Рецензенты: докт. техн. наук С. И. Соболь и кольчугинский тех­никум по обработке цветных металлов 26 страница

Основными примесями магнезита являются СаО, ЭЮг, А1₂0₃ и Fe20₃.

За рубежом магнезитовые руды в больших количествах добывают в Индии, Китае, на Корейском полуострове и в ряде стран Европы и Южной Америки.

Для производства магния пригоден только чистый маг­незит.

Почти 90 % мировой добычи магнезита используют в ог­неупорной и строительной промышленности. В этих облас­тях и в металлургическом производстве его применяют в виде каустического магнезита MgO, получаемого при об­жиге природного магнезита при 700—900 °С. Разложение происходит по реакции MgC0₃->-Mg0-|-C0₂,

Доломит представляет собой комплексный природный карбонат кальция и магния CaC0₃*MgC0₃, содержащий 19—22 % MgO. Доломиты, поступающие в магниевое про­изводство, должны содержать не более 2,5 % Рег0₃+ +Al₂03+Si0₂ и менее 0,3 % щелочных металлов. Отноше­ние в них СаО к MgO не должно превышать 1,5. Перед ис­пользованием в магниевой промышленности доломит так­же необходимо подвергать кальцинирующему обжигу.

Карналлит MgCl₂ • КС1 • 6Н₂0 — природная кристалли­ческая порода, имеющая разнообразную окраску в зависи­мости от присутствующих примесей. Отличается очень вы­сокой гигроскопичностью. Месторождения карналлита в нашей стране имеются на Урале, в УССР и других районах.

Крупнейшими в мире месторождениями карналлита являются Соликамское (СССР) и Страсфуртское (ГДР).

Природный карналлит (24 % MgCl₂) подвергают обо­гащению путем перекристаллизации с получением искусст­венного карналлита (32 % MgCl₂), который затем обезво­живают. При обогащении из природного карналлита выде­ляют бром и снижают содержание КС1 и особенно NaCl.

Бишофит — шестиводный хлорид магния MgCl₂-6H₂0 добывают из морской и океанической воды и рапы (рассо­ла) соляных озер. В морской воде содержится около 0,35 % MgCl₂ и запасы в ней бишофита неисчерпаемы. Однако бишофит пока предпочитают добывать из воды соляных озер, содержащей до 3—4 % и более хлорида маг­ния (озера Перекопской группы). Перспективными ис­точниками магниевого сырья в СССР являются залив Кара-Богаз-Гол, соляные озера Заволжья, Сибири и Казахстана.

Для выделения хлорида магния из соляной воды ее от­водят в мелкие резервуары (лиманы), где она постепенно испаряется за счет солнечного тепла. В рапе концентриру­ется MgCl₂, а в осадок выкристаллизовываются малораст­воримые соли NaCl, MgS0₄ и др. При дальнейшем выпа­ривании рапы получают бишофит.

Магний был впервые получен в металлическом состоянии в 1808 г. В 1830 г. Фарадей получил несколько граммов магния электролизом расплава его хлорида. В 60-х годах XIX в. этим способом получали магний в промышленном масштабе в Англии и США. В России в 1914—1917 г. проводились систематические исследования пО получению магния электролизом расплавленного карналлита.

Промышленное производство магния в Советском Союзе было осво­ено в годы первых пятилеток. Сейчас отечественная магниевая промыш­ленность является развитой подотраслью цветной металлургии.

Металлический магний получают двумя способами: электролитиче­ским и термическим.

В основе электролитического способа производства магния лежит принцип электрохимического выделения металла из его расплавленного хлорида. Электролитическое получение магния из водных растворов его солей невозможно вследствие трудностей создания условий, при кото­рых потенциал разрядки ионов магния становился бы более электропо­ложительным по сравнению с потенциалом выделения водорода.,

Электролитический способ получения магния в настоящее время яв­ляется основным. Этот метод предусматривает получение магния в не­сколько стадий, основными Из которых являются: получение чистого безводного хлорида магния, электролиз расплавленного хлорида и ра­финирование магния.

Природный

карналлит

I

Гидрохимическое

обогащение

т

Искусственный

карналлит

Обеэдожидание

Бишофит

Магнезит

\

Кальцинирующий

обжиг

Каустический

магнезит

t" ~

Хлорирование

! '

Обезвоживание

Mg С1₂ -из титанового Безводный хлорид натрия

Электролиз магния

Г

Хлор

I

I— t *

Т “■ “

Металлический

магний

Г-------

Рафинирование g производство J титана

РазлибкачушноВого магния

Обработка слитюд:

тарный магнии

Рис. 16!. Принципиальная технологическая схема получения магния электро­литическим способом

В зависимости от вида перерабатываемого сырья и способа получе­ния хлорида возможны варианты технологических схем получения элек­тролитического магния (рис. 161).

Электролитический способ получения магния сложен и вреден вследствие участия в процессе газообразного хлора. Проще получать металлический магний прямым восстановлением его оксида, образующе­гося при термическом разложении магнезитовых или доломитовых руд. Такие попытки делались длительное время и только в 30-х годах те­кущего столетия увенчались успехом, позволившим освоить на ряде за­водов несколько вариантов термического способа получения магния — с помощью углерода, металлического кремния или других восстанови­телей.

Как в случае углетермического восстановления, так и при исполь­зовании силикотермии производство магния включает подготовку исход­ных материалов, восстановление магния и конденсацию его паров и сплавление кристаллов магния с получением слитков. Возможны раз­личные варианты термических способов получения магния и его аппа­ратурного оформления.

§ 4. Получение безводного хлорида магния

Сырьем для получения безводного хлорида магния мо­гут служить карналлит, бишофит и магнезит. Однако ме­тоды подготовки MgCl₂ к электролизу из этих видов сырья различны.

Обезвоживание искусственного карналлита протекает по схеме:

MgCl₂ • КС1 • 6Н₂0 MgCl₂ • КС1 • 2Н₂0 -> MgCl₂ • КС1. (156)

При быстром нагреве карналлита при атмосферном дав­лении выше 120 °С происходит его расплавление в кристал­лизационной воде. Однако при медленном ступенчатом на­греве можно удалить влагу полностью. Это является при­чиной проведения двустадийного обезвоживания карнал­лита.

Первую стадию проводят в трубчатых вращающихся печах длиной 35—40 м и диаметром 3,0—3,5 м при темпера­туре на загрузочном конце пёчи ниже 120 °G, а на разгру­зочном— не выше 500—560 °С. При такой операции сте­пень обезвоживания составляет 85—90 %. Обезвоженный в трубчатых печах карналлит содержит 6—8 % НгО и до

2,5 % MgO.

Первичное обезвоживание карналлита можно проводить в печах КС (рис. 162). Прокаливание материала в этих пе­чах происходит за счет тепла топочных газов, получаемых при сжигании генераторного или природного газа в специ­альных топках. Под подиной имеются три газораспредели­тельные камеры.

Рабочее пространство печи разделено пятью перегород­ками с окнами, через которые карналлит перетекает от за­грузочного конца к разгрузочному. Установка перегородок обеспечивает зигзагообразное движение материала, что по­зволяет предотвратить смешение более обезвоженного карналлита с менее обезвоженным.

I-I

Рис. 162. Печь для обезвоживания карналлита в кипящем слое:

1 — кожух; 2— теплоизоляция; 3— футеровка; 4 — газораспредели* тельная подина; 5 — перегородки топочных камер; 6 — перегородки с отверстиями; 7 — питатель; 8 — сливная течка; 9 — вход топочиых газов; 10 — газоход

Процесс проводится при 120—130 °С в голове печи и при 200—240 °С перед выгрузкой карналлита.

Обезвоживание карналлита в печах КС дает значитель­ную экономию капиталовложений и эксплуатационных за­трат. Кроме того, промышленными опытами установлена возможность одностадийного обезвоживания карналлита до содержания влаги 0,4—0,6 %.

Вторая стадия обезвоживания с целью полного удале­ния влаги и отстаивания MgO проводится путем плавки в стационарных карналлитовых печах непрерывного действия (СКН) или в хлораторах.

Установка для окончательного обезвоживания в печах СКН состоит из собственно печи, загрузочного устройства, двух электрообогревательных миксеров и скруббера для

промывки отходящих газов (на рисунке не показан). В ком­плект установки входят также печные трансформаторы.

Печь СКН представляет собой прямоугольную ванну, футерованную огнеупорным кирпичом. Через свод в печь введены два стальных электрода. Нагревательным эле­

ментом (электрическим сопротивлением) служит расплав­ленный карналлит. Процесс ведут при 750—800 °С. Обез­воженный карналлит по переточному желобу непрерывно сливается в миксеры, где он подогревается до 780—850 °С и отстаивается от взвеси оксида магния. Миксеры работа­ют поочередно.

Осветленный расплав полностью обезвоженного карнал­лита, содержащий около 50 % MgCl₂ и 0,5—0,9 % Н₂0, сливают путем наклонения миксера и направляют на элек­тролиз. •

Окончательное обезвоживание в хлораторах сводится к получению безводного карналлита хлорированием в рас­плаве в присутствии углерода. В хлораторе совмещены процессы расплавления, обезвоживания, хлорирования MgO и отстаивания от расплава твердых включений.

Хлоратор (рис. 164) состоит из трех отделений: плавиль­ной камеры А, двух реакционных камер Б-1 и Б-2 и мик­сера В, размещенных в одном кожухе.

Рис. 164. Хлоратор:

а — продольный разрез; б —поперечный разрез; А — плавильная камера; £— реакционная камера; В — миксер; 1—кожух; 2 —кладка; 3, 4 — электроды; 5 — загрузочное отверстие; 6, 7 — летки; 8 — фурмы; 9 — решетчатые полки; 10 — переточный канал; И — газоход; 12 — охлаждающее устройство; 13 — пере- точные каналы; /4 —порог

Твердый карналлит вместе с измельченным нефтяным коксом непрерывно загружают в плавильную камеру, ко­торая представляет собой печь электросопротивления. Од­новременно с расплавлением в этой зоне карналлит теряет основную часть воды. Пары воды совместно с хлористым водородом удаляются в газоход.

В плавильной зоне поддерживается постоянный уровень расплава, который по мере наплавления перетекает через порог в верхнюю зону первой реакционной камеры Б-1. Этот расплав содержит до 4 % MgO, 0,3—0,5 % Н₂0 и весь загруженный нефтяной кокс. По переточным каналам расплав перемещается по реакционной камере из верхней зоны в нижнюю. Далее по вертикальному соединительному каналу расплав перетекает в верхнюю зону второй реак­ционной камеры Б-2, где вновь перемещается сверху вниз. Движение расплава на рис. 163 показано сплошными ли­ниями со стрелками.

В нижние зоны обеих реакционных камер через фур­мы подается анодный газ магниевых электролизеров, со­держащий 65—75 % С1₂. Пузырьки газа, поднимаясь вверх, проходят через отверстия решетчатых полок. Направление движения газового потока показано на рис. 163 штрихо­выми линиями. Хлор при этом перемешивает расплав и взаимодействует с водой и оксидом магния. После хлори­рования в расплаве практически не остается воды, а содер­жание MgO снижается до 0,6—0,8 % •

Безводный MgCl₂ перетекает по переливному каналу в миксер, в котором MgO и другие твердые примеси осаж­даются на дно в виде шлама, а нефтяной кокс всплывает на поверхность расплава.

Обезвоженный полностью карналлит сливают через летку в ковш и отправляют к месту потребления. Шлам по мере накопления также сливают через летку, отстаива­ют от MgCl₂ и возвращают в плавильную камеру.

Безводный карналлит содержит, %: 49—51 MgCl₂; 40— 46 КС1; 6—7 NaCl; 0,5—1,0 MgO; 0,01—0,1 Н₂0.

Обезвоживание карналлита менее сложно, чем обезво­живание бишофита. Однако питание магниевых электро­лизеров безводным карналлитом требует большего расхода этой соли на единицу массы выплавляемого магния и свя­зано с получением больших количеств отработанного элек­тролита.

Обезвоживание бишофита происходит ступенчато по схеме:

MgCl₂ • 6Н₂0 -> MgCl₂ ■ 4Н_аО -> MgCl₂ • 2Н₂0 -> ->MgCl₂-H₂O^MgCl₂. (157)

На практике получение безводного MgCl₂ из бишофита производят в две стадии.

Первую стадию проводят в трубчатых вращающихся пе­чах, медленно нагревая бишофит.и получая продукт, содер­жащий 1,5—2 молекулы воды. Эта стадия требует особого внимания к режиму нагрева, так как бишофит при 106 °С плавится. Быстрый нагрев приводит к расплавлению и бур­ному вспениванию материала. Это значительно замедляет процесс, приводит к налипанию продукта на стенках печи, а иногда и к полному зарастанию и остановке печи.

Для проведения второй стадии обезвоживания бишофи­та его необходимо нагревать в атмосфере паров НС1, что­бы предотвратить гидролиз хлорида магния:

Вторую стадию можно проводить как в трубчатых вра­щающихся, так и в шахтных электрических печах (см. ни­же). При хлорировании в шахтных печах процесс ведут при температуре выше точки плавления MgCl₂ и получают расплавленный хлористый магний, содержащий менее 1,0 % MgO и 0,5 % Н₂0.

Процесс получения MgCl₂ хлорированием оксида маг­ния газообразным хлором при высокой температуре опи­сывается уравнением

MgO + C + Cl₂^MgCl₂ + CO. (159)

Для хлорирования используют шахтные электрические печи цилиндрической формы, имеющие стальной кожух и шамотную футеровку (рис. 165). В нижнюю часть печи введено два ряда электродов (по три электрода в каждом), расположенных по отношению друг к другу в ряду под уг­лом 120°. Ряды электродов тадже смещены по отношению друг к другу на 60

Все пространство от пода печи до верхнего ряда элек­тродов заполнено угольными цилиндриками (брикетами), выполняющими роль тела сопротивления, что позволяет развивать в печи температуру до 1000°С. Хлор в печь по­ступает через фурмы, установленные в междурядьи элек­тродов. Шихту подают через герметизированное устройст­во колокольного типа в своде печи, а жидкий MgCl₂ вы­пускают периодически (через 3—4 ч) через летку, расположенную около пода печи.

Загруженная в печь шихта располагается в верхней части печи, опираясь снизу на угольную насадку. Шихта нагревается отходящими газами и при этом подсушивается. В нижней части шихтового слоя (реакционная зона) про­текают реакции хлорирования, и расплавленный хлорид магния далее стекает в нижнюю часть печи через слой вос­становителя, который служит источником тепла и филь­тром.

Отходящие газы содержат С0,'С0₂, НС1, MgCl₂ и дру­гие хлориды. Они удаляются через газоходы, а затем ис­пользуются в качестве вторичного топлива.

Расплавленный MgCl₂ — продукт хлорирования — в котлах с плотнозакрывающимися крышками транспортиру­ется в цех получения электролитического магния. Продук­тами электролиза являются металлический магний и газооб­разный хлор. Хлор наиболее рационально и просто утили­зируется, когда MgCl₂ получают путем хлорирования окси­да магния. Если электролизу подвергается безводный MgCl₂,

Рис. 165. Шахтная электрическая печь для хлорирова­ния:

1 — загрузочное устройство; 2 — уровень загрузкн шихты; 3 — огнеупорная кладка; 4 — уровень загрузкн угольных брикетов; 5 — угольные электроды; 6 — фурмы; 7— лет­ка; 8 — ремонтный люк; 9 — газоход

полученный из бишофита или карналлита, то утилизация' хлора очень затруднена, а выброс газообразного хлора в атмосферу недопустим.

В то же время, если переработке подвергать только ка­устический магнезит, то неизбежные потери хлора в произ­водственном цикле приводят к его недостатку в оборотном цикле. Поэтому в качестве сырья наиболее целесообразно использовать смесь магнезита и бишофита в соотношениях, обеспечивающих полную компенсацию потерь хлора в тех­нологическом процессе.

Электролитический магний получают электролизом рас­плавленной смеси хлоридов магния, калия, натрия и каль­ция.

Электрохимическая сущность процесса электролитичес­кого получения магния заключается в следующем. В хло- ридном расплаве в результате электролитической диссоци­ации образуются катионы металлов Mg²⁺, Na+, К⁺ и анио­ны хлора С1^_.

Под воздействием постоянного тока на катоде разряжа­ются только катионы Mg²+ по электрохимической реакции

Mg²+ + 2е -> Mg. (160)

Анодный процесс сводится к разряду ионов хлора:

2С1- — 2е->С1₂. (161)

В процессе электролиза, проводимом при 690—720 °С, магний получают в жидком виде. В этих условиях возни­кает опасность воспламенения магния в атмосфере возду­ха и обратного хлорирования магния выделяющимся на аноде хлором. Чтобы избежать этого, необходимо герме­тизировать электролизную ванну и частично разделить прикатодное и прианодное пространства диафрагмой. Для предотвращения попадания газообразного хлора в атмос­феру цеха производится принудительный отсос анодного газа.

Для получения электролитического магния применяют электролизеры диафрагменного типа. По конструкции электролизеры бывают с боковым, верхним и нижним вво­дом анодов.

Любой магниевый электролизер состоит из нескольких электрохимических ячеек. Под электрохимической ячейкой подразумевается часть объема ванны, заполненного элек­тролитом и ограниченного с двух сторон катодными элек­тродами.

Схематически устройство ячеек магниевых электролизе­ров показано на рис. 166. Каждая ячейка состоит из од­ного угольного или графитированного анода и двух сталь­ных катодов. Отвод тока от катода осуществляется с по­мощью изогнутых катодных штанг. Для сбора и отвода анодных газов, состоящих главным образом из хлора, слу­жат диафрагмы (колпаки) из шамотобетона. Все узлы электролизера помещены в железном кожухе, футерован­ном изнутри д1амотом.

Диафрагма погружена в электролит на глубину 15— 25 см. Она служит для предотвращения соединения катод­ного и анодного продуктов, что может привести к обратно­му хлорированию магния.

Рис. 166. Принципиальные схемы устройства ячеек магниевых элек­тролизеров с боковым (а), верхним (б) и нижним (е) вводом ано­дов:

1 — катод; 2 — анод; 3 — диафрагма; 4 — катодная штанга

Электролизеры с верхним вводом анодов не требуют отключения при замене анодов, что облегчает их обслужи­вание. Однако срок службы анодов, введенных сверху, при­мерно в два раза меньше, чем у анодов, введенных сбоку или снизу. Кроме того, при одной и той же плотности то­ка электролизеры с верхним вводом анодов работают при большем напряжении.

Состав электролита при электролизе магния выбирают в зависимости от вида сырья. Если исходным сырьем яв­ляется обезвоженный карналлит, содержащий хлориды магния, калия и натрия, то электролит, как правило, со­стоит в основном из тех же хлоридов. При этом в процес­се электролиза получается большое количество отработан­ного электролита.

При электролизе технического MgCl₂(90—95 % MgCl₂)

Количество ячеек в промышленных электролизерах может быть различным и определяется их мощностью. Многолетней практикой и рядом исследований доказаны преимущества более мощных электролизеров. В настоящее время созданы электролизеры на силу тока 80—120 тыс. А.

или более чистого, полученного при восстановлении тетра- § хлорида титана, в электролит, кроме указанных компонен- 1 тов, добавляют СаС1₂ и ВаС1₂. Эти добавки утяжеляют 1 электролит и способствуют улучшению отделения магния. ’ Концентрация MgCl₂ в электролите между загрузками, сырья должна изменяться от 12—14 до 5—6 %.

При уменьшении концентрации хлорида магния возмо­жен электролиз других хлоридов, присутствующих в элек­тролите. При высоком содержании MgCl₂ ухудшаются ^; свойства электролита.

Электролиз магния ведут при температуре 680—720°С и анодной плотности тока 0,4—0,8 А/см². Образующийся при этом магний всплывает на поверхность электролита и извлекается из ванны один раз в сутки вакуум-ковшом.;

4,0—6,3 77—86 13,5—16,7

60-120

Основные технико-экономические показатели работы? современных магниевых электролизёров: }

Напряжение на электролизере, В...

Выход по току, %.........................................

Расход электроэнергии, кВт-ч/т магния Съем магиия с 1 м² площади пода, кг/сут

§ 6. Термические способы получения магния 1

Термические способы получения магния основаны на восстановлении его из оксидов или других соединений бо- \ лее активным металлом, обладающим большим сродством 1 к кислороду, чем магний. 1

Магний имеет высокое сродство к кислороду, и его ок- i сид относится к числу очень прочных оксидов (см. рис. 34, 36). По этой причине выбор восстановителя и условий вое- ] становления при получении магния термическим спосо- 1 бом — задача очень трудная, несмотря на кажущуюся - j простоту технологии. I

В качестве восстановителя для оксида магния можно использовать кремний, алюминий, силикоалюминий и кар- j биды кальция, алюминия и других металлов, а также уг­лерод. При этом восстановление возможно только при тем-; пературах, когда магний будет находиться в парообраз- ^: ном состоянии, т. е. выше точки его кипения (1107°С). Снижению температуры восстановления способствует по­ниженное давление (вакуум).

Восстановление оксида магния с помощью металлов или сплавов в общем виде выражается уравнением

MgO_TB + Ме_тв ^ Mg_nap + МеО_тв. (162).

В металлургии магния возможны два способа металло­термического восстановления: силикотермический и алю- мотермический. Кремний по экономическим соображениям лучше использовать в форме ферросилиция. Использова­ние алюминия ввиду его высокой стоимости нецелесооб­разно. Реакция восстановления карбидами выражается уравнением

MgO_TB + MeС_тв МеО_тв + С_тв + Mg_nap. (163)

Характерной особенностью металлотермического и кар­бидотермического восстановления является то, что из про­дуктов реакций только магний находится в парообразном состоянии. Это позволяет легко отделить его от твердых фаз путем удаления из зоны реакции паров магния и кон­денсации их в охлаждаемой зоне печи.

В настоящее время из перечисленных разновидностей термических способов получения магния только силикотер­мический используется в промышленности. Производство магния углетермическим и карбидотермическим способа­ми прекращено и представляет исторический интерес. По­этому остановимся на рассмотрении только силикотермиче- ского процесса.

Силикотермический способ основан на реакции

2MgO_TB + Si_TB £ 2Mg_nap + Si0_2TB. (164)

Эта реакция обратима, и при атмосферном давлении протекает вправо только при температуре выше 2300 °С. С понижением давления температура начала взаимодейст­вия исходных веществ снижается. При остаточном давле­нии 3—7 Па образование магния происходит при 1500°С.

Присутствие в исходной шихте оксида кальция способ­ствует снижению температуры образования магния. Реак- ' ция силикотермического восстановления магния кремнием в присутствии СаО выражается суммарным уравнением

2MgO + Si + 2СаО 2Mg + 2СаО • Si0₂. (165)

Взаимодействие MgO с кремнием в присутствии СаО при атмосферном давлении идет в сторону образования магния уже при 1700 °С, а в вакууме при остаточном дав­лении около 13 Па — при 1150—1200 °С.

Понижение температуры процесса восстановления маг­ния имеет большое практическое значение. Это в первую очередь позволяет использовать в качестве исходного сырья в силикотермическом процессе на чистый оксид магния, а

более дешевый обожженный доломит, содержащий MgO ш СаО примерно в таком же соотношении, как требуется по! стехиометрии реакции.

Рассматриваемая реакция протекает при температуре выше точки кипения магния, и он выделяется в виде паров, которые легко удаляются из реакционной зоны и затем конденсируются. Вследствие вывода из зоны реакции од-

Доламит

Обжиг

Размол

магний будет конденсироваться только в твердом состоя­нии.

Производство магния силикотермическим способом сла­гается из ряда технологических операций, последователь­ность проведения которых показана на рис. 167.

Доломит перед дозировкой подвергают дроблению и об­жигу в шахтных печах с последующим измельчением огар­ка. Далее измельченные доломит и ферросилиций поступа­ют на дозировку и смешение. Готовую шихту брикетируют на валковых прессах. Брикеты упаковывают в бумажные мешки и отправляют на восстановление.

Оксид магния восстанавливают до металла в горизон­тальных вакуумных ретортных печах (рис. 168). Печи отапливают газом. Полный цикл операции в реторте длит­ся 10 ч. Сжигание газа регулируют так, чтобы к концу опе-

Ферросилиций

Размол

Дозиробна

Шита

брикетирование

Восстанобление Кристаллы магния

Переплабка

Чуштбой магний

Рнс. 167. Технологическая схема полу­чения магния силикотермическим спо­собом ного из ее продуктов реак­ция практически проходит вправо до конца.

Условия, при которых • конденсируется магний, об­разовавшийся при силико- термическом восстановле­нии, определяются темпера-; турой и давлением паров магния в зоне конденсации. Конденсация начинается то­гда, когда температура пара магния снижается до вели­чины, при которой фактиче­ское его давление становит­ся равным давлению насы­щенного пара.

Давление пара магния при температуре его плавле­ния (651 °С) составляет при­мерно 3,2-10² Па. Следова­тельно, если снизить давле­ние ниже этого значения, то

Рис. 168. Ретортная печь для получения магния:

1 — реторта; 2 — крышка; 3 — патрубок вакуумной системы

рации в реторте температура была около 1165°С. В ре­тортной печи установлено 20 реторт в один ряд.

Реторты изготовляются из жаростойкой высоколегиро- ■ ванной стали и состоят из двух частей. Основная часть, в которой происходит восстановление (реакционная зона), находится внутри печи и представляет собой литую трубу с приваренным сферическим днищем. К другому концу при­варена водоохлаждаемая головка реторты (рис. 169). Эта часть реторты служит зоной конденсации.

Ряс. 169. Головка реторты:

/ — корпус; 2 — тепловой экран; 3 — конденсатор; 4 — стальная трубка; 5 — друзы магния; 6 — водяной холодильник; 7 — патрубок вакуумной системы;

8 — крышка; 9 — ручка крышки 24* 379

Холодный конец реторты герметически закрывается крышкой, которая позволяет производить загрузку шихты, извлекать кристаллы магния и удалять остаток от дистил­ляции. В каждую реторту единовременно загружают пять мешков шихты по 20—25 кг каждый.

.Магний осаждается на стенках конденсатора в виде плотного осадка кристаллов (друзы) цилиндрической фор­мы. Наиболее плотные друзы получаются, когда в конден­саторе поддерживается температура 475—550 °С. Суточная производительность одной печи (20 реторт)— около 700 кг.

Рис. 170. Схема вакуумной печн для непрерывного получения магния силн- котермическнм способом

После извлечения из кон­денсатора магний переплав­ляют и отливают в чушки.

Магний, полученный си- ликотермическим способом, очень чист. Содержание при­месей в -нем значительно ни­же, чем в электролитичес­ком магнии.

Дата добавления: 2015-08-29