CC BY
204
УДК 669.447:544.6.018.4-143
ЭЛЕКТРОРАФИНИРОВАНИЕ СВИНЦА ИЗ ВТОРИЧНОГО СЫРЬЯ В ХЛОРИДНЫХ РАСПЛАВАХ
Ю.Р. Халимуллина1, П.А. Архипов1, П.С. Першин1, Ю.П. Зайков12
Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН, Екатеринбург, Россия 2Уральский федеральный университет, Екатеринбург, Россия
Аннотация
Разработана и апробирована технология электролитического рафинирования свинца в хлоридных расплавах. Было обнаружено, что электрохимические превращения происходят в эквимолярной смеси хлоридов калия и свинца при температуре 500°С. Солевая смесь, помимо выполнения транспортных функций по доставке ионов свинца к катоду, служит покрывным флюсом, который препятствует вредным выбросам в рабочую зону цеха. Использование расплавленных солей позволяет увеличить скорость процесса (плотность тока 0.7-1.5 А/см2), следовательно, и производительность процесса рафинирования при одинаковых геометрических размерах увеличивается в несколько раз по сравнению с электролитическим рафинированием в водных растворах. Испытания проводили в электролизере оригинальной конструкции с вертикально расположенными электродами. Электролизер позволял единовременно загружать до 50 кг сырья и варьировать токовой нагрузкой в интервале 100-350 А с контролем количества электричества в режиме реального времени. Процесс вели в диапазоне температур 470-530°С. Использовали несколько различных плотностей тока: 0.3, 0.5, 0.7, 1.0 А/см2. Рафинирование свинца вели в гальваностатическом режиме. При всех плотностях тока устанавливался стационарный режим. Конструкция разработанного аппарата обеспечивала равномерное распределение силовых линий электрического поля, что исключало локальный перегрев и позволяло контролировать истинные значения плотности тока.
Ключевые слова:
рафинирование, солевой расплав, сплав, свинец.
ELECTROLYTIC REFINING OF LEAD FROM SECONDARY RAW MATERIALS IN CHLORIDE MELTS
Yu.R. Khalimullina1, P.A. Arkhipov1, P.S.Pershin1, Yu.P. Zaikov12
1Institute of High-Temperature Electrochemistry of the Ural Branch of the RAS, Yekaterinburg, Russia 2Ural Federal University, Yekaterinburg, Russia
Abstract
A technology of lead electrolytic refining in chloride melts was developed and industrially tested. Electrochemical transformations were found to take place in potassium and lead chlorides equimolar mixture at 500°С. The mixture apart from transporting lead ions to a cathode served as a cover flux, which prevented polluting emissions to the operation area. The molten salts allow accelerating the process (current density is 0.7-1.5 A/cm2) and, hence, the refining process efficiency increases at equal dimensions compared with the process of electrolytic refining in water solutions. Tests were performed using a cell of original construction with vertically placed electrodes. The electrolytic cell provided a single load of 50 kg of raw material and current load from 100 to 350 A with the electricity quantity control in real time operation mode. The process operation temperatures were 470-530°С. The following current densities were used: 0.3, 0.5, 0.7, 1.0 A/cm2. Lead refining was performed under galvanostatic mode. A stationary mode was set at all current densities. The construction of the developed device provided homogeneous distribution of electric lines of force, which prevents local overheating and allows controlling real current density values.
Keywords:
electrolytic refining, chloride melts, alloys, lead.
Аккумуляторный лом и другие материалы, содержащие значительные количества оксидов и сульфатов свинца, могут быть переработаны путем плавки в восстановительной атмосфере при температуре выше 900°С в отражательных печах, отапливаемых газом [1]. В результате отражательной плавки аккумуляторного лома без добавки восстановителя получают малосурьмяный свинец, богатые свинцом шлаки (до 80% Pb, до 10% Sb) и спрудины (всплывающие на поверхность расплава тугоплавкие пленки). Значительное количество свинца и особенно сурьмы улетучивается. С учетом переработки оборотных продуктов может быть достигнуто извлечение свинца до 95% при потерях с газами 5%. По данным [2], в мире работает 47 заводов по производству свинца из первичного сырья и 144 - из вторичного. При переработке вторичного свинцового сырья 39 фирм применяют отражательные печи, прежде всего для плавки шихты с высоким содержанием оксидов и сурьмы. Как и в случае шахтных печей, отражательная плавка связана с серьезными трудностями экологического характера. Широко распространенной технологией (особенно в Европе) является плавка свинецсодержащих фракций в трубчатых вращающихся печах, работающих в периодическом режиме. Возможность использования различных видов топлива, переработки шихты переменного состава, простота аппаратурного оформления позволили им стать основным плавильным агрегатом для предприятий небольшой
294
и средней мощности. Вращающиеся печи оказались очень удобными в работе и применяются во многих странах мира как в качестве единственной печи для выплавки свинца в одну стадию, так и в качестве вспомогательной, используемой для обеднения шлака первой стадии, например, шлака печи Austmelt [3].
В настоящее время промышленное рафинирование свинца проводится в несколько основных стадий: подготовка шихты, восстановительная плавка и последовательное удаление примесей в котлах (обезмеживание, окислительное рафинирование от сурьмы, мышьяка и олова, обессеребрение, обезвисмучивание, щелочное рафинирование от кальция, магния, сурьмы и цинка) [4]. Длительность, трудоемкость и энергозатраты стадий удаления примесей зависит от качества конечного продукта. Таким способом выгодно получать свинец марок С2, С1 ГОСТ 3778-98. При получении свинца марок С00, С000 по ГОСТ 22861-93 таким методом процесс рафинирования становится длительным, многостадийными приведет к увеличению себестоимости в 1.5-2 раза. С развитием атомной промышленности в скором времени будет востребовано производство чистого свинца и сплавов Pb-Bi определенного состава, применяемых в качестве жидкометаллических теплоносителей [5].
В лаборатории электродных процессов Института высокотемпературной электрохимии УрО РАН ведутся комплексные исследования для создания научных основ электрохимической технологии рафинирования свинца в хлоридных расплавах. Изучены физико-химические свойства эквимолярной смеси KCl-PbCl2 [6, 7], кинетика электродных процессов при электроосаждении ионов свинца [8, 9], электрорастворение свинца из его сплавов [10].
В настоящей работе приведены результаты по апробированию технологии в электролизерах с токовой нагрузкой от 100 до 500 А.
Переход от лабораторной ячейки к промышленному электролизеру обычно связан с изменением тепловых и электрических полей, что в свою очередь существенно влияет на гидродинамическую обстановку внутри высокотемпературного аппарата. Для выяснения этих вопросов был изготовлен электролизер с токовой нагрузкой от 300 до 500 А и проведены его тепломеханические и технологические испытания.
В работах [11, 12] показано, что реальная величина плотности тока на отдельных участках жидкометаллического анода отличается от значения средней плотности тока, рассчитанной на всю геометрическую поверхность. Для обеспечения равномерного распределения силовых линий электрического поля по площади электродов были разработаны и протестированы три конструкции электролизеров.
Электролизер с биполярным металлическим электродом
Установка электролитического рафинирования (рис.1) представляет собой емкость, которая по электролиту с помощью графитовой перегородки разделена на две части: анодную и катодную, а по металлу на три части: анодную, биполярную и катодную. Перегородка из графита со стороны катодной части экранирована изолятором. Анодный и катодный электролиты имеют электрический контакт через биполярный жидкометаллический электрод. Анодный металл через графитовый токоподвод и медные шины соединен с положительным полюсом источника постоянного тока. Отрицательный полюс источника через медные шины подключен к цилиндрическому графитовому катоду.
Рис. 1. Конструкция электролизера с биполярным металлическим электродом
Стенки электролизера выполнены из огнеупорного бетона, состоящего из высокоглиноземистого коррозионностойкого цемента марки ВГКЦ-75-0.5 по ТУ 5737-006-00284345-99, и шамотной крошки. Толщина стенки не менее 200 мм. Снаружи металлический кожух из стального листа толщиной 10 мм.
Технологические процессы в данной конструкции аппарата можно представить следующим образом. На анод загружают черновой свинец с содержанием примесей, приведенным в табл.1.
Таблица 1. Содержание примесей в анодном металле
Состав Концентрация примесей, мас. %
Sb Sn Cu Zn Bi Fe As Ag Pb
№ 1 1.39 0.0006 <0.0003 0.0003 0.032 <0.0003 0.020 0.003 Ост.
№ 2 1.02 0.0004 <0.0003 0.0002 0.025 <0.0003 0.006 0.003 Ост.
№ 3 1.96 0.02 <0.0003 0.0003 0.016 0.008 0.005 0.003 Ост.
295
Согласно значениям условных стандартных потенциалов металлов под действием постоянного электрического тока на аноде в первую очередь происходит ионизация свинца и цинка:
РЬчерн. - 2e = Pb+2, (1)
2Ичерн. - 2e = Zn+2, (2)
а на поверхности графитовой перегородки по рис. 1 восстановление свинца:
Pb+2 + 2e = Pb. (3)
Выделившийся на графитовом электроде свинец стекает в биполярную часть. При этом поверхность металла в средней части электролизера принимает положительное значение и становится анодом. На нем повторно реализуются процессы (1) и (2), а на катоде процесс (3). В результате ведения электролиза свинец через расплавленную среду переходит с анода на катод, в то время как сурьма, олово, медь, висмут и мышьяк остаются на положительном электроде, постепенно увеличивая свое содержание в анодном сплаве. Цинк переходит в хлоридный расплав и остается в нем как составляющая электролита.
Для приготовления электролита использованы калий хлористый марки Ч по ТУ 2184-072-00209527 и свинец хлористый марки Ч по ГОСТ 4210-77. Материалы перед использованием просушены в течение 8 ч при температуре 373 К. Затем, исходя из соотношения хлоридов металлов в весовом отношении MKci:MPbCi2=1:2,5, был приготовлен электролит. В качестве анодного металла использован черновой свинец. Сушка футеровки осуществлена установкой в анодное и катодное пространства нихромового нагревателя с автоматическим управлением режима температуры. Прогрев проведен в течение 10 сут с постепенным увеличением температуры футеровки от 333 до 373 К и выдержке в течение 10 сут при 573 К.
По окончании сушки нагреватель удалили из электролизера. Отсеки для металла заполнили жидким свинцом марки С1 по ГОСТу и загрузили смесь хлоридов калия и свинца KCl-PbCl2. Верхний уровень расплава находился на 150 мм выше уровня металла. После наплавления солей подогрев осуществили за счет тепла, выделившегося при прохождении электрического тока через электролит. Вид электролизера в работе изображен на рис.2а, б.
Съем катодного металла и загрузку анодного сплава производили по мере накопления рафинированного свинца. Отбор проб анодного и катодного сплава и электролита осуществляли ежесуточно. Анализ металла выполнили спектральным методом на приборе Spektrolab-M.
а б
Рис. 2. Внешний вид электролизера в рабочем состоянии при 803 К: а - вид спереди; б - вид сверху
При пуске электролизера в анодное и катодное пространство загрузили 100 кг электролита. Общий уровень расплава и металла установили по 22 см в каждом. Расплавленная смесь солей хлоридов калия и свинца смачивала материал корпуса электролизера и проникала внутрь пор. Происходила естественная пропитка футеровки электролитом. Скорость пропитки бетона расплавом оценили по расходу электролита в единицу времени при поддержке постоянного уровня электролита в анодном и катодном пространствах. По истечении трех суток установился постоянный уровень расплава в электролизере. Причем в первые сутки скорость проникновения электролита в поры футеровки составила 20 кг/сут, а во вторые и третьи по 11 кг/сут. Рафинирование вели при следующих технологических параметрах:
анодная плотность тока.......................от 0.4 до 0.7 А/см2
катодная плотность тока......................от 0.5 до 1.0 А/см2
концентрация сурьмы в анодном сплаве..........от 2 до 34 мас. %
токовая нагрузка ...............................от 300 до 500 А
общее напряжение на ванне...............................12-16 В
температура процесса..............................от 803 до 823 К
В процессе рафинирования происходит уменьшение концентрации сурьмы в катодном металле с 0.007 до
0.001 мас. % (табл.2), которая остается постоянной при дальнейшей работе электролизера в выбранном технологическом режиме. При этом в анодном металле наблюдается накопление таких примесей как висмут, мышьяк, серебро, кальций, так и сурьмы, как видно из табл.3.
За время испытаний концентрация сурьмы в анодном сплаве увеличилась с 1 до 34 мас. % (табл.3),в то время как концентрация сурьмы в катодном металле составляла на 4 порядка ниже, что подтверждают теоретические расчеты и лабораторные исследования. В результате испытаний получена опытная партия катодного свинца, соответствующего марки С1 по ГОСТу 3778-98.
296
Таблица 2. Химический состав катодного металла
А/см2
t,
сут
Sb
Sn
Концентрация компонентов, мас. %
Bi
Fe
As
Ag
Ca
0.6
0.6-1.5
0.4-1.3
1.5
8
9
10
11
16
17
18
19
20
0.001
0.001
0.001
0.001
0.001
0.0008
0.0006
0.0007
0.0004
0.0006
0.0006
0.0005
0.0004
0.0006
0.0004
0.0005
0.0006
0.0006
<0.003
<0.0003 <0.0005
<0.0003
0.006
0 014
0 008
0 007
0 015
0 014
0 019
0 026
0 010
Таблица 3. Химический состав анодного металла
t, Концент эация компонентов, мас. %
А/см2 сут Sb Sn Bi Fe As Ag Ca
0.6 8 2.3 0.002 0.06 0.03 0.005 0.018
9 5.5 0.002 0.13 0.08 0.012 0.013
0.6-1.5 10 6.7 0.002 0.16 <0.0003 0.10 0.014 0.021
0.4-1.3 11 8.6 0.002 0.20 0.14 0.017 0.022
16 5.7 0.001 0.13 0.09 0.008 0.022
17 6.4 0.002 0.14 0.0030 0.10 0.009 0.038
1.5 18 13.2 0.003 0.29 <0.0003 0.22 0.022 0.060
19 22.9 0.002 0.36 <0.0003 0.25 0.040 0.080
20 33.1 0.002 0.43 0.0025 0.31 0.040 0.010
Рис. 3. Опытная партия свинца
Электролизер с двумя анодами и одним катодом
Для снижения межэлектродного расстояния и увеличения производительности разработана конструкция электролизера с двумя анодами и одним катодом. Установка электролитического рафинирования (рис.4) представляет собой емкость, которая по электролиту с помощью графитового анода разделена на две части и по металлу с помощью барьеров из бетона разделена на два анодных металла и общий катодный металл. Анодный металл через графитовые токоподводы и медные шины соединен с положительным полюсом источника постоянного тока. Отрицательный полюс источника через медные шины подключен к цилиндрическому графитовому катоду, расположенному в центре электролизера.
Рис. 4. Конструкция электролизера с двумя анодами и одним катодом
297
Корпус электролизера выполнен из бетона, так же как и первый вариант. В качестве анодного металла использовали свинцово-висмутовый сплав (табл.4), измельченный до кусочков массой 1-2 кг. Загрузку свинцово-висмутового сплава осуществили с таким расчетом, чтобы колебания уровня металла в анодном пространстве не превысили 1 см.
Таблица 4. Содержание примесей в анодном металле
№ Bi Sb Fe Mg Ca Zn Ag Pb
1 1.62 0.006 7 10-4 1.2 10-3 0.003 0.80
2 1.70 0.130 9 10-3 - 0.95 11.2
3 1.98 <0.010 2 10-3 0.55 0.87 12.4
4 3.88 <0.010 3 10-3 0.80 1.30 15.4 Ост.
5 2.99 <0.010 4 10-3 0.70 1.10 13.7
6 0.90 0.007 0.036 0.10 2.40 16.0
Выгрузку катодного металла производили периодически по мере накопления свинца в катодной емкости или 3 раза в сутки согласно расчетам. Готовый продукт извлекали из электролизера специальным ковшом, выливали в изложницу, охлаждали и взвешивали. По весу катодного свинца определяли количество свинцово-висмутового сплава для загрузки в анодное пространство электролизера. Контроль качества конечных продуктов вели с помощью отбора проб анодного и катодного металлов, а также электролита. Отбор проб производили 1 раз в сутки.
Вид электролизера после выполнения мероприятий по программе запуска и выхода на технологический режим изображен на рис. 5.
Опытные испытания электролизера провели в течение 14 сут в расплаве из хлоридов калия и свинца. Ниже приведен интервал технологических параметров, который определили из данных по равновесным потенциалам свинцово-висмутовых сплавов, поляризационных кривых и выходу по току:
анодная плотность тока...........................от 0.4 до 0.7 А/см2
катодная плотность тока..........................от 0.7 до 1.5 А/см2
массовая доля висмута в анодном сплаве...............от 2 до 14%
токовая нагрузка .................................от 300 до 500 А
общее напряжение на ванне...................................7-8 В
температура процесса.................................от 803 до 823 К
Рис. 5. Внешний вид электролизера в рабочем состоянии
В процессе рафинирования происходит уменьшение массовой доли висмута в катодном металле до 0.01%. Содержание остальных примесей снижается и остается на уровне точности определения. В анодном металле происходит накопление таких примесей, как висмут, сурьма и серебро, другие примеси в сумме увеличиваются до 0.005%. За время испытаний массовая доля висмута в анодном сплаве увеличилась с 1 до 14% в то время как концентрация висмута в катодном металле составляла на 3 порядка ниже. По технологическим параметрам можно отметить тот факт, что при такой конструкции электролизера общее напряжение на ванне уменьшилось в 2 раза при той же токовой нагрузке.
Электролизер с пористой диафрагмой
Для существенного снижения межполюсного расстояния разработана конструкция электролизера с пористой керамической диафрагмой. Установка (рис.6) для электролитического рафинирования металлического свинца содержит помещенную в корпус электролизера пористую керамическую диафрагму (3),
298
выполненную в виде емкости, в которую помещается жидкий металл, как один из электродов, в нашем случае катод. Другой электрод (анод) вертикально размещен вокруг диафрагмы в графитовом тигле (1). Стенки емкости диафрагмы имеют направленные поры от одной стенки к другой. Эти поры заполняются расплавленным электролитом и служат транспортной средой для ионов свинца.
Рис. 6. Конструкция электролизера с пористой диафрагмой:
1 - графитовый тигель; 2 - графитовая шайба для анодного тигля; 3 - диафрагма (катодный тигель); 4 - алундовая трубка для добавления анодного свинца в анодное пространство; 5 - алундовая трубка для откачки катодного свинца из катодного пространства; 6 - токоподвод в анодное пространство; 7 - токоподвод в катодное пространство; 8 - графитовая шайба для диафрагмы (катодного тигля); 9 - электролит KCl-PbCl2; 10 - анодный металл; 11 - катодный металл.
Рафинирование проводили при четырех плотностях тока 0.3, 0.5, 0.8 и 1.1 A/см2 при температуре 823 К. При каждой плотности тока процесс вели непрерывно в течение нескольких суток. Стационарный потенциал во время токовой нагрузки изменялся незначительно в соответствии с уровнями катодного и анодного металлов и равнялся 1.0, 1.3, 1.5, 2.0 В для плотностей тока 0.3, 0.5, 0.7, 1.0 А/см2 соответственно.
Химический состав исходного свинца и катодного продукта электрорафинирования при плотности тока 1.0 А/см2 приведены в табл.5.
Таблица 5. Содержание примесей в исходном и катодном металле
Металл Содержание компонентов, мас. %
Sb Sn Bi Zn Fe As Ag Pb
Исходный 1.39 0.0006 0.032 <0.0003 <0.0003 0.02 0.003 Ост.
Катодный 0.0004 0.0006 <0.003 <0.0003 <0.0003 <0.0005 <0.0003 Ост.
Как видно из данных таблицы, полученный на катоде свинец содержит в мас. %: <0.0003 Ag; <0.003 Bi; <0.0005 As; 0.0006 Sn; 0.0004 Sb и может быть востребован для применения в качестве теплоносителя.
Заключение
Разработаны и проведены испытания трех видов конструкций электролизеров для электрорафинирования свинца, полученного из вторичных материалов. Испытания показали, что в электролизере оригинальной конструкции с вертикально расположенными электродами за счет уменьшения межэлектродного расстояния напряжение на ванне снижено в 5 раз.
Литература
1. Lamm K.F. Aufarbeitung von AkkuschrottErsteDuisburger Recycling-Tage // Ed. Agst. 1984. P. 233-253.
2. Modernisation of the lead acid battery scrap smelting technology at “Orzel Bialy” S.A. / S. Gizicki, Z. Smieszek,
J. Chernecki et al. // Fourth International Symposium on Recycling of Metals and Engineered Materials / ed. by
D.L.Stewart, Jr, J.S.Davy, R.L.Stephens. TMS, 2000. P. 121-131.
3. Siegmund A.H.-J. Primary lead production - A survey of existing smelters and refineries // Lead-Zinc 2000 / Ed.
J.E. Dutrizacet. al. TMS, 2000. P. 55-116.
299
4. Смирнов М.П. Рафинирование свинца и переработка полупродуктов. М.: Металлургия, 1977. 280 с.
5. Sahu S.K., Ganesan R., Gnanasekaran T. Studies on the phase diagram of Pb-Fe-O system and standard molar Gibbs energy of formation of ‘PbFe5O8 5’ and Pb-Ee-O // J. Nucl. Mater. 2012. Vol. 426. Р. 214-222.
6. Empirical evaluation and experimental investigation of chloride-oxide melts electrical conductivity of the system KCl-PbCl2-PbO / A. Redkin, P. Arkhipov, A. Efremov, A. Apisarov // Summaries 2 of the 19th International Congress of Chemical and Process Engineering CHISA (28 August - 1 September 2010). Prague, P. 697.
7. Electrical conductivity, density and molar volume of KCl-PbCl2-PbO molten mixtures / A. Apisarov, P. Arkhipov, Yu.P. Zaikov, A. Efremov, N. Kulik, A. Redkin // Summaries 2 of the 19th International Congress of Chemical and Process Engineering CHISA (28 August - 1 September 2010). Prague, P. 704.
8. Cathode processes in KCL-PbCl2 melt / Yu.P. Zaikov, P.A. Arkhipov, Yu.R. Khalimullina, V.V. Ashikhin // Proceedings of the 9th Israeli-Russian Bi-National Workshop 2010 (Belokurikha, 25-30 July 2010). P. 186-197.
9. The electrodeposition of lead in LiCl-KCl-PbCl2 and LiCl-KCl-PbCl2-PbO melts / P. Pershin, Yu. Khalimullina,
P. Arkhipov, Yu. Zaikov // J. Electrochem. Soc. 2014. Vol. 161(14): D824-D830; doi:10.1149/2.0051501jes.
10. Modeling of anodic dissolution of Pb-Sb alloys in chlorides melts / Yu.P. Zaikov, P.A. Arkhipov, Yu.R. Khalimullina, A.P. Khramov // Proceedings of the 6th International Conference on Mathematical and Computer Simulation of Material Technologies MMT-2010 (23-27 August, Ariel). P. 65-73.
11. Ефремов А.Н., Архипов П.А., Зайков Ю.П. Распределение постоянного тока по поверхности жидкометаллического анода и в объеме электролита PbCl2-KCl // Известия вузов. Цветная металлургия.
2007. № 3. С.12-19.
12. Ефремов А.Н., Архипов П.А., Зайков Ю.П. Моделирование электрического поля в электролизере с жидкометаллическим анодом // Расплавы. 2012. № 5. С. 37-42.
Сведения об авторах
Халимуллина Юлия Ринатовна,
к.х.н., Институт высокотемпературной электрохимии УрО РАН, г.Екатеринбург, Россия, [email protected] Архипов Павел Александрович,
к.х.н., Институт высокотемпературной электрохимии УрО РАН, г.Екатеринбург, Россия, [email protected] Першин Павел Сергеевич,
к.х.н., Институт высокотемпературной электрохимии УрО РАН, г.Екатеринбург, Россия, [email protected] Зайков Юрий Павлович,
д.х.н., Институт высокотемпературной электрохимии УрО РАН, г.Екатеринбург, Россия, [email protected] Khalimullina Yuliya Rinatovna,
PhD (Chemistry), Institute of High-Temperature Electrochemistry of the Ural Branch of the RAS, Yekaterinburg, Russia, [email protected] Arkhipov Pavel Aleksandrovich,
PhD (Chemistry), Institute of High-Temperature Electrochemistry of the Ural Branch of the RAS, Yekaterinburg, Russia,
Pershin Pavel Sergeevich,
PhD (Chemistry), Institute of High-Temperature Electrochemistry of the Ural Branch of the RAS, Yekaterinburg, Russia, [email protected]
Zaikov Yurii Pavlovich,
Dr.Sc. (Chemistry), Institute of High-Temperature Electrochemistry of the RAS; Ural Federal University, Yekaterinburg, Russia, [email protected]
УДК 621.793.6
ГАЛЬВАНО-ТЕРМОДИФФУЗИОННОЕ БОРИРОВАНИЕ СТАЛЕЙ
Я.Б. Чернов1, Е.С. Филатов12, К.Р. Каримов1, В.В. Чебыкин1
Институт высокотемпературной электрохимии Уральского отделения РАН, Екатеринбург, Россия 2Уральский федеральный университет, Екатеринбург, Россия
Аннотация:
Исследован процесс термодиффузионного борирования в расплаве на основе хлорида кальция с добавкой оксида бора с применением реверсированного тока. Определены основные температурные, концентрационные и токовые параметры процесса. Металлографическим методом определен фазовый состав покрытия.
Ключевые слова:
солевой расплав, хлорид кальция, оксид бора, реверсированный ток, плотность тока, покрытие, фазовый состав.
300
