составляет: бора 88%; титана 99,5%; циркония 100%; алюминия 91,7%. Толщина слитка грейнала не должна превышать 100 мм, так как при ее увеличении резко повышается ликвация легирующих элементов. Увеличить массу слитка без ухудшения его качества можно ведя плавку в наклоняющемся плавильном горие с выпуском сплава и шлака. Расход шихтовых материалов на 1 т сплава составляет: 440 кг ферробора (5% В), 150 кг силикодиркония (40 % Zr), 150кг титановых отходов, (330 кг алюминиевого порошка, 1000 кг железной руды и 150 кг извести.

40 до 140 ат приведены в табл. 2-1. Облегчение требований, предъявляемых к пару, вырабатываемому в котлах промышленных ТЭЦ, обусловливается наличием отборного пара, уносящего с собой из цикла значительную долю солей, вносимых паром из котлов, а также значительными периодическими колебаниями паровой нагрузки турбины, что обеспечивает самоочищение проточной части и вынос с паром смытых загрязнений в отборы. Когда к качеству пара котлов низкого давления (до 14 ат) не предъявляют повышенных требований, соле-содержание его можно не нормировать. Однако и такие котлы должны отпускать пар с влажностью, не превышающей 1%. Для котлов низкого давления с перегревателем, а также в случаях, когда предъявляются повышенные требования к качеству пара, солесодержание его не должно превышать 1 мг/кг. Такая норма по качеству пара по данным ЦКТИ обеспечивает надежную и длительную эксплуатацию пароперегревателей котлов ДКВ и ДК.ВР. Содержание в паре свободной угольной кислоты не должно превышать 0,35 а, мг/кг при подготовке добавочной питательной воды методом известкования, магнезиального обескремнивания и Na-катионирования и 0,08 а, мг/кг при подготовке добавочной воды методом химического обессоливания или в испарителях, где а — величина добавка химически очищенной воды в процентах. Содержание аммиака в паре не должно превышать 3—5 мг/кг. Расчетные нормы допустимого соле- и крем-несодержания продувочной воды для барабанных котлов сильно зависят от схемы внутрикотловых устройств, размеров барабана и давления пара. Ниже в табл. 2-2 приводятся эти нормы для различных давлений и внутрикотловых схем.

3-4. Прочие способы магнезиального обескремнивания воды......... 104

Возможны различные способы достижения в обрабатываемой воде той концентрации гидроокиси магния, которая потребна для ее обескремнивания (см. ниже § 3-4). Однако основным из числа методов магнезиального обескремнивания воды является метод обескремнивания каустическим магнезитом. Этот метод1 нашел широкое применение на электростанциях СССР в начале 50-х годов и в настоящее время осуществляется на нес-

Рис. 3-5. Схема установки для магнезиального обескремнивания воды.

Иногда встречается необходимость применения магнезиального обескремнивания воды перед последующим химическим обессоливанием ее, когда из-за термической нестойкости ныне применяемых в Союзе анионитов подогрев исходной воды допустим только до 30° С. Получение приемлемого эффекта обескремнивания в этом случае требует увеличения удельных доз MgO примерно до 20—30 мг/мг. В тех случаях, когда это не требуется по условиям ионитовой обработки, снижение температуры подогрева обескремниеваемой воды нерационально, так как увеличение дозы MgO влечет за собой удорожание обработки. Чтобы избежать снижения температуры воды в' процессе ее обескремнивания, возможно охлаждение сырой водой в теплообменниках воды, уже прошедшей осветлители. Однако такое решение на отечественных установках не применяют из-за усложнения и удорожания при этом схемы обработки воды.

Ранее выделенный из воды осадок служит при магнезиальном обескрем-нивании контактной средой для процессов сорбции кремнекислых соединений и кристаллизации продуктов декарбонизации и коагуляции. Соблюдение надлежащих свойств осадка и должной длительности контакта, т. е. соприкосновения с поверхностью его частиц обрабатываемой воды, я в-ляется обязательным условием эффективности магнезиального обескремнивания воды.

Магниевая жесткость исходной воды определяет количество выделяемой при известковании Mg(OH)2, которая является сорбентом кремнекислых соединений. Однако отмечено, что при введении обескремнивающего реагента (каустического магнезита) извне магниевая жесткость исходной воды оказывает малое влияние наДмеои (5Юз)0ст. Как уже было сказано, магниевая жесткость должна быть принята во внимание при назначении режима известкования и величины Ди. Соотношение между Жисх и (5Юз)Исх определяет технологическую возможность замены дозирования каустического магнезита предварительным магний-катионированием (см. ниже). Большая щелочность исходной воды (при Жисх ~^> Щисх) благоприятна для проведения магнезиального обескремнивания, так как при этом увеличивается масса выделяющегося осадка и облегчаются условия формирования контактной среды, а главное упрощается поддержание режима известкования. При малой щелочности (меньше 1,0 мг-экв/л) эффект декарбонизации, а с ним и результат обескремнивания ухудшаются; для достижения должной декарбонизации и стабильности воды в этом случае требуется увеличивать дозу коагулянта. Если ис-

ходная вода обладает малой щелочностью (что обычно сопровождается и малой жесткостью) на протяжении большей части года, то может оказаться более целесообразным в технико-экономическом отношении взамен схемы магнезиального обескремнивания и натрий-катионирования применить химическое обессоливание.

Иногда может оказаться также экономически оправданным применение магнезиального обескремнивания воды перед последующим химическим обес-соливанием ее. В этих случаях подогрев воды принимают до 30° С и воду обескремнивают до остаточного кремнесодержания 2—3 мг/л.

3-4. ПРОЧИЕ СПОСОБЫ МАГНЕЗИАЛЬНОГО ОБЕСКРЕМНИВАНИЯ ВОДЫ

На рис. 4-24 показан осветлитель (типа ЦНИИ-1 а), получивший широкое распространение для проведения магнезиального обескремнивания воды. Его принципиальное технологическое решение и схема работы близки к таковым у осветлителя для коагуляции воды. Отличия, определяемые особенностями течения процесса, состоят в иной конфигурации корпуса, имеющего нижнюю коническую часть самого осветлителя и шламоуплотнителя и значительно суженную нижнюю цилиндрическую (так называемую центральную часть), наличии грязевика и нижней смесительной решетки, ином решении подвода воды— через два сопловых выпуска на подводящих трубах, размещенных вне корпуса аппарата. Отличны также высота, удельные объемы и площади осветлителя.