Технология выплавки и разливки ферросилиция

Ферросилиций выплавляют в рудовосстановительных печах (рис. 5.10) мощностью 22,5…63 МВА (табл. 5.6). Расположение печи и технологического оборудования приведено на рис. 5.11.

Сырьем для получения ферросилиция являются кварциты крупностью 20-80 мм. Обычно предварительно их подвергают мойке, дроблению и сортировке. Кварциты, пригодные для выплавки ферросилиция должны содержать не менее 97% SiO₂ и не более 1,5% Al₂O₃.

Рис. 5.10. Круглая закрытая рудовосстановительная электропечь типа РКЗ-63И1: 1 – механизм вращения ванны; 2 – кожух печи; 3 – свод печи; 4 – воронка; 5 – короткая сеть; 6 – гибкие кабели вторичного токоподвода; 7 – несущий кожух электрода; 8 – вторичный токоподвод;

9 – контактные щеки; 10 – нажимное кольцо; 11 – зонт; 12 – подвеска свода; 13 – футеровка ванны; 14 - летка

Таблица 5.6. Параметры закрытых рудовосстановительных электропечей для выплавки ферросилиция

Параметры	РКЗ-27 (модернизация печи РКЗ-16,5)	РКЗ-33	РКЗ-63
Глубина ванны, мм
Диаметр ванны, мм
Диаметр электродов, мм
Напряжение с высокой стороны, кВ
Номинальные напряжения рабочей ступени трансформатора, В			268,8
Продолжение табл. 5.4
Полная мощность, МВ×А	22,6
Ток в электродах, кА	84,6		171,8
Мощность, МВт: потребление из сети полезная
25,0	36,9	74,2
23,5	33,7	66,2
Полезное напряжение, В	92,4		128,3
Мощность УПК, МВ×Ар	14,0	22,4	82,5
Коэффициент мощности:
фактический	0,70	0,65	0,50
с УПК*	0,937	0,921	0,926
Электрический к.п.д.	0,908	0,915	0,892

*Установка продольной компенсации реактивной мощности

Рис. 5.11. Цех для выплавки кремнистых сплавов с круглыми закрытыми печами мощностью до 30 МВА: 1 – электропечь; 2 – электроды;

3 – разливочная машина; 4 – кантователь; 5 – ковш

При выплавке ферросилиция в основном используют металлургический коксик (кокс-орешек) крупностью 5—20 мм. Восстановитель должен обладать высоким электрическим сопротивлением и реакционной способностью по отношению к оксиду кремния, иметь постоянную влажность.

Коэффициент мощности соsj равен:

соsj = .

Зная соsj, получают полную рабочую мощность печного

трансформатора S = 3Р_a/соsj.

Втехнологии ферросплавных процессов важным является знание взаимосвязей между активным сопротивлением ванны (r_в) печии ее размерами.

Ферросплавная печь, как мощный электроприемник, в целом подчиняется закономерности электрического проводника. Чем больше ванна печи, тем ниже ее активное электрическое сопротивление. Даже при значительной доледугового разрядаэлектрическая цепь печи подчиняется закону Ома.

Из представленной на рис. 5.12 схемы распределения тока электрода I_элследует, что часть его проходит через дуговой разряд (I_д), вторая часть (I_ш) – через шихту на участках электрод–шихта–электроди электрод–шихта–футеровка ванны–шихта–электрод. Соответствующие сопротивления обозначены следующим образом: дуги – r_д; последовательно соединенное с r_д сопротивление расплава – r_р; сопротивлениешихты, на участке электрод-шихта-электрод, шунтирующее дугу по схеме треугольника и сопротивление, электрод–шихта–футеровка – шихта–электрод шунтирующее дугу по схеме звезды — r_ш. Тогда проводимость ванны (1/r_в) как обратная величина сопротивления будет равна сумме проводимости отдельных ее участков: 1/r_в = 1/(r_д + r_р) + 1/r_ш.

Рис. 5.12. Схема распределения тока электрода I_эл в ванне

ферросплавной печи

Таким образом, на проводимость ванны влияют факторы, которые следует учитывать как при конструировании печей, так и при управлении технологическим процессом.

Важнейшим параметром является полезное фазное напряжение U_пол, которое зависит от полезной мощности, приходящейся на один электрод Р_п.э, и эта связь имеет вид U_пол = СР , где С и n являются величинами постоянными для данного типа процесса и вида выплавляемого ферросплава. Для бесшлаковых процессов (получение ферросилиция) n = 0,33, а для шлаковых (получение ферросиликомарганца, ферромарганца) n = 0,25. Коэффициент С также зависит от типа ферросплавного процесса, вида выплавляемого сплава и численно равен: при получении ФС75 3,4—3,7;ФС45 3,2—3,6; ферросиликомарганца 5,1—6,5; силикокальция 5,7—6,0;электрокорунда 9,8—10,2; карбида кальция 2,6—3,0.

Рабочий ток в электроде I_эл(А) илинейноерабочее напряжение U_л (В) рассчитывают по формулам:

I_эл = P_п.э/U_пол и U_л = ,

где х и r — индуктивное и омическое сопротивление печной установки (ванны, короткой сети, трансформатора).

Обозначают полную рабочую мощность печного трансформатора S (МВ×А), активную мощность, потребляемую печью из сети Р_а(МВт), полезную мощность ванны Р_в(МВт), потери мощности Р_э.п.(МВт), коэффициент мощности соsj иэлектрический к.п.д. h_э. По известным аналитическим зависимостям этих величии от тока электрода I_эл(кА) рассчитывают конкретные значения электрических характеристик и строят графическую зависимость их в функции от тока (рис. 5.13).

Как следует из данных рис. 5.13, при увеличении тока электрода значения Р_а и Р_вувеличиваются, достигая экстремумов при определенных значениях тока, а затем снижаются, несмотря на дальнейший рост тока электрода. Потери электрической мощности увеличиваются с ростом тока во всем диапазоне его значений. Коэффициенты мощности соsj и электрический к.п.д. h_э с ростом тока существенно снижаются. Если оптимизировать процесс выплавки по максимальной мощности ванны Р_в, то при этом имели бы место большие потери электрической мощности и низкие значения соsj и h_э. На практике оптимизируют электрический режим не по максимальному значению Р_в, а по минимальному удельному расходу электроэнергии и рациональным технико-экономическим показателям, приводящим к получению ферросплавной продукции с наиболее низкой себестоимостью. Этому соответствует режим на восходящем участке кривой Р_в =f(I_эл). Две вертикальные пунктирные линии показывают интервалзначений тока электрода, которые позволяют иметь наилучшие показатели работы печи при выплавке ферросилиция марок ФС45 (линия 1) и ФС65 (линия 2). Электрический режим работы печей поддерживается автоматически по значению номинального тока путем вертикального перемещения электродов.

Рис. 5.13. Изменение электрических характеристик в зависимости от тока электрода ферросплавной печи РКЗ-63 с установленной мощностью печного трансформатора 81 МВ×А при выплавке ферросилиция

ФС45 и ФС65

Поскольку электрические игеометрические параметры каждой рудовосстановительной, в том числе и ферросилициевой, печи взаимосвязаны, то одним из важных факторов, которым обслуживающий печь персонал может регулировать ход процесса, является глубина посадки электродов (она может изменяться под влиянием переключения ступеней напряжения и изменения состава шихты). Избыток углеродистого восстановителя приводит к снижению электрического сопротивления ванны, поэтому глубина погружения электродов в шихту уменьшается. Недостаток восстановителя повышает электрическое сопротивление ванны и приводит к перемещению электродов вниз, т.е. к более глубокой посадке электродов. Существенное отклонение глубины погружения электродов от оптимальной является свидетельством нарушения хода печи и требует принятия необходимых мер для восстановления путем корректировки шихты или изменения ступени напряжения.

Шихта в печь загружается по труботечкам через воронки вокруг электродов на печах с закрытым сводом с улавливанием отходящих колошниковых газов (90% СО) или завалочной машиной (на открытых печах).

Система газоотвода и газоочистки состоит из двух параллельных ниток, работающих попеременно. Газ из стакана на своде поступает в наклонный орошаемый водой газоход и в скруббер, где происходит предварительная очистка его от пыли. Затем газ направляется в трубу Вентури (тонкая очистка газа) и последовательно в каплеотделитель для отделения влаги.

Чистый газ поступает потребителю. Необходимое разрежение в системе создается турбогазодувкой. Шлам, выделяющийся в системе, идет в шламонакопитель. Давление под сводом составляет 2,0-5,0 Па, а температура газа 500-600^оС.

Основные неполадки в ходе печей. При недостатке восстановителя наблюдаются колебания тока, электроды в шихте неустойчивы, выделение газов сосредоточено около электродов, спекание шихты усиливается и увеличивается количество свищей, через летку идут вязкий шлак и печные газы. Диаметр и длина рабочих концов электродов уменьшаются, температура на колошнике повышается с 500—600 до 1000—1200^оС с увеличением потерь кремния в результате испарения и уноса пыли. При длительных нарушениях такого типа прекращается выход шлака, плохо закрывается летка. Для исправления хода печи необходимо восстановить правильный состав шихты и единовременно ввести под электроды “легкую” колошу (с избытком восстановителя) или изменить рабочее напряжение. При избытке восстановителя электроды поднимаются, тигли становятся узкими, наблюдаются обвалы шихты у электродов, слышна работа электрических дуг, шлак и сплав плохо сходят из печи, что связано с увеличением количества карбида кремния в ванне. При этом возможной причиной нарушений может быть работа на коротких электродах.

Признаками хорошего хода являются: 1) равномерный сход шихты во всех воронках без участков спекшейся шихты; 2) глубокая посадка электродов; 3) избыточное давление под сводом 2,0—5,0 Па; 4) температура под сводом <500-600^оС; 5) содержание водорода в колошниковом газе <5 %,кислорода <1%; 6) количество отходящих газов постоянное. Повышение давления под сводом часто является следствием недостатка восстановителя и образования больших количеств SiО_газ.

Состав и свойства шлаков. Выплавка ферросилиция относится к бесшлаковым процессам, поскольку количество шлака (его силикатной основы) не превышает 3-5%. Вместе с тем ход печи и выпуск ферросилиция и шлака (через одну летку) осложняется из-за изменения состава шлака. По своему составу шлаки представляют гетерогенную фазу, состоящую из силикатной основы (48-50% SiO₂, 20-25% Al₂O₃, 15-18% CaO), карбида кремния (10-15%) и включений ферросилиция. Силикатная составляющая формируется из кремнезема кварцита и примесных оксидов (Al₂O₃, CaO, MgO), содержащихся в кварците и золе кокса. Карбид кремния является промежуточным соединением реакций восстановления кремния кварцита углеродом. В зависимости от химического состава силикатной части печной шлак может кристаллизоваться в концентрационных полях анортита (CaO×Al₂O₃×2SiO₂) или геленита (2CaO×Al₂O₃×SiO₂) системы СаО-Al₂O₃-SiO₂ (рис. 5.14). Шлаки анортитового состава, с учетом наличия в них SiC, характеризуются низкой технологичностью. Для улучшения технологических характеристик (повышения текучести) в шихту периодически присаживают известняк, что позволяет освобождать ванну печи от вязкого гетерогенного шлака.

АСУ ТП выплавки ферросилиция. Для выплавки ферросилиция в начале 60-х годов прошлого века разработана серийная электропечь РКЗ-16,5 - рудовосстановительная, круглая, закрытая с установленной мощностью трех однофазных трансформаторов 5,5х3 = 16,5 МВ×А. В последующие годы эти печи практически на всех ферросплавных заводах модернизированы с повышением единичной мощности печных трансформаторов до 27 МВ×А и комплексной автоматизацией производственных процессов. Ниже приведена краткая характеристика модернизованной АСУ ТП печи цеха ферросилиция. Система предназначена для обеспечения эффективного функционирования электропечи РКЗ-27 путем повышения контроля, анализа, координации и регулирования основных параметров электрического и шихтового режима плавки, а также режима обжига и перепуска электродов. Структурная схема АСУ ТП печи РКЗ-27 приведена на рис. 5.15.

Рис. 5.14. Диаграмма фазовых равновесий в системе CaO-Al₂O₃-SiO₂,

сплошные линии – границы сосуществующих минеральных фаз

(анортита CaO×Al₂O₃×2SiO₂, t_пл = 1553^оС; геленита 2CaO×Al₂O₃×SiO₂,

t_пл = 1545^оС)

Рис. 5.15.Структурная схема управления АСУ ТП печи для выплавки ферросилиция ОАО «ЗФЗ»

Функции контроля и управления, выполняемые АСУ ТП:

- сбор, подготовка и выдача технологическому персоналу оперативной информации о ходе технологического процесса, включая нарушения и отказ средств контроля и оборудования;

- стабилизация активной мощности печи при равномерном ее распределении по электродам с учетом налагаемых ограничений;

- управление режимом обжига и перепуска электродов и оценка положения реакционной зоны в ванне печи;

- контроль баланса электрода в ванне печи и выдача рекомендаций по составу шихты и корректирующим добавкам.

Функции, которые ранее выполняли показывающие и самопишущие приборы, сокращены до минимума и возложены на индустриальный компьютер, устройство связи с объектом и 17-дюймовый монитор с плоским экраном, расположенный в пультовом помещении. На монитор выводится наиболее важная информация по состоянию печи и о ходе процесса, включая сигнализацию при нарушениях. Вывод любой информации, касающейся работы печи, осуществляется по запросу плавильного персонала.

Технология выпуска и разливки ферросилиция. Продукты восстановительной плавки – ферросилиций и шлак (3-5% массы сплава) выпускают из печи в ковш через одно леточное отверстие (летку), которое после выпуска предыдущей плавки закрывается леточной массой («конусом»), состоящей из огнеупорной глины (50% SiO₂, 35% Al₂O₃, 1,5% TiO₂, 0,5% CaO, ост. Н₂О) с коксиком или способной к коксованию углеродистой массой. За промежуток времени между двумя очередными выпусками ферросилиция леточная масса («конус») обжигаются. Для открытия летки «конус» оплавляют (прожигают) при помощи устройства – электропрожига (рис. 5.16). Леточные отверстие должно быть диаметром 160-120 мм, что обеспечивает хороший выход ферросилиция и шлака. По окончании выпуска летку очищают от шлаковых отложений и закрывают леточной массой («конусом»).

По сложившейся практике количество выпусков ферросилиция зависит от удельного расхода электроэнергии на одну тонну сплава, то есть, от марки ферросилиция:

Марка ферросилиция	ФС20	ФС25	ФС45	ФС65	ФС75
Удельный расход электроэнергии, кВт×ч/т			4700–5200	7500–8000	8800–9500
Количество выпусков в смену (8 ч)	6–8	6–8	5–6	4–5	4–5

Рис. 5.16.Схема устройства для прожига летки: 1 – одна из фаз шины;

2 – гибкий кабель; 3 – кронштейн; 4 – углеродистая футеровка;

5 – летка; 6 – электрод для прожига летки; 7 – электрододержатель;

8 - подвеска электрододержателя; 9 – противовес; 10 – зажим; 11 – рукоятка; 12 – штурвал; 13 – шунт, подключенный к одной из фаз электропечи

Удельное электросопротивление ферросилиция (жидкого). Для расчета электрической цепи ферросилициевых печей и выбора рациональных электрических режимов его выплавки важное значение имеют данные о величинах удельного электросопротивления (УЭС) жидкого ферросилиция различных марок. Ферросилиций промышленной выплавки по содержанию примесных элементов (Al, Ca, Ti, Mn, Cr, Mg, P, As, S, C) существенно отличается от модельных железокремниевых сплавов, обычно используемых для экспериментального определения УЭС жидких и твердых бинарных сплавов системы железо–кремний.

Величины УЭС ферросилиция измерены непосредственно при выпуске его из печи по методике И.Т. Жердева. Измерения УЭС проводились в промышленных условиях на струе жидкого ферросилиция при его свободном истечении из летки ванны печи через промежуточный графитовый тигель-воронку (рис. 5.17).

Измерено удельное УЭС струи (r) жидкого ферросилиция, вытекающего из ванны печи по желобу в ковш. Схема устройства для замера УЭС жидкого ферросилиция приведена на рис. 5.17. Величина r рассчитана по формуле:

,

где ∆U – падение напряжения по длине участка, В; I – ток, протекающий по струе, А; S_ср – среднее сечение струи жидкого ферросилиция; L_н – длина участка струи.

Средняя величина УЭС в интервале 1700-1720^оС для ферросилиции различных марок составила:

Марка ферросилиция	ФС25	ФС45	ФС75
r, Ом×м	21,7×10-8	25,5×10-8	30,6×10-8

Рис. 5.17. Принципиальная схема электрической цепи для измерения электропроводности жидкого ферросилиция: 1 – графитированный стержень; 2 – кольцевой графитированный электрод; 3 – кронштейн, выполненный из стальной трубы, в которую вставлен графитированный электрод; 4 – штанга-держатель графитированной воронки; 5 – графитированная воронка; 6 – струя выпускаемого из ванны печи ферросилиция; 7 – шина для подключения аппарата прожига летки; 8 – трансформатор тока; 9 – размыкатель; 10 – ящик сопротивлений

Футеровка ковшей. Ферросилиций вместе со шлаком выпускают через одну летку в футерованные ковши. В качестве футеровочного материала могут быть огнеупорный кирпич (шамот 38-40% Al₂O₃, 50-55% SiO₂) или наливные кремнеземистые массы. На одном из заводов используют массу, состоящую из кремнеземистого заполнителя, раствора силиката натрия (жидкого стекла), белита* и воды. Химический состав белита (торговая марка – укрбелит): 40-70% СаО, не более 30% SiO₂; 3-10% Al₂O₃; 2-10% Fe₂O₃, 0,5% Cr₂O₃. Прочие оксиды (MgO, MnO, P₂O₅) и сульфиды должны находиться в пределах 7-20% (ТУ У-13422659-11-99). Нормы зернового состава укрбелита следующие: остаток на сетке № 0,5 от пробы не более 10%, а просеянная доля пробы через сито не менее: сито номер 1 – 100%, сито номер 008 – 72%. Внешний вид укрбелита – порошок от белого до серого цвета.

Процесс изготовления ковшей с наливной футеровкой состоит в следующем. На футерованную кирпичом подину ковша устанавливаются столбики из кирпича марки ШАК-5 (4 столбика по 2 кирпича на плашку), а затем в них помещается специальный шаблон, положение которого фиксируется струбцинами. В сформировавшуюся полость между кожухом ковша и шаблоном (150-200 мм) подают приготовленную из компонентов смесь. Для наливной футеровки одного ферросилициевого ковша объемом 3 м³ расходуется:

- заполнителя кремнеземистого 2800-3000 кг;

- жидкого стекла 280-285 кг;

- белита шлакового порошкообразного 90-100 кг.

При этом соотношении исходных материалов (сухая навеска) следующее:

- заполнитель 95%

- белит шлаковый 5%.

После тщательного смешения сухой навески с раствором жидкого стекла смесь подается в полость между кожухом ковша и шаблоном.

Приготовленная таким образом смесь характеризуется как самотвердеющая. После выдержки смеси в ковше в течение 24 ч шаблон извлекают из ковша, а наливная футеровка подлежит осмотру с целью определения пригодности ее для последующих операций в технологии подготовки ковша к приему жидкого ферросилиция.

________________________

* Природный белит (Belit) или тоже ларнит (Larnit) представляет минеральное образование химической формулы b-Са₂[SiO₄], плотностью 3,29 г/см³

Разливочные ферросилициевые ковши цеха №4 ОАО «ЗФЗ» имеют следующие геометрические размеры и характеристики: верхний диаметр ковша 2200 мм; нижний диаметр ковша 1550 мм; толщина подины 265 мм; толщина стенки ковша 178 мм.

На одном из ферросплавных заводов применяют оригинальную комбинированную футеровку ковшей, состоящую из слоя брикетов необожженной электродной углеродистой массы и слоя шамотного кирпича. В ходе обжига футеровки ковша (16-24 ч) брикеты электродной массы оплавляются, заполняют швы между шамотными кирпичами и коксуются. Летучие вещества, выделяющиеся при нагревании футеровки, внедряются в поры шамота, коксуются, повышая, таким образом, огнеупорность шамотной футеровки ковша.

Разливка ферросилиция. Ферросилиций разливают на конвейерных машинах ленточного типа (табл. 5.7).

Таблица 5.7. Техническая характеристика машин для разливки ферросилиция различных марок

Наименование показателей	Одноленточные длиной, м	Двухленточ-ная длиной 40 м
Производительность машины, т/ч: ферросилиций ФС75 ферросилиций ФС70 ферросилиций ФС65 ферросилиций ФС45 ферросилиций ФС25, ФС20
24,6		49,2
16,3		32,6
Масса слитка сплава одной изложницы, кг: ферросилиций ФС75 ферросилиций ФС70 ферросилиций ФС65 ферросилиций ФС45 ферросилиций ФС25, ФС20
Скорость движения конвейерной ленты, м/с	5,0… 0,02	5,0… 0,02
Расход воды на охлаждение мульд, м3/ч
Продолжение табл.5.7
Масса машины без металлоконструкций, т	107,9	255,7	207,85
Число чугунных изложниц, шт			2х210
Мощность двигателя, кВт		18,9

С целью ускорения охлаждения слитков ферросилиция их опрыскивают на разливочных машинах водой.

На рис. 5.18 и 5.19 приведены температуры плавления (ликвидус) и кристаллизации (солидус) промышленного ферросилиция марок ФС45, ФС65 и ФС70, определенные методом дифференциальной сканирующей калориметрии (ДСК). Сравнение этих данных с температурой превращения «твердое – жидкое» на диаграмме равновесного состояния системы Fe-Si (рис. 5.20) свидетельствует о близких значениях температур плавления (кристаллизации) промышленного ферросилиция и модельных сплавов системы Fe-Si.

Рис.5.18. Сравнительные кривые ДСК сплавов ФС45, ФС65, ФС70

(нагрев)

Рис.5.19. Сравнительные кривые ДСК сплавов ФС45, ФС65, ФС70

(охлаждение)

Температура выпускаемого из печи высококремнистого ферросилиция составляет 1650-1750^оС, температура начала кристаллизации примерно 1160-1170^оС. С целью снижения температуры сплава и создания условий для всплытия части шлака ферросилиций перед разливкой выдерживают некоторое время в ковше.

Рис. 5.20. Температуры солидус и ликвидус промышленных

высококремнистых марок ферросилиция

Рафинирование ферросилиция от алюминия. В соответствии с международным стандартом ГОСТ 1415-93 содержание алюминия в высококремнистом ферросилиции марки ФС70А1 на должно превышать 1%. В прежнем ГОСТе 1415-78 и в нормативных документах зарубежных фирм содержание алюминия в ферросилиции ФС75(э), предназначенном для использования при выплавке электротехнической стали, не должно превышать 0,1%, а в ферросилиции марки ФС75(л) для получения литейной стали не более 1,5%. Вместе с тем промышленная практика выплавки ферросилиция с использованием кварцита и металлургического коксика, свидетельствует, что фактическое содержание алюминия в ферросилиции марок ФС65, ФС70 и ФС75 превышает 1,5% и колеблется в пределах 1,8-2,5%.

Учитывая экспортный характер производства ферросилиция и требования внутреннего рынка к качеству высококремнистого ферросилиция, последний следует подвергать рафинированию от алюминия, а иногда и от других примесей (Са, Ti, Cr). Известны две группы способов снижения содержания алюминия в ферросилиции. Сущность способов первой группы заключается в рафинировании жидкого ферросилиция в дуговых (реже индукционных) электропечах под шлаком системы CaO–SiO₂, который обогащается глиноземом по мере окисления алюминия по ре-

акции

[Al]_ФС + (SiO₂)_шл = (Al₂O₃) + [Si]_ФС.

Поэтому равновесие в системе «ферросилиций-шлак» наступает при достижении определенного содержания алюминия в сплаве и глинозема в шлаке тройного состава CaO–Al₂O₃–SiO₂. Шлак по своему составу и плавкости находится в частной системе SiO₂–CaO×SiO₂–CaO×Al₂O₃×SiO₂ (анортит) (рис.5.14). При снижении концентрации алюминия по ходу процесса рафинирования активность его снижается, что обуславливает необходимость поддерживать и более низкое содержание Al₂O₃ в шлаке. Для достижения 0,1% Al в ферросилиции проводят двух– и трехкратную обработку «свежими» шлаковыми смесями.

Недостатками печного способа рафинирования (как внепечных, так и ковшевых способов) является снижение содержания кремния (угар в виде SiO_газ), а также относительно высокий удельный расход электроэнергии 1400-1500 кВт×ч/т. При рафинировании ферросилиции с двухкратной наводкой шлака, содержание алюминия снижается в большей степени, но увеличиваются потери кремния, и растет расход электроэнергии.

Сущность способов рафинирования ферросилиция второй группы заключается в обработке жидкого ферросилиция в ковше шлакообразующими смесями, состоящими из извести, кварцевого песка с использованием разжижающих добавок (или без них), но с продувкой расплава в ковше воздухом, технически чистым кислородом, азотом или их смесями. В качестве шлакообразующей смеси используют известь, кварцевый песок, железную руду, плавиковый шпат (CaF₂).

В ковше из этой смеси компонентов формируется шлак, обладающий окислительной способностью, прежде всего, по отношению к алюминию, хотя при этом частично окисляется кремний. Ускорение процесса рафинирования достигается продувкой расплава в ковше газообразными энергоносителями (воздухом, кислородом, азотом или их смесями) при помощи погружаемой в расплав фурмы.

В качестве рафинирующего компонента используют сидерит* – карбонат железа. При нагревании сидерит терми- чески диссоциирует FeCO₃ ® FeO + CO₂, а образовавшаяся закись железа взаимодействует с алюминием ферросилиция.

Выделяющийся при этом газ СО₂ способствует перемешиванию расплава. Более высокая степень удаления алюминия достигается при использовании совместно с сидеритом плавикового шпата с двух- и трехкратным обновлением шлака в ковше в ходе рафинирования.

Кратко изложенные способы рафинирования ферросилиция от алюминия были разработаны отечественными учеными еще в начале 60-х годов. Значительно позже аналогичный процесс под названием «TINJЕCT – cпособ» предложен зарубежной фирмой. Этот способ предусматривает также использование смеси для формирования шлаковой фазы системы СаО–SiO₂–(Al₂O₃). Отличие состоит в конструкции донной фурмы для продувки расплава газовыми смесями.

______________________

* Сидерит (Siderit) – от греческого сидерос – железо, минерал FeCO₃; ∆Н = 91,96 кДж/моль

Микроструктура ферросилиция. Микроструктура слитков ферросилиция марки ФС45 представлена фазой FeSi, силицидом нестехиометрического состава Fe_xSi₂, а марок ФС65 и ФС75 силицидом Fe_xSi₂ и фазой чистого кремния. При температуре ниже 937^оС силицид Fe_xSi₂ превращается в FeSi₂ и фазу вторичного чистого кремния. Многочисленные примесные элементы образуют так называемые избыточные фазы выделения, которые имеют сложный химсостав, кристаллизуются в межзеренных выделениях основных фаз (силицидов железа). В качестве примера на рис. 5.21 представлены энергетические спектры элементов основных и избыточных фаз на свежеобразованных поверхностях изломов образцов ферросилиция различных марок ФС75, ФС65 и ФС45.

В правом верхнем углу спектрограмм приведены таблицы результатов количественной обработки, где первая колонка чисел (S) – это интенсивность аналитической линии (площадь пика в импульсах), которая непосредственно отражает содержание данного элемента в анализируемом микрообъеме. Вторая колонка (dS) – погрешность найденного значения площади, определяемая по остаточному несовпадению модульного и искомого рабочего участка спектра. Третья колонка (S,%) – доля площади пика в сумме площадей всех пиков на спектрограмме в относительных процентах. Из анализа данных спектрограмм следует, что микрозондированные избыточные фазы выделения на поверхности свежеобразованных изломов имеют весьма сложный химический состав, а отдельные из них содержат фосфор и мышьяк. На площади аншлифов образцов соответствующих плавок ферросилиция фосфор и мышьяк не обнаружены из-за взаимодействия их в процессе изготовления аншлифов с водой реактивов с образованием газообразных фосфина РН₃ и арсина AsH₃ – промышленных ядов. Микрозондированием подтверждено наличие базовых структур силицидов и фазы чистого кремния.

В качестве примера многообразия состава избыточных фаз выделения в структуре слитка ферросилиция ФС65 в табл. 5.8 приведены данные о химсоставе фазы чистого кремния, силицидов и избыточных фаз выделения.

Фракционирование слитков ферросилиция. Конкурентоспособность ферросилиция, как и других ферросплавов на рынках ферросплавной продукции, наряду с регламентированным стандартом химсоставов, определяется и классом крупности (табл. 5.9).

Рис. 5.21. Энергетические спектры элементов в избыточных фазах выделения в плоскости «свежего» излома образца ферросилиция ФС75 (а), ФС65 (б) и ФС45 (в)

Таблица 5.8. Химический состав основных структурных составляющих и избыточных фаз выделения в микроструктуре слитка ферросилиция ФС65 машинной разливки по данным энергодисперсионного рентгеноспектрального микроанализа поверхности «свежих» изломов образцов на приборе РЭММА 101А

№ фа-зы	Содержание элементов, %
Si	Al	Fe	Cu	P	As	Ti	Cr	Mn	Ni	Cu
	99,4	-	0,6	-	-	-	-	-	-	-	-
	98,5	-	0,9	0,4	-	-	0,2	-	-	-	-
	97,7	-	0,5	0,8	-	-	-	-	-	-	-4
	84,5	1,8	13,2	-	-	-	-	0,2	0,1	0,1	0,1
	61,4	11,1	4,6	15,2	6,1	-	0,6	0,4	-	0,1	0,5
	61,0	-	30,0	2,6	-	-	2,6	0,3	-	-	-
	57,1	14,0	11,3	9,0	3,8	-	0,9	1,0	0,4	0,6	1,9
	54,8	20,0	2,6	10,1			2,6	7,3	2,0		0,7
	52,7	18,1	23,0	4,4	-	-	0,7	0,3	0,1	0,3	0,5
	51,6		28,1	4,0	-	-	-	-	0,3	0,3	0,5
	45,4	16,1	13,5	14,2	-	-	1,0	-	-	0,8	7,6
	40,2	6,6	10,8	-	-	-	10,8	5,6	-	-	0,2
	35,7	10,4	2,6	34,7	15,9	0,5	-	-	-	-	0,2
	34,8	24,2	2,0	35,1	-	-	-	-	-	0,6	3,3
	30,7	-	9,7	-	-	0,5	20,0	6,5	-	-	0,4

* В избыточной фазе №11 содержалось 1,4% Zr; №2 – 1,5% Mo, 4% W; №15 – 2,1% S и 2,9% W

Таблица 5.9. Классы крупности ферросилиция по ДСТУ 4127-2002

Класс	Диапазон размеров частиц, мм	Подрешетный продукт, % по массе	Надрешетный продукт, % по массе
всего	менее 3,15 мм
	100-325			Ни один кусок не должен превышать более чем в 1,5 раза предел установленного диапазона размеров в двух или трех измерениях
	75-200
	35-100
	10-75
	3,15-35
	3,15-10
	3,15-6,3
	не более 3,15	-

В связи с этим слитки ферросилиция машинной разливки подвергаются фракционированию дроблением и рассевом, сопровождающимся образованием мелких фракций.

Наличие в слитках пористости, множества избыточных фаз выделения обусловливает снижение механической прочности слитков, которое усиливается фазовым превращением Fe_xSi₂ ® FeSi₂ + Si. Экспериментально установлено, что с увеличением содержания кремния в ферросилиции промышленной выплавки от 25 до 90% временное сопротивление сжатию (s_сж) снижается от 10,7 до 2,8 кг/мм² (табл. 5.10).

Таблица 5.10. Временное сопротивление при сжатии и твердость образцов ферросилиция различных марок