Оборудование электрометаллургического производства 14 страница

Электромагнитный насос предназначен для транспортирования магния от рафинированных печей к литейному конвейеру, что обеспечивает изоляцию металла от окислительной среды.

Насос закрытого типа состоит из двух вставленных друг в друга трехфазных статоров, в зазор между которыми вставлен щелевидный канал для металла. Для защиты обмоток статора от нагрева между каналом и статором предусмотрена тепловая изоляция. Обмотки охлаждаются воздухом, подаваемым вентилятором. Вся конструкция закрыта кожухом.

Насос открытого типа состоит из канала активной зоны, к которой подводится электрический ток, и электромагнита. Взаимодействие тока, протекающего через активную зону, и электромагнитного поля создает движущую силу. Напор, создаваемый этим насосом, ниже, чем у насоса закрытого типа, поэтому сливную трубу в нем делают с наклоном в сторону транспортирования металла.

Охлаждение обмоток насосов закрытого и открытого типов соответственно принудительное и естественное.

Электролизер для электролитического рафинирования магния представлен на рис. 193. Прямоугольный стальной кожух электролизера футеровки внутри высокоглиноземистым огнеупорным кирпичом. Подина представляет собой графитированный блок, соединенный с положительным полюсом источника постоянного тока, а от катодного магния (сверху) ток отводится по стальному пластинчатому катоду, погруженному в жидкий металл.

Рис. 193. Электролизер для рафинирования магния: 1 – кожух; 2 – футеровка; 3 – загрузочный карман; 4 – катод; 5 – кронштейн; 6 – рафинированный металл; 7 – электролит; 8 – анодный сплав; 9 - анод

На подине находится анодный сплав, в который через карман по мере расходования (растворения) добавляют магний в твердом или жидком состоянии. Накаливающийся сверху чистый катодный магний время от времени отсасывают (но не полностью) вакуумным ковшом.

Без нарушения работы ванны и ухудшения качества катодного магния может быть допущено обогащение анодного сплава до 70 % Zn или до 5 % Си. Примеси, накапливающиеся в анодном сплаве, образуют с магнием интерметаллиды, которые в твердом виде выпадают на подину. Из электролизераих удаляют через карман.

Электролизер для электрического рафинирования магния работает при анодной плотности тока 0,6 – 0,8 А/см² и катодной 0,6 – 1,0 А/см². Междуполюсное расстояние составляет 7,5 – 12 см, напряжение 4 – 4,5 В. Выход по току катодного магния 90 – 95 %; удельный расход электроэнергии постоянного тока 9,5 – 10,0 кВт×ч/кг.

Электролитически рафинированный магний почти не уступает по своей чистоте магнию, рафинированному возгонкой, однако стоимость его в 1,6 ниже. Кроме того, электролитическое рафинирование магния – непрерывный процесс.

Рафинирование магния возгонкой осуществляют при 600 ⁰С. Для увеличения скорости испарения над сплавом создают разрежение около 0,1 МПа. Пары магния улавливают в конденсаторе при 500 ⁰С. В результате такого рафинирования содержание примесей железа, кремния, меди, марганца и алюминия в магнии уменьшается в десятки раз. Хуже удается очистка от калия, натрия и цинка. Вследствие их высокой летучести они испаряются вместе с магнием.

Для очистки магния от железа, кремния, марганца, алюминия, кислорода и азота широко применяют присадку титановой губки. Метод основан на способности твердого пористого титана поглощать газы (О₂, N₂), также взаимодействовать с металлами (исключая магний, медь и никель). С примесями металлов в расплавленном магнии при 700 – 720 ⁰С титан образует твердые растворы, или интерметаллические соединения. С магнием твердый титан в этих условиях не взаимодействует, а растворимость его в магнии составляет всего 0,02 %.

Рафинирование осуществляют в тигельной электропечи с мешалкой при 710 – 720 ⁰С. Сначала в тигле расплавляют калиевонатриевый флюс, постепенно добавляя к нему отсев губчатого титана. После того, как титановая губка хорошо пропитается флюсом (5 – 7 мин), заливают магний, перемешивают содержимое тигля в течение 15 мин, а затем отстаивают (15 – 30 мин).

После рафинирования магния титановой губкой в нем содержится (не более), %: 0,002 Fe и Si; 0,004 О, 0,002 N. Недостаток способа – в отсутствии очистки от меди и никеля.

Для получения магния особой чистоты применяют многократную возгонку в вакууме или зонную плавку.

4.8.1.3. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ТЕРМИЧЕСКИХ СПОСОБОВ ПОЛУЧЕНИЯ МАГНИЯ

Восстановление магния из магнезита и доломита может быть осуществлено восстановителями – углеродистыми и неуглеродистыми, в частности кремнием. В соответствии с этим первый способ получил название углетермического, а второй – силикотермического.

Углетермический способ получения магния заключается в восстановлении его оксида углеродом. Практическая реализация этого процесса состоит в нагреве шихты до высокой температуры и быстром охлаждении образующейся парогазовой смеси.

Из бункера брикеты исходного сырья поступают на вращающийся дисковый питатель, который подает их через вертикальную 150 мм трубу из коррозионностойкой стали в рабочее пространство восстановительной трехфазной дуговой печи (рис. 194). Печь имеет герметичный стальной кожух высотой и диаметром 4,9 м, а также плоское дно и коническую крышку из немагнитной стали. Внутри печь футерована угольными блоками и плитами.

Три графитированных электрода диаметром 500мм, расположенные под углом 120° один к другому, проходят через уплотнительные устройства сквозь свод печи в рабочее пространство, где температура поддерживается в пределах 1950 – 2050 °С. Печь работает при напряжении 150 – 170 В и силе тока 35 кА.

Смесь паров магния и оксида углерода входят в канал конуса смешения и встречается с потоком охлаждающего газа. Из конуса смешения газы, содержащие магниевую пыль, поступают в холодильник, в котором из охлажденных и разбавленных продуктов реакции осаждается 20 % образовавшегося пылевидного магния. Холодильник внутри снабжен шнеком, не допускающим припекания магниевой пыли к его боковым стенкам. Соотношение объемов реакционных газов и охлаждающего газа подобрано из расчета получения в холодильнике температуры не выше 250 °С.

Рис. 194. Установка для углетермического способа получения магния: 1 – угольный цилиндр; 2 – угольные блоки; 3 – конус смешения; 4 – холодильник; 5 – шнек

Основная часть магниевой пыли уносится газами по трубопроводу в теплообменник, интенсивно охлаждаемый маслом, а затем – в мешочные фильтры. В теплообменнике температура газов снижается до 80 °С. Собираемая под мешочными фильтрами пыль содержит, %: ~ 50 Mg, ~20 C и ~30 MgO. Размер частиц пыли колеблется в пределах 0,1 – 0,6мм.

После отделения магниевой пыли газ, обогащенный оксидом углерода, используют в качестве топлива для цементных печей. Пыль брикетируют и подают в реторты для сублимации из нее чистого магния.

Сублимационные реторты представляют собой вертикальные стальные цилиндры диаметром 1450 и высотой 6700мм, снабженные герметичными крышками. В верхней части реторты находится конденсатор (стальной цилиндр высотой 2500мм, считая от крышки реторты), на внутренних стенках которого отлагаются кристаллы сублимированного магния. Реторты устанавливают в шахтную электропечь, обогреваемую гирляндами нихромовых нагревателей. Внутренние пространства реторт присоединяют к вакуумной линии с остаточным давлением 27 – 30 Па.

Сублимацию магния ведут 48 ч при температуре, близкой к точке плавления магния. В конце операции реторты заполняют водородом, извлекаютих из печи и устанавливают в охладительные колодцы, где охлаждают в течение 12 – 15 ч, после чего водород вытесняют из реторт азотом.

Далее реторты передают краном на разгрузочную площадку, где с них снимают крышки, извлекают из них цилиндрические конденсаторы, несущие на себе кольцо кристаллов магния. Для облегчения съема кристаллов цилиндр конденсатора собирают из отдельных сегментов. Средняя масса кристаллического магниевого кольца составляет 1000 кг.

Последней стадией процесса является переплавка кристаллов магния. Чистота металла, получаемого после переплавки, достигает 99,97 % Mg. Общий расход электроэнергии переменного тока ~ 21 кВт×ч/кг Mg.

Производство магния углетермическим способом характеризуется простотой и компактностью аппаратуры. Недостатком процесса является необходимость получения пирофорной магниевой пыли, которая легко взрывается. Поэтому магниевая пыль с момента ее получения и до окончания сублимации должна быть тщательно изолирована от соприкосновения с воздухом.

Один из возможных способов устранения этого недостатка – применение жидких охладителей (керосин, масла), а также расплавов металлов для поглощения паров магния, с последующей отгонкой магния из промежуточных сплавов.

Силикотермический способ получения магния основан на различной прочности оксидов при повышенных температурах.

Процесс восстановления оксида магния неуглеродистыми восстановителями протекает с большой полнотой и относительно несложен по своему аппаратурному оформлению. Недостатком его является сравнительно высокая стоимость восстановителей, для получения которых требуются большие затраты электроэнергии и которые в процессе восстановления магния целиком окисляются.

Исходным сырьем для производства магния силикотермическим способом обычно служат кальцинированный природный доломит и 75 %-ный ферросилиций. Материалы дозируют, смешивают (на 5 т доломита требуется 1 т ферросилиция). Одновременно в шихту вводят 5 % плавикового шпата.

Шихту брикетируют: брикеты размером 25мм укладывают в бумажные пакеты по 20 – 25 кг и загружают в реторту.

Реторта представляет собой литой стакан из хромоникелевой стали длиной 2500 и диаметром 250мм. В реторту вставлен железный цилиндр (конденсатор); загружаемую часть реторты отделяют от конденсатора радиационным экраном, представляющим собой два перфорированных стальных диска с несоосным расположением отверстий.

После цилиндрического конденсатора устанавливают дисковый конденсатор для щелочных металлов; эта часть реторты охлаждается водой. Реторта снабжена крышкой, которая плотно прижимается к ее торцу атмосферным давлением.

Реторты устанавливают в отражательную печь (20 шт. в ряд) (рис. 195), отапливаемую жидким или газообразным углеводородным топливом.

Рис. 195. Ретортная печь для получения магния силикотермическим способом: 1 – реторта; 2 – патрубок для подсоединения к вакуумному насосу; 3 – крышка реторты

Общая продолжительность цикла восстановления 10 ч. В каждую реторту, очищенную от остатков (смеси двухкальциевого силиката с железом) предыдущего цикла, загружают по пять пакетов с брикетами. Через 10 мин, в течение которых сгорают бумажные пакеты, реторты закрывают и вакуумируют. Остаточное давление для получения плотного осадка кристаллов магния должно быть не выше 13 Па, средняя температура ~ 1165 °С. Среднее время поддержания вакуума в реторте 9,5 ч.

По окончании цикла восстановления вакуум-насосы выключают, крышки реторт открывают, вынимают конденсатор для щелочных металлов, затем конденсатор с кристаллами магния и, наконец, извлекают остатки (их выгребают вручную или механически).

Кристаллический магний, извлеченный из конденсаторов в виде цилиндров, так называемых "муфт" или "корон", переплавляют, разливают в чушки или передают на изготовление сплавов.

Важнейшим недостатком рассмотренной технологии силикотермического восстановления магния является малый срок службы реторт из хромоникелевой стали: наних образуются вмятины примерно через 100 сут после начала работы. Чтобы удлинить срок службы реторт, их выправляют в печи при высокой температуре сжатым воздухом, который нагнетают в реторты. Если это проделывать систематически, то можно удлинить общий срок службы реторт до 250 сут, после чего они становятся непригодными.

Высокая стоимость хромоникелевых реторт вызвала необходимость изыскания новой аппаратуры для осуществления силикотермического способа, например, было опробовано восстановление в более крупных электрических печах с внутренним обогревом. Вследствие этого стенки печи остаются холодными и не деформируются, что позволяет отказаться от применения хромоникелевой стали.

В известной мере эти проблемы решаются с применением вращающейся печи для силикотермического восстановления магния, снабженной графитовым нагревателем, расположенным по продольной оси печи (рис. 196).

Рис. 196. Вращающаяся печь для силикотермического способа получения магния: 1 – кожух; 2 – токосъемные кольца; 3 – графитовая втулка; 4 – футеровка; 5 – загрузочный патрубок; 6 – откидной конденсатор; 7 – графитовый нагреватель; 8 – опоры; 9 – приводная шестерня

Графитовый нагреватель позволяет повысить температуру в печи до 1400 °С, отчего увеличивается скорость реакции восстановления. Перемешивание брикетов при медленном вращении печи способствует лучшему прогреванию шихты. Однако для того, чтобы брикеты не разрушались от ударов и истирания при вращении печи, они должны быть упрочены предварительной закалкой в атмосфере водорода.

Основой печи служит горизонтальный стальной барабан, снабженный внутри тепловой изоляцией из магнезита, шамота и легковесного огнеупорного кирпича. Печь опирается на вращающиеся опорные ролики. По горизонтальной оси печи установлен трубчатый графитовый нагреватель, концы которого закреплены в графитовых же втулках. К одному изних ток через скользящий контакт подведен ниппелем, охлаждаемым водой. Второй конец нагревателя замкнут на корпус печи. Брикеты загружают через люк, расположенный в средней части корпуса. Пары восстановленного магния проходят в откидной конденсатор через каналы в правой графитовой втулке.

При загрузке брикетов и выгрузке остатков печь заполняют водородом или аргоном, чтобы предохранить графитовый нагреватель от окисления.

Температура в конденсаторе поддерживается на уровне 450 – 500 °С.

Печь вращается с частотой 2 мин^-1. Удельный расход электроэнергии в полупромышленной печи такой конструкции составляет около 15 кВт×ч/кг Mg, не считая расхода электроэнергии на получение восстановителя (ферросилиция).

Есть основания полагать, что увеличение размеров печи улучшит ее показатели: на операции загрузки и выгрузки будет расходоваться не более 5 % времени, а удельный расход электроэнергии снизится до 10 – 12 кВт×ч/кг Mg.

За тридцать лет технической разработки (30-е – 60-е годы 20 столетия) силикотермический способ получения магния прошел путь от малопроизводительных периодически работающих реторт с внешним нагревом до непрерывно действующих электротермических установок. Возможность применение распространенного и дешевого магниевого сырья (магнезит, доломит), резкое сокращение процесса от руды до получения металла, безвредность и отсутствие необходимости в постоянном токе делают силикотермический способ производства магния в его современном решении перспективным, причем, вероятно, в первую очередь для тех стран, которые не располагают источниками хлормагниевого сырья.

Правда, суммарный расход электроэнергии на 1 кг силикотермического магния (ввиду большого расхода ее на производство ферросилиция) не ниже, а скорее даже несколько выше, чем расход электроэнергии на 1 кг электролитического магния, т.е. составляет примерно 20 кВт×ч электроэнергии переменного тока на 1 кг товарного магния.

Это, а также надежность и масштабность электролитического способа производства магния, не позволяют пока силикотермическому способу конкурировать с электролитическим.

4.8.2. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА ТИТАНА

Производство титановой губки включает в себя хлорирование концентратов, очистку четыреххлористого титана, его восстановление с помощью магния (металлотермический способ) и разделение реакционной массы отгонкой хлоридов магния в вакууме (способ вакуумной дистилляции) или выщелачиванияих в слабокислых растворах (гидрометаллургический способ). Образующийся при восстановлении четыреххлористого титана хлористый магний возвращается на электролиз для получения магния и хлора, которые вновь поступают на производство титановой губки. Полученную титановую губку прессуют вместе с легирующими металлами в расходуемый электрод и плавят в вакуумных дуговых печах.

Поскольку запасы природного рутилового сырья относительно невелики, благоприятные перспективы открываются при использовании в качестве исходного сырья железо-титановых руд с выплавкой изних богатых по содержанию титана шлаков.

4.8.2.1. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ВЫПЛАВКИ ТИТАНОВЫХ ШЛАКОВ

Задача плавки – получить шлак, богатый титаном, и чугун. Во избежание разбавления шлака и лишних расходов флюсы применяют редко. В отличие от черной металлургии здесь шлак содержит титанаты, а не силикаты. Титанаты железа более легкоплавки, чем оксиды титана, особенно ильменит и Fe₂TiO₄, температура плавления которых составляет соответственно 1400 и 1395 °С; они в основном и обеспечивают достаточную вязкость шлака.

В промышленности принято окускование шихты для выплавки титановых шлаков осуществлять брикетированием. Тонкое измельчение материалов (концентрата и восстановителя), входящих в брикеты, обеспечивает хороший контакт между компонентами шихты, необходимые электросопротивление, тугоплавкость и механическую прочность брикетов.

Вальцовые прессы для брикетирования состоятиз сварнолитой станины, на которой смонтированы два вальца с бандажами. Вальцы опираются на шарикоподшипники, корпуса которых укреплены на станине. Шарикоподшипники одного вальца запрессованы в эксцентриковые втулки, поворотом которых регулируют зазор между вальцами. На поверхности каждого бандажа сделаны углубления по форме полуфабриката. Для равномерного распределения шихты по всей ширине вальцов используют специальную загрузочную воронку.

При вращении вальцов навстречу друг другу шихта сдавливается между поверхностями бандажей, вытесняется в выемки и прессуется в брикеты.

Прочность брикетов зависит от исходной влажности и пластичности шихты. Так, снижение остаточной влажности шихты с 2 до 1 % позволяет повысить прочность брикетов почти вдвое. Равномерный прогрев шихты до 60 – 80 °С и повышение ее однородности перед брикетированием также повышает прочность брикетов и, кроме того, позволяет увеличить выход годного при прессовании.

Брикеты прессуют под давлением 25 – 30 МПа. Готовые брикеты имеют овальную форму с размерами около 35 х 45 х 55мм. Выход годного при брикетировании 92 – 95 %. Прочность брикетов после подсушки на воздухе несколько увеличивается, плотность 1,8 – 2,6 г/см³.

На переделе брикетирования издержки производства составляют 6 – 8 % общих затрат на производство шлака, численность производственного персонала 25 – 30 % общей численности в электроплавильном цехе.

Дуговые электрические печи круглые трехэлектродные с открытым или закрытым колошником используют для выплавки титановых шлаков. Основные конструктивные элементы этих печей рассмотрены ранее. Исходя из характерных физико-химических и технологических особенностей руднотермического восстановления титановых концентратов, к указанным печам предъявляют дополнительные требования, которые сводятся к следующему.

1. Печь должна иметь достаточно высокую удельную (объемную) мощность, позволяющую быстро прогревать шихту до 900 – 1200 °С без заметного ее проплавления, но в то же время обеспечивать поддержание тугоплавких шлаков в жидкотекучем состоянии на конечной стадии процесса.

Для этого, помимо выбора надлежащей электрической мощности агрегата и печных трансформаторов, при конструировании печи учитывают необходимость обеспечения оптимального отношения диаметра распада электродов к диаметру самих электродов, которое обычно составляет 2,5 – 3,0. При большем отношении не обеспечивается необходимая концентрация тепловой энергии, а при меньшем снижается производительность печи и коэффициент использования полезного объема агрегата.

2. Титановые шлаки интенсивно взаимодействуют практически со всеми футеровочными материалами. Наиболее подходящим является карбонитрид бора, но из-за высокой его стоимости и дефицитности этот огнеупор не применяют. Непригодны для футеровки и графитовые блоки, так как они взаимодействуют со шлаком и чугуном.

На практике для футеровки печей применяют магнезитовый кирпич, на котором создают защитный гарниссаж толщиной около 500мм.

3. В процессе плавки непроплавленная шихта обрушивается в расплав, что сопровождается интенсивным газовыделением и подъемом шлака на значительную высоту. Поэтому высоту шахты печи увеличивают, а для предупреждения аварийного отключения печи в момент вскипания ванны необходимо обеспечить повышенную скорость подъема электродов (около 2,5 м/мин), что в несколько раз больше, чем у обычных печей. Привод осуществляется от лебедки с концевыми ограничителями, лимитирующими максимальное верхнее и нижнее положения электродов.

4. Продукты плавки выпускают одновременно через общую летку, которая расположена на такой высоте, чтобы после слива расплава на лещади остался слой металла 500 – 600мм, защищающий подину от разрушения при подготовке к следующей плавке. Обычно летку размещают на высоте около 2,3 м от днища кожуха.

Заводы титановой промышленности имеют опыт эксплуатации печей мощностью 10,5 МВа с самообжигающимися электродами диаметром 900 мм или с графитированными электродами диаметром 610 и 710 мм. Диаметр кожуха 7,2 и высота 4,5м; диаметр ванны на уровне расплава 5,6, на уровне колошника 6,5 м. Плотность тока в графитированных и самоспекающихся электродах соответственно не более 12 и 3 А/см².

Показатели процесса зависят от вида перерабатываемого сырья (мало- и высокожелезистые концентраты), типа восстановителя, характера подготовки шихты (порошкообразная или брикетированная), конструкции электропечи (с открытым, полуоткрытым или закрытым колошником) и др.

На производство 1 т шлака расходуется 2100 – 2600 кВт×ч электроэнергии, 0,15 – 0,18 т восстановителя, 50 – 70 кг электродов. Извлечение титана в шлак 89 – 96 %, производительность печи 60 – 80 т/сут.

Шлак разливают в изложницы и охлаждают в течение 6 – 8 ч. Остывшие слитки шлака извлекают из изложниц и доставляют на склад горячего шлака, где за счет кислорода воздуха происходит окисление низших оксидов титана, вследствие чего слитки рассыпаются. Охлажденный и разложившийся шлак поступает на дробление и измельчение.

Весь шлак подвергают магнитной сепарации для извлечения из него корольков металла.

Колошниковые газы открытых печей, содержащие около 0,6 % оксида углерода и 3 – 5 г/м³ пыли, удаляются через вытяжную тягу естественной вентиляцией. Газы печей, работающих в полузакрытом режиме, содержат около 30 % СО₂ и удаляются от печи с помощью вентилятора. Пыль частично улавливается в циклонах и пневмотранспортом возвращается в процесс. Степень обеспыливания газов в циклонах типа СИОТ составляет 40 – 60 %.

4.8.2.2. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ПРОИЗВОДСТВА ЧЕТЫРЕХХЛОРИСТОГО ТИТАНА

Процесс производства четыреххлористого титана состоит из пяти основных переделов: подготовка сырья, хлорирование с получением летучего соединения TiCl₄, очистка четыреххлористого титана и переработка отходов.

В России в качестве сырья для хлорирования используют шлаки, содержащие 82 – 94 % TiO₂ (по массе).

Подготовка сырья к хлорированию заключается в измельчении шлаков и нефтяного кокса, брикетировании шихты и прокалке брикетов с целью удаления углеводородов.

Для прокалки брикетов используют печи нескольких типов – ямные с разъемным сводом, ретортные и печи непрерывного коксования. В последние годы разработана и успешно эксплуатируется технология высокотемпературной прокалки брикетов в шахтных печах в потоке нагретых до 1000 – 1200 ⁰С топочных газов, полученных сжиганием природного газа при недостатке воздуха. Последний способ наиболее перспективен вследствие простоты аппаратурного оформления и высокой производительности.

Шахтная печь для коксования брикетов (рис. 197) снабжена кожухом прямоугольного сечения с ребрами жесткости. Стенки кожуха футерованы шамотным кирпичом в два слоя (внешний слой выложен из шамота-легковеса для теплоизоляции). Свод арочного типа, шамотный с металлической обвязкой. Загрузка брикетовиз бункера осуществляется по четырем течкам. Устья бункера с загрузочными трубами соединены через компенсаторы (сильфоны). Прокаленные брикеты разгружают через точки с водяным охлаждением.

Рис. 102. Шахтная печь для коксования брикетов: 1 – корпус; 2 – горелка; 3 – футеровка; 4 – свод; 5 – бункер; 6 – сильфон; 7 – загрузочная течка; 8 – водяная рубашка; 9 – разгрузочный шибер

Отопление печи газовое; 18 горелок установлены в шахматном порядке в два ряда на продольных стенках лечи и две – на торцевых под утлом наклона 30°.

Сырые брикеты непрерывно и равномерно поступают в печь; перемещаясь вниз, они коксуются. Скорость перемещения рассчитана на полное удаление летучих компонентов. Газы из печи отводятся через патрубки в своде. Регулируют разгрузку шиберами на разгрузочных течках.

Производительность печи 70 т/сут при скорости опускания брикетов 1,25 м/ч. Расход газа на отопление 100 - 300 м³/ч, давление газа 6 – 8 кПа, расход охлаждающей воды 150 м³/ч.

Шахтный хлоратор с подвижным слоем (рис. 198) предназначен для хлорирования брикетов с низким содержанием в них СаО и MgO. Хлоратор состоит из стального корпуса, футерованного внутри диабазовой плиткой. В верхней части корпус поверх плитки футерован шамотным кирпичом, а в нижней части с более высокой температурой – графитовыми плитками. Нижняя часть кессонирована. Водоохлаждаемая конусная воронка имеет люки для розжига хлоратора. Для непрерывной выгрузки огарка установлен шнек, управление которым автоматизировано. К разгрузочному патрубку шнека плотно прикреплен кюбель для огарка.

Рис. 198. Шахтный хлоратор с подвижным слоем: 1 – кожух; 2 – футеровка; 3 – дозатор; 4 – загрузочный бункер; 5 – водоохлаждаемый кессон; 6 – воронка; 7 – шнек; 8 – кюбель

В нижней части хлоратора расположены фурмы для подачи газообразного хлора. В своде аппарата смонтирован загрузочный бункер и золотниковый питатель. На своде установлен люк взрывного клапана.

Парогазовая смесь (ПГС) из хлоратора поступает в конденсационную систему. Температурный режим хлоратора контролируется термопарами, установленными в зоне реакции и на выходе ПГС.

Процесс хлорирования протекает в режиме противотока твердой шихты и газового потока. Непрерывность процесса обеспечивают равномерной подачей коксованных титансодержащих брикетов и разгрузкой непрохлорированного остатка при поддержании заданного уровня шихты (1,2 – 3,5 м). Процесс может быть полностью автоматизирован.

Шахтный хлоратор с внутренним диаметром 2 м обеспечивает производительность 35 – 40 т/сут. Избыточное давление ПГС в аппарате до 1 кПа. Температура в зоне реакции 900 – 1000 ⁰С, а парогазовой смеси – до 600 ⁰С.

Солевой хлоратор (рис. 199) предназначен для хлорирования высококальциевого сырья, а также других материалов, содержащих повышенные количества щелочноземельных элементов. Основное преимущество аппарата заключается в том, что конструкция его позволяет непрерывно выводить вместе с частью расплава непрохлорированный остаток и таким образом осуществлять практически непрерывный процесс. Кроме того, упрощается подготовка шихты: отпадает надобность в предварительном брикетировании материалов, так как хлоратор позволяет перерабатывать порошкообразную шихту. Металлический корпус хлоратора облицован диабазовой плиткой и футерован шамотным кирпичом. На подине и в боковых стенках хлоратора расположены графитовые электроды, предназначенные для разогрева аппарата при пуске и работе с пониженной производительностью. Кроме того, через водохлаждаемые штанги, вставленные в электроды, отводится избыточное тепло при нормальном режиме работы.

Шихту в хлоратор загружают через золотниковый затвор и герметичный шнековый питатель, работающие от общего привода. Для обеспечения постоянного уровня расплава служит копильник, в который перетекает избыток расплава. Из копильника расплав периодически сливается в специальные кюбели. К подине хлоратора через фурмы подводится газообразный хлор. Образовавшаяся парогазовая смесь через камеру предварительного охлаждения поступает в конденсационную систему. В камере предварительного охлаждения установлены предохранительные клапаны.

Рис. 199. Солевой хлоратор: 1 – газоотвод; 2 – свод; 3 – бункер питания; 4 – шнек; 5 – перегородка; 6 – графитовый электрод; 7 – теплоотводящая штанга; 8 – фурма; 9, 10 – электроды; 11 – отверстие для слива расплава; 12 – распределительный шамотный камень; 13 – футеровка; 14 – кожух; 15 – переточный канал; 16 – боковой верхний слив