Основные этапы развития сталеплавильного производства

1.3.1. Первый этап — прямое получение железа из руды. Получение железа не­посредственно из руды — наиболее древний способ производства железа. В глубокой древности железо получали путем его восстановления из руды в примитивных горнах. Поскольку в этом процессе использовалось «сырое» дутье (неподогретый воздух), способ получил название «сыродутный».

Сущность сыродутного способа получения железа заключается в сле­дующем: в горн загружают древесный уголь и железную руду, уголь разжига­ют и начинают подавать дутье; по мере сгорания и «оседания» угля руда опускается, подвергаясь непрерывно­му контакту с восстановительными га­зами и раскаленным углем и посте­пенно при этом восстанавливаясь.

Расчетная температура горения угля в холодном воздухе с нормальной влажностью около 1400 °С. Учитывая неизбежные потери тепла, предполо­жительно температура процесса со­ставляет 1300-1350 ºС, а при таких температурах шлак образуется в жид­ком виде. Шлак в основном должен состоять из оксидов железа (значи­тельная часть железа руды переходила в шлак и терялась с ним). В результате процесса получали раскисленный ком («крицу») восстановленного железа (с прожилками шлака), который вытас­кивали из горна и обрабатывали под молотами, уплотняя крицу и выдавли­вая из нее шлак. Состав металла в этом процессе зависит от состава пустой по­роды руды, от температуры процесса и продолжительности пребывания кри­цы в горне.

Существовало много разновиднос­тей сыродутного процесса, причем в некоторых установках получали за одну операцию, длившуюся 6-7 ч, до 200 кг железа. Такие недостатки сыро­дутного производства, как малая про­изводительность, большой расход топ­лива, большие потери железа со шла­ком, высокая трудоемкость процесса и низкое качество металла, определили повсеместное его вытеснение. К кон­цу XX в. возникли новые способы получения железа непосредственно из железорудных материалов. Эти спосо­бы получили общее название «прямое получение железа» (англ. DI или DRI: Direct-Reduced-Iron). Получаемый при этом продукт часто называют «первородной шихтой» (т. е. не под­вергавшейся переплаву). Этот про­дукт обычно используют в качестве шихты в дальнейшем переделе.

1.3.2. Второй этап — получение кричного (сварочного) железа из чугуна. По мере усовершенствования сыро­дутного процесса горны строили все большей вместимости, более высоки­ми, подачу дутья интенсифицировали; это привело к повышению температу­ры в горне и к более продолжительно­му пребыванию шихтовых материалов в зоне высоких температур. В резуль­тате в ряде случаев происходило за­метное науглероживание железа и продуктом процесса оказывалось не низкоуглеродистое железо, а высоко­углеродистое, т. е. чугун. Чугун не об­ладает пластическими свойствами (не куется, не сгибается и т. п.); часто его считали нежелательным продуктом и выбрасывали¹. Однако было замечено, что при загрузке в горн чугуна вместо железной руды или в случае продол­жения операции из оставленной в гор­не высокоуглеродистой крицы также получается низкоуглеродистая же­лезная крица. Такой двухстадийный процесс (вначале выплавка чугуна, а потом получение из чугуна низкоуг­леродистого металла) как более про­изводительный привел к возникно­вению более совершенного способа производства железа, получившего название кричный процесс. Дата появ­ления кричного процесса, так же как и сыродутного, неизвестна, но уже в XII-XIII вв. кричный способ был рас­пространен.

¹ Куски (болванки) чугуна называют чуш­ками («чушка» по-русски — это молодая сви­нья); чушка чугуна по-английски pig-iron- свинское железо (pig — свинья).

Таким образом, сущность крично­го способа переработки чугуна в желе­зо и сталь заключается в расплавлении чугуна в горне на древесном угле и окислении углерода, кремния, мар­ганца и других примесей чугуна кислородом дутья и действием шлаков, богатых оксидами железа.

Выложенный огнеупорными мате­риалами или водоохлаждаемыми чу­гунными плитами горн наполняют древесным углем, разжигают его и по­дают дутье. После того как уголь хоро­шо разгорится, присаживают чугун и богатые оксидами железа шлаки, ока­лину, железную руду. Чугун помещают обычно на уровне фурмы или не­сколько выше ее, где он постепенно плавится и в виде капель стекает вниз. Одновременно под действием кисло­рода воздуха дутья и оксидов железа шлака происходит выгорание приме­сей чугуна.

По мере выгорания примесей чугу­на (в частности, углерода) повышается температура его плавления. Напом­ним, что температура плавления чугу­на 1150—1200 °С, низкоуглеродистого железа несколько выше— 1500 ºС. Температура в горне достигает 1300— 1400 ºС, т. е. достаточна для расплав­ления чугуна, но недостаточна для поддержания в жидком виде образую­щегося низкоуглеродистого сплава. В результате по мере выгорания приме­сей металл становится все более туго­плавким и все более вязким. Наступает момент, когда на дне горна образует­ся зернистая тестообразная железис­тая масса, которую собирают в один общий ком (крицу), достают из горна и обжимают под молотом, чтобы уда­лить из металла шлак и получить воз­можно более плотный и однородный кусок железа.

В связи с тем что горючие материа­лы, применяющиеся в кричном про­изводстве, находятся в непосредствен­ном контакте с металлом, они должны быть чистыми от золы и вредных при-месйй (главным образом от серы). Та­ким требованиям лучше всего удов­летворяет древесный уголь.

Сера во время процесса выгорает в незначительной степени; фосфор уда­ется удалить на 50-60 %, чему способ­ствуют умеренная температура про­цесса и высокое (иногда > 90 %) со­держание оксидов железа в шлаке. Готовая крица обычно содержит, %: 0,03-0,05 С, 0,01-0,02 Si, до 0,08 Мп, 0,01-0,04 Р, 0,004-0,006 S.

Сравнительно высокопроизводительные (по тем временам) относи­тельно высокие печи — горны, начи­ная с XIII в., были распространены по всей Европе. На территории России известна местность (в старину назы­вавшаяся Железным полем), где рас­положен город Устюжна (Вологодская обл.). В XIII в. местность называлась Железный Устюг. К началу XVII в. там производили ежегодно около 1 тыс. т железных изделий.

Высокопроизводительные печи-горны в России назывались домница-ми, в Англии — high blomery furnace (большая кричная печь), в Герма­нии — Stuckofen (от Stuck — кусок, крица и Ofen — печь) или Wolfofen (волчья печь), во Франции —fourneau a loupe (волчья печь)'.

Также как и сыродутный, крич­ный способ производства имел ряд существенных недостатков: низкая производительность, высокий угар железа (до 20 %), большой расход топлива (древесного угля), большая трудоемкость процесса и др. В ре­зультате в конце XIX — начале XX в. кричный процесс исчез.

Низкая производительность и до­роговизна кричного передела, а также массовое уничтожение лесов вокруг промышленных центров, вызванное необходимостью получения больших количеств древесного угля,— причи­ны, способствующие поиску более производительного способа железа, причем такого, при котором можно было заменить чистый древесный уголь другим, более дешевым и менее дефицитным топливом. В 1784г. анг­личанин Г. Корт предложил получать сталь окислительным плавлением чу­гуна на поду отражательной печи — способ, позволяющий сжигать в топке печи любое горючее (топка была отде­лена от ванны металла). Печь получи­ла название пудлинговой ². Чистота горючего уже не играет такой роли, как при кричном переделе, так как непос­редственный контакт горючего с ме­таллом отсутствует.

¹ Печи для производства чугуна в России получили название «домна» (от старосла-вянск. «дмение»—дутье); в Англии blast furnace (дутьевая печь); в Германии Hoch ofen (высокая печь); во Франции haul fourneau (большая высокая печь); у зап. славян: wielki pec (польск. — большая печь), vysoka pec (чешек. — высокая печь).

² От англ, to puddle —месить, перемеши­вать.

Садка типичной пудлинговой печи 250-500 кг (иногда выше —до 1т). Слой расплавленного чугуна 25—35 мм. Длина рабочего про­странства 1,5-1,8м, ширина —не бо­лее 1,5 м (при большей ширине трудно перемешивать металл в печи). Высота от чугунной доски, на которую наби­вался материал пода, до свода 0,6— 0,8м. Высота трубы 12—16м. Иногда устанавливали трубы высотой до 50 м, которые обслуживали несколько пе­чей (рис. 1.1).

С 1830 г. по предложению англича­нина Галла подины пудлинговых пе­чей стали делать из материалов, бога­тых оксидами железа: богатой желез­ной руды, окалины (подины первых печей делали из песка). Операция пуд­лингования сводится к следующему: после необходимого по окончании предыдущей операции исправления пода на него загружают предваритель­но подогретый чугун. Расплавление чугуна сопровождается окислением его примесей. За периодом расплавле­ния следует так называемое «вымеши­вание»: температуру на короткий про­межуток времени несколько снижают (чтобы добиться более полного кон­такта металла со шлаком) и рабочие-пудлингеры перемешивают металл и шлак клюкой (или ломами). Источни­ками образующегося шлака являются: подина, специально добавляемая ока­лина, железная руда, а также железо и примеси чугуна, окисляемые в атмос­фере печи.

По мере выгорания примесей и снижения содержания углерода тем­пература плавления t_пл сплава данно­го состава возрастает. Наступает мо­мент, когда t_пл оказывается равной температуре в печи t_п. Дальнейшее возрастание t_пл приводит к тому, что из расплава начинают выпадать крис­таллы наиболее чистого железа с вы­сокой температурой плавления. Этот процесс называется избирательным вымораживанием (рис. 1.2).

Рис. 1.1. Схема пудлин­говой печи:

Л — топка; Б — рабочее про­странство; В—камера пред­варительного подогрева чу­гуна отходящими газами

Рис. 1.2. Схема избирательного выморажива­ния при плавке в пудлинговой печи или кричном горне

Когда завершается обезуглерожи­вание металла, приступают к «накат­ке» криц (комьями по 30—50 кг — что­бы их можно было перемещать вруч­ную). Крицы вынимают из печи и отправляют под молот.

Так же, как и в кричном переделе, в пудлинговом процессе из металла в шлак удаляются значительная часть фосфора (до 50—80 %) и некоторое ко­личество серы. Для получения готово­го продукта однородного состава при­меняется многократная прокатка криц в пакетах. Например, на уральских за­водах России состав низкоуглеродис­того железа, получаемого в пудлинго­вых печах, был следующим, %: 0,1 — 0,2 С, 0,05-0,1 Si, ~ 0, IMn, -0.01P и 0,004 S, т. е. получали очень чистый металл.

На долю шлаковых включений в зависимости от методов работы при­ходится от 0,2 до 1 %.

Усовершенствованные регенера­тивные пудлинговые печи со сдвоен­ным рабочим пространством позволя­ли получать в сутки около 15т металла; при этом расходовалось около 9т угля. В начале XX в. стоимость пуд­лингового железа ненамного превы­шала стоимость мартеновской стали. Так, в 1908г. в России пуд кричного железа стоил 94коп., пудлингового — 80 коп., мартеновского — 75 коп.

К недостаткам пудлингового про­цесса относятся: высокий расход топ­лива, низкая производительность, низкий выход годного, невозможность получения литой стали. Несмотря на большие инженерные усилия с целью повышения производительности и уменьшения трудоемкости пудлинго­вого процесса (применение регенера­тивных печей, печей с вращающимся вокруг вертикальной или горизонталь­ной оси рабочим пространством, ра­бота на жидком чугуне и т. п.), этот процесс не выдержал конкуренции с появившимся конвертерным, а затем мартеновским производством.

Одним из существенных недостат­ков и кричного, и пудлингового про­цессов является невозможность полу­чения плотной литой отливки из ста­ли, так как и в кричных горнах, и в пудлинговых печах температура ока­зывалась недостаточной для расплав­ления металла. Получаемые крицы представляли собой комья сваривших­ся между собой зерен металла. Окон­чательная сварка зерен проходила при последующих нагревах и обработке металла давлением. Поэтому продук­ты кричного и пудлингового процес­сов в технической литературе часто объединяют одним термином — «сва­рочное железо».

В нашей стране пудлингование ис­чезло в 30-х годах XX в. Из-за особых качеств пудлингового металла этот процесс еще долго сохранялся в таких промышленно развитых странах, как Англия, Швеция, США.

Особые свойства сварочного желе­за обусловлены способом его получе­ния. Этот продукт получается в про­цессе окисления примесей чугуна и выпадения образовавшихся частиц ту­гоплавкого чистого металла из раство­ра («вымораживания»). Растворимость газов в твердом металле значительно ниже, чем в жидком, поэтому выпада­ющие из раствора зерна металла прак­тически не содержат газов. Кроме того, шлаковые включения, которые в значительном количестве остаются в кричном металле, представляют собой крупные включения, расположенные между кристаллами чистого металла, в отличие от микроскопических вклю­чений, встречающихся в больших ко­личествах в литой стали, выплавляе­мой современными способами. (Такие включения часто имеют остроуголь­ную форму и являются концентрато­рами напряжений.) Коагулированные шлаковые включения, пронизываю­щие металл, несколько снижают его механические характеристики (напри­мер, сопротивление разрыву), но, пре­пятствуя распространению процесса коррозии, развитию внутренних тре­щин в металле, способствуют повыше­нию сопротивления металла ударной нагрузке и усталости и тем самым со­действуют гашению вибраций, разви­вающихся в металле различных конст­рукций, подвергающихся ударным воздействиям, и т. п. Определенное значение имеет и многократная обра­ботка давлением полученного из кричного металла продукта (обычно листового проката). Кричный металл хорошо сваривается; в нем мало и та­ких вредных примесей, как сера (бла­годаря чистоте шихтовых материалов) и фосфор (в результате энергичного окисления фосфора по ходу процес­са). Благодаря этим особым свойствам сварочное железо продолжало пользо­ваться определенным спросом. Из него изготавливали полосы для свар­ных труб, листы для строительства подводных частей мостов и портовых сооружений, стяжные болты, цилинд­ры паровых машин, изделия для свай­ных и кессонных работ, цепи ответ­ственного назначения, цельнотянутые трубы и т. п. По некоторым данным, знаменитые дамасские стали произво­дили из первородной шихты способа­ми производства сварочного железа.

1.3.3. Третий этап — возникновение способа получения жидкой (литой) ста­ли. Наиболее древним из всех суще­ствующих способов получения стали в жидком, расплавленном виде, т. е. так называемой литой стали, является ти­гельный процесс. Точная дата появле­ния этого способа теряется в глубокой древности. О булатной стали (от перс. пулао — сталь,) упоминает еще лриию-тель. Считают, что секрет технологии тигельной плавки был утерян в сред­ние века. В Западной Европе этот спо­соб возродили в конце первой полови­ны XVIII в. В 1740 году англичанину Б. Гентсману удалось осуществить процесс переплава кусков сварочного железа в изготовленных им тиглях и получить литую сталь. Добавляя в шихту разное количество чугуна, гра­фита или мягкого железа, он регули­ровал твердость выплавляемой стали. Основная идея Б. Гентсмана —рас­плавить металл и заставить все шлако­вые частицы всплыть, а затем этот шлак удалить. Сталелитейная фабрика Гентсмана (близ Шеффилда) строго хранила секреты производства, и анг­личане долго славились как лучшие производители изделий из стали: но­жей, хирургических инструментов и т. п. В России производство высоко­качественной стали тигельным спо­собом было развито на Златоустовс-ком, Обуховском, Путиловском и других заводах. На Златоустовском заводе в течение 30 лет (1817— 1847гг.) работал знаменитый рус­ский металлург А.П.Аносов, разра­ботавший методы тигельной выплавки и последующей обработки булатов — сталей, сочетающих высокую упру­гость с большой твердостью.

Выплавка стали в тиглях произво­дилась следующим образом: в тигли (емкостью обычно 25—35 кг) загружа­ли металлическую шихту, по составу близкую к стали, которую планирова­ли получить. Шихтовые материалы должны содержать минимальное ко­личество вредных примесей, так как сера и фосфор при тигельном процес­се практически не удаляются. Закры­тые крышками тигли помещают в гор­ны или пламенные регенеративные печи (передача тепла металлу осуще­ствляется, таким образом, через стен­ки тигля). После расплавления шихты идут реакции окисления углерода, марганца, кремния (за счет имеющих­ся в шихтовых материалах оксидов же­леза), а также процессы шлакообразо­вания.

Шлаки тигельного процесса имеют кислый характер, и основными их со­ставляющими являются силикаты железа и марганца. Шлак образуется за счет продуктов реакций окисления, всплывающих в форме неметалличес­ких включений, случайно попавших в тигель вместе с шихтой загрязнений, а также за счет материала тигля. Окис­ление содержащегося в металле угле­рода с образованием газообразной СО дает эффект кипения. При повыше­нии температуры углерод, имеющий­ся в шихте (а также входящий в состав материала тигля), начинает восста­навливать Si, Mn, Fe из шлака в ме­талл. В результате развития процес­сов восстановления концентрация оксидов железа в тигельных шлаках очень низкая. Тигельная сталь отли­чается исключительно высокими ме­ханическими свойствами как в про­дольном, так и в поперечном направ­лении прокатки или ковки.

Отсутствие окислительной атмос­феры и раскисляющее действие мате­риала тигля, а также сравнительно не­высокие температуры процесса, т. е. работа без перегрева металла, — все эти особенности обеспечивают полу­чение плотной стали с ничтожным ко­личеством неметаллических включе­ний и низким содержанием газов.

По А. П. Аносову, перечень усло­вий, обеспечивающих получение в тиглях стали высокого качества, сво­дится к следующему: 1) максимально чистая шихта (только Fe и С); 2) плав­ление в тигле под крышкой на хоро­шем древесном угле (восстановитель­ная атмосфера, нет серы); 3) примене­ние флюса (каталитическое действие соединений типа Na₂CO₃ и К₂СО₃), так как флюс плавится первым и сте­кает через шихту; 4) использование углерода как главного восстановителя (нет оксидных включений, водорода и азота); 5) металл остывает вместе с тиглем (нет перелива, нет вторичного окисления).

1.3.4. Четвертый этап — возникно­вение относительно простых и дешевых способов массового производства ли­того металла. Все перечисленные выше способы производства стали ма­лопроизводительны. Бурное развитие промышленности и железнодорожно­го транспорта в середине XIX в. сдер­живалось отсутствием высокопроиз­водительных и дешевых способов производства стали. Ответом на эти требования жизни явились разработка и широкое распространение двух но­вых способов производства: конвер­терного и мартеновского.

Простой и дешевый способ полу­чения литой стали в больших количе­ствах путем продувки жидкого чугуна воздухом был предложен в 1855 г. анг­лийским механиком Генри Бессеме­ром. Продувку чугуна вели в специ­альном агрегате — конвертере с кис­лой футеровкой. Способ получил название конвертерного (бессемеровс­кого)¹.

Г. Бессемеру удалось предложить простую и удобную форму агрегата. За прошедшие полтора столетия сам про­цесс плавки существенно изменился, но конструкция агрегата осталась в принципе без изменения.

В 1878—1879гг. англичанином То­масом был разработан вариант кон­вертерного процесса, при котором фу­теровку конвертера выполняли из до­ломита — материала, обладающего основными свойствами. Этот процесс получил название томасовского или «основного конвертерного», или «ос­новного бессемеровского». В томасов-ском конвертере можно было наво­дить основной шлак.

В бессемеровском и томасовском процессах продувку жидкого чугуна в конвертере осуществляли воздухом. Выделяемого при этом тепла экзотер­мических реакций хватало только на нагрев залитого в конвертер металла (температура заливаемого в конвертер чугуна 1200—1300 °С; температура по­лучаемой стали должна быть около 1600 °С). Возможностей переплава в конвертерах с воздушным дутьем ших­ты, в состав которой входил бы метал­лический лом, не было.

В 1865 г. во Франции Эмиль и Пьер Мартены успешно осуществили вы­плавку стали из чугуна и железного лома в регенеративных пламенных пе­чах. Получение в пламенных печах высокой температуры, достаточной для расплавления твердой шихты и получения стали, стало возможным благодаря подаче в печь подогретых газа и воздуха. Принцип использования тепла отходящих газов для подо­грева топлива и воздуха в регенерато­рах промышленных печей впервые был реализован в 1856г. братьями Сименсами, инженерами немецкого происхождения. Поэтому в ряде стран (прежде всего в Германии, а до революции 1917г. и в России) про­цесс называли «сименс-мартеновс-ким». Во Франции и в СССР он полу­чил распространение под названием мартеновского. В англоязычной спе­циальной литературе процесс называ­ют open hearth process (процесс на от­крытом поду) или сокращенно ОН-process.

Конвертерный и мартеновский способы явились базой, обеспечившей бурный рост индустриальной мощи;, промышленно развитых стран: менее чем за 100 лет мировое производство стали выросло более чем в тысячу раз (с 330 тыс. т в 1868г. до 346 млн. т в 1960г.).

1.3.5. Пятый этап — развитие элект­рометаллургии стали. Во второй поло­вине XIX в. появились предложения по использованию для плавки стали электрической энергии. В конце XIX — начале XX в. были созданы и начали работать электропечи различ­ных конструкций. Началом эпохи раз­вития электрометаллургии принято считать разработку в 1899 г. французс­ким инженером П. Эру (Геру) проекта небольшой дуговой печи для плавки стали. Первые такие печи были мало­мощными и могли работать только на расплавленной шихте. Изобретение нашим соотечественником М.О. Доливо-Добровольским трехфазного пе­ременного тока сделало возможным строительство трехфазных печей (вна­чале в США и России, затем в Герма­нии, Франции и других странах).

Недостаток и дороговизна электро­энергии сдерживали развитие элект­рометаллургии. В течение длительного времени электропечи использовались главным образом для производства высококачественных высоколегиро­ванных марок стали. В настоящее вре­мя ситуация изменилась коренным образом: появилась возможность ис­пользовать печи большой емкости; мощность трансформаторов увеличи­лась до 800—1000 кВ-А/т стали; соответственно изменились конструкции печей и технологии выплавки стали.

¹ От лат. converto — изменяю, превращаю.

В настоящее время около 1/3 миро­вой выплавки стали приходится на сталь из дуговых электропечей, около 2/3 мировой выплавки стали — это конвертерная сталь (рис. 1.3).

1.3.6. Шестой этап — интенсифика­ция сталеплавильного процесса кисло­родом. Замена воздуха, используемого в сталеплавильных агрегатах для сжи­гания топлива или для окисления при­месей чугуна, чистым кислородом много лет была мечтой металлургов, так как при этом существенно меняет­ся тепловой баланс процессов (отпа­дает неизбежность потерь тепла из-за нагрева балластного азота, поступаю­щего вместе с кислородом воздуха), а также облегчаются проблемы повы­шения качества металла. Высокая стоимость кислорода длительное вре­мя препятствовала осуществлению этой мечты. Лишь в конце 40-х годов XX в. появились относительно деше­вые способы получения кислорода, позволившие начать широкомасштаб­ную разработку соответствующей тех­нологии. Наша страна была одной из первых, где были развернуты эти ра­боты. Во второй половине 40-х годов под общим руководством академика И. П. Бардина выполнены исследова­ния по интенсификации конвертерно­го производства (ЦНИИЧМ, руково­дители работ проф. С. Г. Афанасьев, проф. В. В. Кондаков и др.) и марте­новского производства (МИСиС, ру­ководитель работ проф. К. Г. Трубин). Первые опыты подтвердили теоретические расчеты, однако потребовалось время, прежде чем были отработаны оптимальные приемы работы и конст­рукции агрегатов, фурм, горелок и т. п. К концу 50-х годов использование кислорода в сталеплавильном произ­водстве стало обычной практикой, ко­торая оказала существенное влияние на масштабы выплавки стали в мире. В результате основной объем стали, производимой в настоящее время в мире, выплавляется в агрегатах, где роль окислителя выполняет техничес­ки чистый кислород.

Рис. 1.3. Изменение структуры сталепла­вильного производства в мире

1.3.7. Седьмой этап — появление и распространение переплавных процес­сов. Процесс очищения стали от вред­ных примесей зависит от ряда факто­ров, в числе которых изменение дав­ления, увеличение поверхностей контакта реагирующих фаз, ускорение процесса охлаждения металла, ис­пользование плазменной и электрон­но-лучевой технологии и др. В 50-е го­ды появились и получили распростра­нение такие способы переплава стали, как вакуумно-индукционный (ВИП), вакуумно-дуговой (ВДП), электро­шлаковый (ЭШП), плавка в элект­ронно-лучевых, в плазменных печах и др. Поскольку в этих процессах осу­ществляется переплав стали, предва­рительно выплавленной в «обычном» агрегате (конвертере или дуговой печи), такие процессы называют пе­реплавными. Они сравнительно доро­ги и малопроизводительны, но обес­печивают получение металла очень высокого качества с особыми свой­ствами. Масштабы такого производ­ства невелики, тем не менее ежегодно тысячи тонн слитков стали переплав­ляют (иногда дважды и даже трижды) для более полного очищения металла от нежелательных примесей и полу­чения стали с особо высокими свой­ствами.

1.3.8. Восьмой этап — переход на не­прерывную разливку стали. Переход на непрерывную разливку металлов на­чался примерно 50—60 лет назад с раз­работки технологий непрерывного ли­тья сравнительно легкоплавких алю­миниевых и магниевых сплавов. Достигнутые в этом деле успехи помо­гали отрабатывать методы непрерыв­ной разливки стали и конструировать соответствующее оборудование. В ре­зультате в конце XX в. основная масса выплавляемой в мире стали разлива­лась не в изложницы, а на установках непрерывной разливки.

Созданы уста­новки, на которых получают стальные заготовки с профилем, близким к окончательному, установки, непос­редственно сопряженные с прокатны­ми станами.

Переход на непрерывную разливку не только позволил отказаться от строительства цехов блюминга, сля­бинга, дворов изложниц и т. д., но су­щественно изменил коэффициенты расхода металлошихты на 1 т годно­го — они стали ниже на 10—20 %. Дру­гими словами, при том же расходе ма­териалов заметно увеличилась масса реально используемого металла.

Переход на непрерывную разливку сделал также ненужным производство изложниц, прибыльных надставок, центровых, поддонов и прочего обо­рудования, необходимого ранее при разливке стали в изложницы.

В то же время при переходе на не­прерывную разливку потребовалось существенно повысить чистоту раз­ливаемой стали и возникла проблема совершенствования контроля за ее ка­чеством. В результате вся сталь, посту­пающая на установки непрерывной разливки, подвергается дополнитель­ной внепечной обработке.

1.3.9. Девятый этап — появление и развитие методов внепечной обработки (вторичной, или ковшовой, металлур­гии). Многие технологические опера­ции, проводимые с целью уменьше­ния содержания вредных примесей в металле и повышения его качества, можно выполнять не в плавильном аг­регате, а в ковше (или в ином агрегате, заменяющем ковш), специально обо­рудованном устройствами для соот­ветствующей обработки жидкого ме­талла. Производительность плавиль­ного агрегата при этом возрастает, и одновременно обеспечивается повы­шение качества стали. С целью очи­щения от вредных примесей, усред­нения состава и регулирования его температуры металл в ковше подвер­гают вакуумированию, продувают инертными газами, обрабатывают жидкими или порошкообразными смесями или специальной лигатурой, подвергают электромагнитному пере­мешиванию и т. п.

Поскольку эти операции в отдель­ных случаях весьма продолжительны, а металл постепенно охлаждается и за­стывает, появились устройства для по­догрева металла в процессе его обра­ботки, т. е. ковш превратился в от­дельный, иногда довольно сложный агрегат, а методы получили название ковшовой (или вторичной) металлур­гии, внепечной обработки или вне-печного рафинирования. Помимо по­вышения качества внепечная обработ­ка обеспечивает стабильность (от плавки к плавке) свойств металла дан­ной марки, что очень важно для по­требителя. В результате внепечная об­работка за очень короткий срок (с конца XX в.) получила повсеместное распространение. В настоящее время сотни миллионов тонн выплавляемой в мире стали обрабатывают тем или иным способом вторичной металлур­гии.

1.3.10. Десятый этап — разработка методов организации непрерывного ста­леварения, поиски оптимальных конст­рукций сталеплавильных агрегатов не­прерывного действия (САНДов). Опыт многих производств показал, что заме­на периодического процесса непре­рывным способствует повышению производительности, снижению эксп­луатационных затрат, повышению ка­чества и однородности (стандартнос­ти) продукции, ресурсосбережению, более эффективному использованию шихтовых и добавочных материалов. Применительно к созданию САНДов оптимальных решений еще не найде­но, однако проведены и проводятся эк­сперименты, успешно решаются мно­гочисленные проблемы, связанные с повышением стойкости огнеупоров, многократным использованием шла­ка, организацией непрерывного конт­роля процесса плавки и методов непре­рывной загрузки шихты и т. д.

1.3.11. Одиннадцатый этап —реше­ние проблем обеспечения сталепла­вильных агрегатов шихтой. Ситуацию, сложившуюся в металлургии стали в настоящее время, можно сформулиро­вать следующим образом:

а) заметно возросли и продолжают возрастать требования к качеству ста­ли (в том числе по содержанию при­месей цветных металлов);

б) переход на непрерывную раз­ливку сопровождается резким сокра­щением отходов, являющихся источ­ником оборотного (сравнительно чи­стого по примесям) металлолома; соответственно возрастает доля «гряз­ного» амортизационного лома;

в) бурное развитие электростале­плавильного производства сопряжено с увеличением поставок металлолома для загрузки электропечей.

В настоящее время ощутим дефи­цит качественного металлолома. Для решения связанных с этим проблем металлурги активизируют работу по таким направлениям, как:

1) внедоменное рафинирование жидкого чугуна;

2) усовершенствование технологий сортировки, отбора и подготовки ме­таллошихты;

3) создание новых видов металло­шихты, чистой от нежелательных при­месей;

4) расширение практики производ­ства и использования продуктов пря­мого восстановления железа.

1.3.12. Двенадцатый этап — решение экологических проблем. На современ­ном этапе металлургии вопросы ра­ционального использования и сбере­жения ресурсов, охраны природы, экологии стали проблемами первосте­пенной важности. Расходы, связанные с решением проблем экологии и охра­ны природы, непрерывно растут и диктуют новые принципы подхода к решению вопросов конструирования агрегатов и организации технологий производства стали.

Правило инженерного подхода к организации технологий производства стали в мире часто обозначают как правило «ЗЕ» (Energy + Ecology + + Economy), или «ЗЭ» (Энергия +

Рис. 1.4. Изменение объема производства

стали (а) и производственных мощностей (6)

в мире

+ Economy), или «ЗЭ» (Энергия + + Экология + Экономия).

Практически это означает, что ре­шение всех вопросов, связанных с организацией производства, разработ­кой новых технологий и новых конст­рукций агрегатов, должно учитывать необходимость защиты от продуктов производства воздуха, земли, воды. Технологии должны быть безотходны­ми, удовлетворять потребности в ме­талле не путем увеличения его количе-ства, а за счет повышения качества при минимуме отходов.

На рис. 1.3 и 1.4 представлены фак­тические и прогнозные данные по из­менению структуры сталеплавильного производства, производственных мощ­ностей и реальной выплавки стали. Эти данные свидетельствуют о доста­точно высокой загрузке имеющихся мощностей и весьма благоприятных перспективах сталеплавильного про­изводства в обозримом будущем.

Основными агрегатами для произ­водства стали в ближайшие годы оста­нутся конвертеры и электропечи.