Оборудование электрометаллургического производства 13 страница

Трубчатые печи, применяемые в России, имеют барабан длиной 25 – 45 и диаметром 2,2 – 3,5 м. Внутри барабана предусмотрено перегребающее устройство, собранное из уголков, приваренных к барабану. Полки перегребающего устройства захватывают карналлит и сбрасывают его на горизонтальный поток газов, в результате чего создается большая поверхность испарения. Частота вращения барабана 0,8 – 1,2 мин^-1. Конструкция трубчатых вращающихся печей была подробно рассмотрена ранее.

Основная масса воды удаляется в горячей половине печи. Карналлитовая пыль (5 – 7 % загружаемой массы), выходящая из холодного конца печи вместе с отходящими газами, улавливается в пылевых камерах и циклонах. Возвращать в печь эту пыль невыгодно, так как она снова выносится, поэтому ее смешивают с обезвоженным карналлитом, а смесь подают на вторую стадию обезвоживания.

При обезвоживании карналлита в печах КС достигаются более высокие показатели, чем во вращающихся. Превращение шестиводного карналлита в двухводный в печах КС происходит при 120 – 140 °С практически без гидролиза, а обезвоживание двухводного карналлита при 160 – 180 °С. Степень обезвоживания в кипящем слое составляет 95 – 97 %, а степень гидролиза не превышает 7 %.

Печь КС (рис. 186) состоит из трех камер с решетчатыми днищами, через которые подается горячий газ под напором 10 – 15 кПа. Измельченный карналлит, попадая в камеры, образует кипящий слой высотой 0,7 – 1,0 м. Благодаря хорошему контакту газов с частицами обезвоживание в кипящем слое протекает с большой скоростью. Карналлит непрерывно перетекает из камеры в камеру через окна в перегородках. Температура подаваемого под решетки газа регулируется таким образом, чтобы в первых четырех камерах шло превращение шестиводного карналлита в двухводный, а в последних двух – обезвоживание двухводного карналлита. Печь КС является более производительным агрегатом, по сравнению с трубчатой печью, обеспечивает выпуск качественного продукта с меньшими расходами сырья и топлива. Процесс обезвоживания автоматизирован, а, следовательно, обеспечивает более высокую производительность труда. Санитарно-гигиенические условия труда в цехе, оборудованном печами КС, более благоприятны.

Рис. 186. Печь кипящего слоя для обезвоживания карналлита: 1 – кожух; 2 – воздухораспределительная подина; 3 – забрасыватель; 4 – газоотсосные патрубки; 5 – перегородки; 6 – перегородки камер; 7 – разгрузочное устройство; 8 – патрубок для подачи топочных газов; 9 – козырек; 10 – компенсатор-уплотнитель

Вторую стадию обезвоживания осуществляют в стационарных карналлитовых печах непрерывного действия (печи СКН) или в хлораторах.

Печь СКН представляет собой агрегат, состоящий из собственно электропечи и двух электромиксеров, соединенных с печью переливным устройством (рис. 187). Над печью установлен расходный бункер для обезвоженного карналлита и питатель с автоматическим регулированием.

Рис. 187. Печь СКН: 1 – каркас; 2 – сварной кожух; 3 – шлаковое окно; 4 – окно для отсоса газов; 5 – электроды; 6 – поворотный желоб; 7 – ремонтный люк; 8 – домкрат; 9 – загрузочное отверстие

Прямоугольная ванна печи выложена шамотным кирпичом и заключена в металлический каркас из двутавровых балок и стяжек. Нижняя часть печи на уровне расплава заключены в стальной сварной кожух. Через отверстия в своде печи введены вертикальные электроды прямоугольного сечения; отвод газов осуществляется через газоотсосные патрубки в ее торце.

В продольной стенке печи установлена чугунная летка с двумя отверстиями. Нижнее отверстие служит для полного слива расплава, верхнее (рабочее) установлено на высоте 460 – 470мм от уровня подины и предназначено для непрерывного слива расплавленного карналлита из печи в миксер. Расплав самотеком поступает в один из двух миксеров по стальному наклонному желобу с футерованной лещадью. Один конец желоба шарнирно закреплен на нижней части сливной летки печи, а другой свободно лежит на приемном кармане миксера. Такой способ крепления позволяет легко переключать слив с одного миксера на другой.

Миксер представляет собой стальную горизонтальную цилиндрическую емкость со сливной леткой, футерованную шамотным кирпичом. Миксер двумя полуосями опирается на опоры, третьей точкой опоры является гидравлический домкрат. При работе домкрата миксер поворачивается вокруг оси вращения, проходящей через сливную летку. Сверху в миксер введены два стальных электрода прямоугольного сечения, стационарно закрепленные в футеровке. Расстояние между электродами зависит от размеров миксера и характеристики питающего трансформатора.

В собственно печи температура расплава поддерживается в пределах 480 – 500 °С, в миксере расплав нагревается до 800 – 850 °С. Для питания печи применяют однофазные трансформаторы с силой тока на низкой стороне 8 – 10 кА и напряжением 150 – 200 В.

В миксере переменный электрический режим (изменяется температура расплава, поверхность его контакта с электродами), поэтому для их питания используют автотрансформаторы.

Поскольку в процессе выделяется значительное количество паров хлористого водорода и воды, пыли в печи и миксере предусмотрен санитарный отсос газов.

Печи-хлораторы (рис. 188) применяют для проведения второй стадии обезвоживания и очистки карналлита от MgO наряду с печами СКН. Хлоратор имеет плавильник I, две хлораторные камеры II и копильник расплава III.

Рис. 188. Хлоратор: 1 – кожух; 2 – футеровка; 3 – электроды; 4 – графитовая плита; 5 – перегородки; 6 – канал; 7 – хлорная фурма; 8 – сливная летка; 9 - пробка

Корпус хлоратора стальной с приваренными ребрами жесткости. Футеровка выполнена из шамотного кирпича и фасонных деталей, диатомовой крошки и асбестового картона. Нижняя часть плавильника, находящаяся ниже уровня расплава, облицована графитированными плитами. Между плавильником и хлораторными отделениями расположен порог, выполненный из шамота, с шамотным или графитовым гребнем. Перемещение гребня по ширине плавильника обеспечивает перетекание расплава в то или иное отделение хлоратора. Каждое хлораторное отделение по вертикали разделено тремя шамотными плитами с отверстиями для прохода хлора. Нижняя и средняя плиты полностью перекрывают отделения, а верхняя – лишь частично (от порога плавильника до стенки). Для перетока расплава из одного пространства в другое предусмотрены специальные переточные каналы – хлораторные отделения соединены между собой и каждое из них соединено с миксером.

Расплав из миксера периодически выпускают через специальное ленточное устройство, состоящее из летки и вертикального пробкового затвора. Такая конструкция позволяет регулировать количество сливаемого расплава.

Хлоратор оборудован электрическим подогревом. Подвод электроэнергии к плавильнику осуществляют через шесть стальных электродов, опущенных в расплав, к хлораторным отделениям – через графитированные электроды, погруженные в расплав верхнего пространства отделений, и графитированные электроды, вмонтированные в футеровку стенок. К миксеру электроэнергия подводится по стальным электродам, введенным в расплав через перекрытие и изогнутым внизу под прямым углом.

Хлор подается раздельню в каждое хлораторное отделение под нижние плиты через фурмы.

Для предотвращения выделения хлора, хлороводорода и пыли в помещение цеха предусмотрен бортовой санитарно-технический отсос газов. Газы обеспыливают и подают во вращающиеся печи первой стадии обезвоживания в качестве первичного дутья. В конструкции хлоратора предусмотрен также местный отсос газов от летки миксера для удаления выделяющихся вредных веществ при сливе готового расплава и шлама.

При производстве безводного карналлита в хлораторах по сравнению с его получением в печах СКН потребляется на 8 – 10 % меньше электроэнергии, в продукте содержится на 2 – 3 % больше хлористого магния, значительно меньше потери вследствие гидролиза. Недостатки хлоратора – невысокая степень использования хлора (40 – 50 %) и наличие примеси углерода в безводном карналлите.

Шахтные электрические печи служат для хлорирования оксида магния. Печь (рис. 189) диаметром около 4,1, высотой 8 м имеет цилиндрический стальной кожух, футерованный внутри фасонным шамотным кирпичом.

Рис. 189. Шахтная печь для хлорирования оксида магния: 1 – загрузочное устройство; 2 – уровень шихты; 3 – футеровка; 4 – уровень угольных брикетов; 5 – электроды; 6 – хлорные фурмы; 7 – летка; 8 – ремонтный люк; 9 – патрубок для отвода газов

В нижней части печи имеется два ряда угольных электродов по три в каждом. Электроды расположены относительно друг друга под углом 120°.

Нижний ряд электродов находится на уровне пода, а верхний на 2 м выше. Оси электродов двух рядов сдвинуты между собой в плане на 60°. Пространство печи между нижними и верхними электродами заполнено насадкой из прочных угольных цилиндров диаметром 100 и высотой 100 мм. Этими цилиндрами заполняют всю нижнюю часть печи так, чтобы нижние и верхние электроды были замкнуты на насадку. Три фурмы для подачи хлорирующего газа размещены между рядами электродов. К насадке через электроды подведен ток от трансформаторов, позволяющих в широких пределах регулировать напряжение. Предпочтительно питание верхних и нижних электродов от отдельных трансформаторов.

Брикеты загружают в печь через шлюзовый затвор, установленный в своде печи.

Загрузочное устройство должно обеспечить равномерное распределение шихты по всему сечению печи и исключить прорыв отходящих газовиз печи во время загрузки шихты.

В верхней зоне печи шихта предварительно подогревается отходящими газами и теряет часть воды. При карбонатной шихте происходит частичная диссоциация карбонатов. В этой зоне шихта поглощает некоторую часть хлора, не прореагировавшего в реакционной зоне. Для лучшего использования тепла отходящих газов, а также поглощения шихтой части хлора и хлористого водорода желательно, чтобы высота верхней зоны составляла 2 – 3 м.

В средней части печи (между верхней зоной и насадкой) расположена реакционная зона, где происходит полное разложение карбоната магния и хлорирование оксида магния. В зоне, ограниченной по высоте фурмами и верхним рядом электродов, кислород интенсивно реагирует с раскаленной насадкой, образуя СО и СО₂. Ниже фурм помещена зона накопления расплавленного хлористого магния. Температуру в этой зоне поддерживают в пределах 700 – 750 °С с помощью автоматического регулирования напряжения, подаваемого на нижние электроды. Через каждые 2 – 3 ч накопившийся расплавленный хлористый магний выпускают через летку.

Правильный выбор состава шихты для хлорирования и сохранения постоянства этого состава – важные условия нормального хода печи. Особенно опасна неверная дозировка углеродистого восстановителя. При недостатке углерода хлорирование оксида магния замедляется, в отходящих газах повышается содержание хлора и происходит заплавление средней зоны печи. Признаком начала заплавления служит повышение давления хлорирующего газа перед фурмами. Для ликвидации этого нарушения повышают напряжение на верхних электродах и промешивают шихту ломами через отверстия в своде печи. При избытке углерода в шихте он накапливается в насадке, что уменьшает полезный объем печи и нарушает равномерно распределение хлора в шихте.

Нормальный ход печи характеризуется следующими признаками: содержание хлора в отходящих газах не более 0,2 %; температура отходящих газов около 250 °С; давление хлоргаза у фурм не выше 9,3 кПа. Шахтные электропечи позволяют получить 2,3 – 2,4 т расплавленного хлористого магния в сутки с 1 м² поперечного сечения печи. На 1 т безводного хлористого магния расходуется примерно 550 кВт×ч электроэнергии, 90 кг насадки, 3 кг электродов, 0,8 – 0,9 т хлора.

Отходящие из печи газы содержат, %: ~ 2,5 НСl, 20 СО и 25 СО₂; остальное приходится на азот и кислород. Кроме того, с этими газами уносится около 100 г/м³ паров хлористых солей магния, железа и кремния. Эти газы вредны, поэтому их нельзя выпускать в атмосферу. Газы приходится очищать от возгонов, промывать с целью улавливания НСl, а затемих можно использовать как топливо, посколькуих калорийность составляет примерно 4200 Дж/м³.

Электролизеры производства магния. Сила тока, потребляемого магниевыми цехами, достигает в настоящее время 150 кА.

Магниевые электролизеры имеют следующие отличия от электролизеров для получения алюминия: 1) при получении 1 т магния на аноде выделяется 2,9 т газообразного хлора, который может быть использован в производстве титана, пластмасс и других продуктов, поэтому стремятся получить хлор, минимально разбавленный воздухом, что достигается хорошей герметизацией анодных отсеков электролизера; 2) выделяющийся магний, как и хлор, поднимается в верхнюю часть электролизера, поэтому конструкцией должно быть предусмотрено разделение этих продуктов во избежаниеих взаимодействия; 3) хлоридный расплав в отличие от фторидного плохо растворяет оксиды, что дает возможность применять для футеровки магниевых электролизеров огнеупоры из алюмосиликатов, например, кладку из шамотного кирпича на связке из жидкого стекла; 4) в магниевых ваннах хлор выделяется на графитированных анодах, которые с ним не взаимодействуют; поэтому в производстве магния в отличие от производства алюминия нет проблемы постоянного наращивания или частой замены анодов (срок службы анодов 10 – 20 мес в зависимости от типа электролизера).

В производстве магния применяют электролизеры двух типов – диафрагменные и бездиафрагменные. Диафрагменный электролизер (рис. 190, а, б) имеет прямоугольный кожух, сваренный из 12-мм стального листа и укрепленный ребрами жесткости. Изнутри кожух оклеен листовым асбестом толщиной 10мм. Подина и стенки шахты выложены из диатомитового и шамотного кирпича.

Катоды и аноды расположены в шахте вертикально и скомплектованы в электродные пакеты, подключенные к токоведущим шинам по параллельной схеме. Каждый такой пакет состоит из анода и расположенных по обе его стороны двух или четырех катодов. Число пакетов зависит от производительности электролизера. Токовая нагрузка на один пакет составляет 15 – 20 кА.

Между анодами и катодами в электролит погружены на глубину 150 – 250мм керамические перегородки (диафрагмы), благодаря которым пространство над анодами (анодные ячейки), куда всплывают пузырьки хлора, отделяются от катодных ячеек, где накапливается магний. Анодные ячейки сверху герметизированы шамотобетонными перекрытиями, которые проложены на всю ширину ванны. По продольной оси перекрытие имеет прорезь для анода. Зазор между перекрытием и анодом заполнен асбестовой замазкой, герметизирующей пространство над анодами. Катодные ячейки также по возможности герметизированы. Поскольку через ячейки обслуживают электролизер, их необходимо закрывать съемными алюминиевыми или стальными крышками, а поэтому абсолютной герметизации катодных ячеек достичь нельзя.

Рис. 190. Диафрагменные электролизеры: а – с боковым вводом анодов (1 – кожух; 2 – теплоизоляция; 3 – футеровка; 4 – диафрагма; 5 – катод; 6 – анод); б – с верхним вводом анодов (1 – кожух; 2 – футеровка; 3 – катод; 4 – диафрагма; 5 – хлоропровод; 6 – анод)

Износом диафрагм определяется срок службы электролизера. Через трещины в диафрагмах воздух засасывается в анодные ячейки, окисляя верхние части анодов и разбавляя хлор. По тем же трещинам хлор проникает в катодные ячейки, где взаимодействует с магнием и материалом катодов. Поэтому к качеству диафрагм предъявляются высокие требования. Для их приготовления используют смесь SiO₂, Al₂O₃ и Fe₂O₃. Крупность частиц в этой смеси подбирают так, чтобы получить после обжига материал с пористостью не более 16 %.

Аноды собирают из графитовых брусьев размерами 2000 x 350 x (150 – 200)мм. Число брусьев в аноде зависит от ширины шахты электролизера при монтаже анода брусья сначала подгоняют один к другому фугованием, а затем склеивают мастикой на жидком калиевом стекле с добавкой графитовой муки.

Диафрагменные электролизеры могут иметь верхний, боковой или нижний ввод анодов. При боковом вводе концы анода заделаны в кладку боковых стенок электролизера. Ток подводится с двух сторон алюминиевыми стержнями, соединенными с анодом чугунной заливкой. При боковом токоподводе анодные ячейки хорошо герметизированы, что дает возможность получать анодный газ с высоким содержанием хлора, срок службы анодов примерно вдвое больше, чем при верхнем вводе. Однако заделка анодов в футеровку не позволяет менять их без отключения электролизера. Кроме того, расположение контактной системы графит – чугун – алюминий в зоне, граничащей с расплавом, ухудшает сортность магния при просачивании электролита к чугунной заливке.

В электролизерах с верхним вводом анодов замена анодов возможна без отключения электролизера. Наиболее уязвимой является верхняя часть анода, выступающая над электролитом. Температура в этой зоне 400 – 500 °С, а так как подсос воздуха в анодную ячейку неизбежен, происходит окисление открытых частей анода. Для уменьшения скорости окисления графита, выступающие части анода пропитывают ортофосфорной кислотой или расплавленным метафосфатом натрия. Хороший эффект дает также водяное охлаждение анодных головок, принятое на некоторых зарубежных заводах. Срок службы электролизеров с верхним вводом составляет 12 – 14 мес.

В электролизерах с нижним вводом анодов указанные недостатки отсутствуют, но затруднена механизация удаления шлама. Эксплуатацияих на карналлите показала, что при прочих равных условиях выход по току на 2 – 3 % больше и падение напряжения на 0,1 – 0,2 В меньше чем у электролизеров с боковым вводом анодов. Другим преимуществом этого электролизера является возможность повышения его мощности в результате увеличения ширины рабочего пространства.

Разрушению, хотя и более медленному, чем верхняя часть, подвергается также рабочая часть анода, опущенная в электролит. Разрушающее действие оказывают примеси сернокислых соединений и влаги: разряд ионов ОН^- и SО₄^2- на аноде протекает с выделением кислорода. При боковом и нижнем токоподводе этот фактор в основном и определяет срок службы анодов – 25 –27 мес.

Катоды электролизеров делают из стали, которая характеризуется хорошей стойкостью к жидкому магнию. Растворимость железа в магнии при 750 °С всего 0,05 %. Практикой установлено, что наилучшие показатели процесса достигаются в случае применения катодов из малоуглеродистой стали или катодов из Ст3 после того, как они отработали 1 – 2 кампании.

Катод диафрагменного электролизера состоит из стального листа, упрочненного ребрами жесткости, и токоподводящей штанги из углеродистой стали. В нормально работающем электролизере катоды расположены строго параллельно анодам при межполюсном расстоянии 5 – 8 см. Особенно важно, чтобы катоды сохраняли отвесное положение, так как отклонениеих от вертикальной плоскости нарушает нормальную циркуляцию электролита и ведет к потерям металла.

В процессе эксплуатации катодные штанги подвергаются коррозии, особенно на уровне электролита, а катодные листы - температурной деформации. Срок службы катодов диафрагменных электролизеров 2 – 2,5 года.

Рис. 95. Бездиафрагменный электролизер с верхним вводом анодов и рамным катодом: 1 – футеровка; 2 – теплоизоляция; 3 – кожух; 4 – анод; 5 – ячейка для сбора металла; 6 - катод

В последнее время все шире применяют бездиафрагменные электролизеры (рис. 191). Их отличия от диафрагменных состоят в следующем: 1) ячейки для сбора магния отделены перегородками от электролизных (рабочих) ячеек; 2) в рабочих ячейках катодные и анодные пространства не разделены диафрагмами; 3) катоды закреплены неподвижно, полностью погружены в электролит, а их концы выведены через боковую футеровку. В бездиафрагменных электролизерах рабочее пространство более насыщено электродами, чем в диафрагменных, поэтому и производительность в расчете на 1 м² электролита в 1,4 – 1,5 раза выше.

Перегородки между рабочими и сборными ячейками выполняют ту же роль, что и диафрагмы в диафрагменных электролизерах – препятствуют смешению выделяющихся магния и хлора. Пузырьки хлора выходят в надэлектродное пространство рабочих ячеек, а магний потоком электролита увлекается в сборные ячейки. Аноды собраны из таких же графитовых брусьев и тем же способом, что и для диафрагменных электролизеров. Ширина анодов определяется шириной рабочей ячейки. Катоды в каждой ячейке объединены в единую конструкцию – рамный катод, состоящий из нескольких жестко соединенных стальных листов толщиной 50мм, размещенных между анодами. Межполюсное расстояние нерегулируемое и его величина (6,5 см) изменяется только по мере износа анодной поверхности.

Объединение катодных и анодных рабочих пространств в рабочие ячейки оказалось возможным благодаря особому характеру циркуляции электролита в шахте, при которой потоки, насыщенные хлором, хотя и пересекаются с потоками, выносящими магний в сборные ячейки, но время их контакта невелико. Пузырьки хлора, поднимаясь вдоль анода, создают эффект эрлифта и обеспечивают циркуляцию электролита по кругу между сборными и рабочими ячейками. Циркуляции электролита способствует и перепад температур в электролизере.

Вертикальная скорость электролита у катодов меньше, чем у анодов, и преобладающее движение прикатодного слоя электролита, насыщенного каплями магния, горизонтальное – из рабочей ячейки в сборную. При таком характере анодной и катодной циркуляции электролита капли магния некоторое время находятся в насыщенной хлором зоне, поэтому потери магния в бездиафрагменных электролизерах несколько выше, чем в диафрагменных.

Испытаны различные конструкции бездиафрагменных электролизеров с верхним вводом анода – с одним, двумя и четырьмя рядами электродов; с торцевым и центральным расположением сборных ячеек; с переменными сечением рабочего пространства по ширине. Полученные данные свидетельствуют о явном преимуществе бездиафрагменных электролизеров; наиболее перспективными являются четырехрядные электролизеры с двумя сборными ячейками и однорядные, со сборной ячейкой, расположенной вдоль продольной стенки ванны.

По предварительным оценкам применение бездиафрагменных электролизеров позволяет снизить себестоимость магния-сырца на 3 – 8 %.

Для агрегатов, в которых сила тока выше 100 кА, наиболее подходит электролизер с нижним вводом анодов, так как при этом обеспечиваются меньший удельный расход электроэнергии и лучшие условия труда.

Обслуживание электролизеров включает подачу в них сырья и добавок, поддержание заданных режимов работы, извлечение полученного магния и шлама.

Сырье загружают 3 – 4 раза в сутки обычно в расплавленном состоянии, но возможна также загрузка твердых солей. При переработке карналлита в электролите накапливаются хлориды калия и натрия, поэтому два раза в сутки приходится удалять часть электролита перед заливкой обезвоженного расплавленного карналлита. Отработанный электролит сливают при концентрации MgCl₂ в нем порядка 5 – 6 %. Слив осуществляют с помощью центробежного насоса таким образом, чтобы уровень электролита не опускался ниже диафрагмы или окон в разделительных перегородках.

Расплавленный карналлит заливают с помощью ковшей поочередно во все ячейки диафрагменных и в сборные ячейки бездиафрагменных электролизеров. Ежесуточно одну из загрузок карналлита делают корректирующей. Массу корректирующей загрузки рассчитывают по данным химического анализа электролита. Корректирующая загрузка может состоять из карналлита, смеси карналлита с хлористым магнием или из чистого хлористого магния. На 1 т магния расходуется 8 – 10т расплавленного карналлита, а из электролизеров удаляется 4 – 5 т отработанного электролита. При переработке хлористого магния его заливают четыре раза в сутки равными порциями. Корректировать состав электролита в этом случае необходимо только после очистки ванны от шлама, содержащего 60 – 70 % электролита.

Для сохранения оптимального состава натриево-калиевого электролита, который применяют при переработке хлористого магния, необходимо возмещать потери NaCl и КСl со шламом. Это достигается заливкой расчетного количества карналлита и добавкой твердой поваренной соли.

Независимо от вида сырья в электролит магниевых ванн добавляют фторид кальция или натрия для улучшения слияния капель магния. Эти соли загружают в виде порошка перед съемом металла. Расход CaF, при работе на карналлите составляет 30 кг, при работе на хлориде 10 кг на 1 т получаемого металла.

При накоплении в электролизере большого количества магния, его поверхность обнажается, что приводит к потерям вследствие окисления. Поэтому магний извлекают из электролизера два – три раза в сутки.

Шлам, осаждающийся на дно электролизера, состоит главным образом из частиц оксида магния. Он попадает в электролит вместе с загружаемым сырьем и, кроме того, образуется при гидролизе хлористого магния. Накопление шлама в электролизерах ведет к нарушению технологии, поэтому его периодически удаляют. Обычно эту операцию совершают после съема металла и перед заливкой сырья. Особенно тщательно удаляют шлам из межэлектродного пространства и из-под катодов.

Для удаления шлама применяют специальное отсасывающее устройство, представляющее собой колено из двух труб. Вертикальную трубу подключают к вакуум-ковшу и она может вращаться вокруг своей оси, перемещая перфорированную горизонтальную трубу по дну электролизера.

Из углов ванны шлам удаляют обычно вручную. Кроме электролита, такой шлам содержит до 40 % твердых частиц. Шлам, извлекаемый с помощью вакуум-ковша, более разбавлен электролитом и содержит 5 – 7 % твердых частиц. Частота удаления шлама зависит от вида сырья. Наибольшее шламообразование наблюдается при переработке карналлита вследствие большого расхода этого сырья и высокого содержания MgO в нем. В этом случае извлекают до 0,2 т шлама на 1 т Mg. Выход шлама при переработке хлористого магния титанового производства составляет 0,05 – 0,06 т на 1 т Mg.

4.8.1.2. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ РАФИНИРОВАНИЯ МАГНИЯ

Извлеченный из ванн магний обычно содержит более 0,1 % примесей, отрицательно влияющих на его механические свойства и коррозионную стойкость.

В последние годы для рафинирования стали применять печи непрерывного действия: камерные (рис. 192, а) и колокольные (рис. 192, б). Принцип действия печей – отстаивание расплава при заданной температуре. Обогрев – электрический (печи сопротивления). Печи обоих типов имеют стальной кожух, футерованный шамотным кирпичом. Для прочности кожух печи заключен в каркас из швеллеров. С помощью перегородок или колокола объема печи разделен на три зоны - заливки, рафинирования и литейную, из которой рафинированный металл откачивается электромагнитным насосом и поступает на разливку.

Магний-сырец через загрузочную трубу заливают в зону заливки I камерной печи (рис. 192, а), в которой отстаивается основное количество электролита и шлама, вносимого с магнием. Отстоявшийся металл при этом вытесняется в зону рафинирования II, где окончательно отстаивается.

Рис. 192. Печи непрерывного действия для рафинирования магния: I – зона заливки; II – зона рафинирования; III – литейная зона; 1 – загрузочный патрубок; 2 – нагревательные элементы; 3 – разгрузочный патрубок; 4 – футеровка; 5 – колокол; 6 – кожух; 7 – разделительные перегородки

Осевший в камерах электролит и шлам периодически удаляют с помощью вакуум-ковшей через специальные трубы в своде печи. Для защиты металла от окисления применяют инертный газ (аргон) с избыточным давлением 30 – 50 Па.

Печь колокольного типа (рис. 192, б) заполнена электролитом с добавкой ВаСl₂ в качестве утяжелителя. В загрузочную зону колокола порциями по 900 – 1000 кг заливают магний-сырец. Здесь происходит его отстаивание (колокол снизу закрыт); отстоявшийся электролит и шлам периодически откачивают с помощью вакуум-ковша. Металл переливается через наклонную перегородку, попадает в другую часть колокола, не имеющую днища, и из литейной зоны электромагнитным насосом подается на разливку.

Уровень электролита в печи поддерживают примерно на 50мм выше колокола. Температура процесса 700 – 720 ⁰С.

Электромагнитный насос работает по принципу использования бегущего магнитного поля, которое индуктирует в жидком металле электрический ток. В результате взаимодействия магнитного поля и индукционных токов создается усилие, заставляющее жидкий металл передвигаться вдоль оси канала насоса. Для заполнения металлом канала насоса используется вакуум. Перед началом работы весь тракт разогревают электронагревателями до 700 ⁰С, энергия кним подводится от специального трансформатора.