МАРКИРОВКА СТАЛЕЙ ЗА РУБЕЖОМ

3.2.1. Маркировка сталей в США.Обо­значение государственного стандар­та — ASA (American Standards Association). Ведущие организации по стандартизации: ASTM (American Society for Testing and Materials); AISI (American Iron and Steel Institute). По ASA стали маркируют цифрами, до­бавляя в некоторых случаях пропис­ную букву. По ASTM конструкцион­ные стали, за исключением коррози-онностойких и жаростойких, обо­значают четырехзначным числом, в котором две последние цифры — сред­нее содержание углерода в сотых до­лях процента.

Марки коррозионностойких и жа­ростойких сталей обозначают трех­значным числом, из которых первая цифра имеет следующее значение:

2 — хроммарганецникелевые стали с азотом;

3 — хромникелевые стали;

4 — хромистые стали;

5 — хроммолибденовые стали;

6 — хромникельмолибденовые ста­ли и хроммолибденовые стали с содер­жанием других элементов.

Пример: сталь марки 302 — хромни-келевая сталь, содержащая 17—19 % Сг и 8-10% Ni.

3.2.2. Маркировка сталей в Герма­нии.Обозначение государственного стандарта — DIN (Deutsche Industrie-norm). Организация по стандартиза­ции — DNA (Deutsche Normenaus-shuss).

Стали маркируют двумя способа­ми: с помощью цифр, которыми обо­значают номер материала, и с помо­щью комбинации букв и цифр, кото­рая обозначает марку стали.

Маркировка с помощью букв и цифр (марка стали)— при этом способе мар­кировки стали подразделяют на груп­пы в зависимости от степени легиро­вания и вида термической обработки:

Группа 1. Маркировка углеродистых неулучшаемых сталей. На первом месте в марке стали ставится заглавная буква (по способу разливки стали: U — ки­пящая сталь, R — спокойная или по­луспокойная, RR —сталь, успокоен­ная по специальной технологии), на втором месте ставятся буквы St (от слова «сталь»), на третьем месте — дву­значное число, указывающее мини­мальный предел прочности (кгс/мм²), на четвертом месте — номер группы качества. По содержанию фосфора, серы, а иногда и углерода стали разде­ляются на три группы, обозначаемые цифрами 1, 2, 3, из которых 3-я группа имеет самое низкое содержание фос­фора, серы, а также углерода. Номер группы качества отделяется от показа­теля минимального предела прочнос­ти дефисом. Приведенные четырех-компонентные обозначения составля­ют основу марки, которая может быть дополнена перед первым обозначени­ем буквами: Е (указание на то, что сталь выплавлена в электропечах), М (сталь выплавлена в мартеновских пе­чах), Y (при выплавке стали примене­на продувка кислородом).

Пример: сталь марки RSt42-2 — уг­леродистая неулучшаемая сталь с ми­нимальным пределом прочности 42 кгс/мм² 2-й группы качества. Сталь MRSt42-2N — та же сталь, мартенов­ская, после нормализации.

Группа 2. Маркировка углеродистых качественных сталей. Сначала в марке приводится буква С, а затем двузначное число, указывающее среднее содержа­ние углерода, умноженное на 100.

Пример: сталь С35 — углеродистая качественная сталь со средним содер­жанием углерода 0,35 %.

3.2.3. Маркировка сталей в Японии.Обозначение государственного стан­дарта — JIS (Japanese Industrial Stan­dards). Организация по стандартиза­ции — JISC (Japanese Industrial Stan­dards Committee).

Марки конструкционных сталей в Японии состоят из нескольких про­писных букв и однозначного или дву­значного числа. В зависимости от ха­рактеристик стали делятся на группы, причем каждую группу обозначают несколькими заглавными буквами.

Примеры обозначения сталей обыч­ных групп:

1) стали марок SSxx—углеродис­тые рядовые стали, где хх — двузнач­ное число, указывающее минималь­ный предел прочности (кгс/мм²), на­пример SS34;

2) стали марок SxxC — углеродис­тая сталь гарантированного химичес­кого состава (хх — двузначное число, указывающее среднее содержание уг­лерода в сотых долях процента; на­пример, в стали S20C среднее содер­жание углерода составляет 0,20 %);

3) стали марок SUMx— автоматная сталь (х— однозначное число, указы­вающее на порядковый номер стали в группе);

4) стали марок SFxx —углеродис­тая сталь для поковок и т. д. в зависи­мости от назначения (хх — двузначное число, выражающее минимальный предел прочности, кгс/мм²; например, сталь марки SF42).

ОСНОВНЫЕ ШИХТОВЫЕ МАТЕРИАЛЫ

МЕТАЛЛОШИХТА

Производство стали связано с исполь­зованием значительных количеств раз­личных материалов и в первую очередь металлошихты (включает чугун, метал­лолом, различные металлодобавки), а также добавочных материалов или флюсов (известь, известняк, боксит, плавиковый шпат и др.), окислителей (воздух, кислород, железная руда, ока­лина и др.), топлива (природный газ, мазут, коксовый газ, доменный или ко­лошниковый газ), электроэнергии, воды, инертных газов (аргон), огне­упорных материалов, электродов и др. Расход каждого из этих материалов на­ряду с затратами на электроэнергию влияет на себестоимость стали.

Более чем на 80 % себестоимость стали определяется стоимостью ис­пользуемого сырья, прежде всего рас­ходом и стоимостью металлошихты.

В качестве металлошихты использу­ют: а) чугун (жидкий или твердый); б) металлолом (в технической литературе часто используют термин «скрап»');

в) металл одобавки, например продук­ты прямого восстановления железа и др.

Расход металлошихты, составляю­щий 1100—1150 кг/т жидкой стали, определяется: 1) составом шихты (доля чугуна, доля скрапа в шихте и т. п.); 2) характером шихты и хими­ческим составом ее составляющих (степень «зашлакованности» чугуна, концентрация в нем легкоокисляю­щихся примесей, «замусоренность» скрапа и т. п.); 3) технологией плавки (будет применяться кислород для продувки ванны или нет, большое или умеренное количество образую­щегося шлака и т. п.). Расход метал­лошихты снижают при использова­нии в качестве окислителей железной руды, окалины или других материа­лов, в состав которых входит железо (оно частично восстанавливается и переходит в металл).

Выход жидкой стали (по отноше­нию к массе металлошихты) суще­ственно возрастает в тех случаях, ког­да в ванну вводится большая масса ле­гирующих элементов (обычно в виде ферросплавов, т. е. сплавов с желе­зом).

¹ От англ, scrap — остатки (отходы метал­лургических производств), металлический лом.

ЧУГУН

Напомним, что чугун получают в до­менных печах восстановлением железа из железорудных материалов (агломе­рата, окатышей и др.). При горении кокса идут реакции

С + О₂ + 3,762N₂ = С0₂ + 3,762N₂,

 С + СО₂ + 3,762N₂ = 2CO + 3,762N₂.

При частичном обогащении возду­ха кислородом коэффициент 3,762 со­ответственно уменьшается (это соот­ношение долей азота и кислорода в воздухе: 79/21 = 3,762).

В области высоких температур при наличии углерода идет реакция

С0₂ + С = 2СО.

Образующийся оксид СО — вос­становитель, и атмосфера в домен­ной печи восстановительная. В зоне высоких температур идет прямая ре­акция восстановления железа угле­родом кокса:

FeO + С = Fe + СО - Q.

Степень восстановления железа в доменной печи 99—99,9 %, поэтому доменный шлак содержит < 1 % FeO. В восстановительных условиях печи восстанавливаются и другие оксиды, поступающие в доменную печь с ших­той (оксиды кремния, марганца, фос­фора и др.):

SiO₂ + 2С = [Si] + 2CO - Q,

МпО + С = [Мп] + СО - Q,

ЗСаО • Р₂О₅ + 5С = 2[Р] + ЗСаО + SCO - Q.

Используемый в доменной печи кокс содержит некоторое количество серы. Сера содержится и в железоруд­ных материалах (в виде FeS, CaS, CaSO₃). Около 10 % содержащейся в шихте серы удаляется из печи вместе с газами. .

Оставшаяся сера распределя­ется между металлом (чугуном) и шла­ком в соответствии с коэффициентом распределения L_S = (S)/[S], величина которого в значительной мере зависит от основности шлака:

[S] + Ре_ш+ (СаО) = (CaS) + (FeO).

При наличии в доменной шихте оксидов марганца возможна реакция

(МпО) + [S] + С = (MnS) + CO.

Из предыдущей формулы видно, что в доменной печи благоприятные условия для удаления серы в шлак, так как благодаря восстановительной ат­мосфере содержание FeO в шлаке ми­нимально. При этом важно по воз­можности повысить а(СаО) т.е. работать со шлаками высокой основности. В то же время при повышении основ­ности растет вязкость шлака, т. е. со­ответственно требуется увеличить расход кокса для поддержания более высокой температуры и расход из­вестняка. При этом снижается произ­водительность печи, так как часть объема печи занята дополнительными количествами кокса, известняка и шлака. Практически величина L_S ко­леблется в пределах 30—70, а содержа­ние серы в чугуне составляет 0,015— 0,050 %. При работе на сернистом коксе (например, из углей Донбасса) содержание серы выше.

Таким образом, выплавляемый в доменных печах чугун содержит неко­торое количество серы, фосфора (практически весь фосфор, содержа­щийся в доменной шихте, восстанав­ливается и переходит в чугун), крем­ния, марганца. Кроме того, в процессе контакта капель жидкого чугуна, сте­кающих в горн печи через слой раска­ленного кокса, происходит науглеро­живание металла. Содержание углеро­да в чугуне во многом определяется наличием в чугуне тех или иных при­месей. Мп, Сг, V образуют карбиды, способствуя увеличению содержания углерода в чугуне. Si, P, Си способ­ствуют снижению содержания углеро­да. Поэтому в ферромарганце и в вы­сокомарганцовистом чугуне содержа­ние углерода выше, чем в обычном передельном (до 7 %), а в литейных чугунах с повышенными концентра­циями кремния содержание углерода ниже (3,5-4,5 %).

Одна из эмпирических формул для расчета содержания углерода в чугуне:

%С = 4,8 + 0,03 %Мп - 0,27 %Si -- 0,32 %Р-0,03 %S.

Рис.4.1. Отношение цены скрапа к стоимо­сти чугуна в Германии 1975-1995 гг.

Обычно передельный (используе­мый для передела чугуна в сталь) чу­гун имеет состав, мас.%: С 4,4—4,6; Si 0,2-0,8; Мп 0,2-0,6; Р < 0,3; S < 0,05.

Таким образом, в чугуне ~94 % Fe и 6 % различных примесей. В процессе передела чугуна в сталь в окислитель­ных условиях основная масса приме­сей окисляется. Кроме того, при ис­пользовании кислорода для продувки сталеплавильной ванны часть железа (1—2%) испаряется, окисляется и в виде пылегазовых выбросов покидает агрегат. Масса шлака в момент окон­чания плавки стали составляет 10— 20 % от массы металла. Шлак содер­жит 20—25 % оксидов железа, или 1,5— 2,5 % Fe от массы металла. Этот расчет показывает, что при плавке стали из шихты, состоящей на 100 % из жидко­го чугуна, около 10 % ее массы перехо­дит в шлак и в газовую фазу и расход металлошихты на 1 т жидкой стали превышает 1100 кг.

Мировая цена 1 т жидкого чугуна 140—160 долл. США, цена металлоло­ма ниже, она меняется в зависимости от конъюнктуры рынка (рис. 4.1). Этим объясняется стремление метал­лургов гибко реагировать на колеба­ние цен и максимально использовать в шихте металлолом.

МИКСЕРЫ

Практически на всех заводах, в соста­ве которых имеются доменные печи, смонтированы специальные разливоч­ные машины для получения из жидко­го чугуна так называемых «чушек». Полученные чушки твердого чугуна направляют для использования на за­воды, не имеющие доменных печей. Однако основная масса выплавляемого чугуна поступает в сталеплавильные цехи в жидком виде — использование в качестве шихты жидкого чугуна эко­номически более выгодно, так как при этом снижаются затраты энергии и со­кращается продолжительность плав­ки. Состав и температуру чугуна не­скольких плавок (выпусков из домен­ной печи) необходимо выравнять. Для этой цели служат специальные агрега­ты—миксеры¹. Использование мик­сера позволяет иметь некоторый запас чугуна, что гарантирует ритмичную работу сталеплавильного цеха. Если доменный цех не обеспечивает выпуск чугуна строго определенного состава и температуры и сталеплавильному цеху необходимо все время иметь опреде­ленный запас жидкого чугуна, строят специальное миксерное отделение, в котором устанавливают один или два стационарных миксера. Вместимость типовых стационарных миксеров со­ставляет 1300 и 2500 т.

¹ От англ, mixer— смеситель.

В миксер с одной стороны залива­ют чугун, поступающий в чугуновозных ковшах из доменного цеха, а сдругой (противоположной) стороны по мере необходимости чугун из него сливают в ковши для подачи к стале­плавильным агрегатам. Миксерное отделение связано эстакадой с рабо­чей площадкой сталеплавильного цеха. По эстакаде составы с чугуно-возными ковшами транспортируются непосредственно к печам или конвер­терам. Миксеры, в которых проводят какие-либо технологические опера­ции (например, удаление кремния), называют активными (в отличие от обычных, которые можно назвать не­активными).

На рис. 4.2 приведены план и раз­рез миксерного отделения с двумя миксерами вместимостью по 2500т, входящего в состав цеха с 350-т кон­вертерами. В миксерном отделении установлены два миксера 5 и 10, два миксерных (заливочных) крана 7 и 11, машины 75 для скачивания шлака из миксеров, машина 8 для скачивания шлака из чугуновозных ковшей, уста­новки 16 для улавливания графита, весы 2 для взвешивания жидкого чугу­на, стенды 7 для шлаковых ковшей и

Рис. 4.2.План и разрез миксерного отделения

тельфер 17 для проведения ремонтных работ. Железнодорожные пути 3 и 4 служат для подачи чугуновозов 14, прибывающих из доменного цеха. Рельсовые пути 12 и 13 широкой ко­леи предназначены для передвижения самоходных чугуновозов 9, доставляю­щих чугун к конвертерам.

На поверхности жидкого чугуна в миксерах всегда имеется слой шлака, называемого миксерным шлаком, со­став которого может меняться в очень широких пределах, %: SiO₂ 35—55; CaO 20-35; MgO 3-15; A1₂O₃ 4-8; MnO 2—10; S до 2. Содержащиеся в миксерном шлаке сера, а также крем­незем являются нежелательными ком­понентами. Теоретически этот шлак не должен попадать в сталеплавиль­ный агрегат, так как обычно он почти не содержит железа и в нем суще­ственное количество SiO₂ и серы. Кроме того, этот шлак, по существу, является балластом.

Рис. 4.3 иллюстрирует трудность обеспечения десульфурации стали в конвертере при попадании в конвер­тер значительных количеств доменно­го шлака. Существующие сегодня уст­ройства часто не обеспечивают полно­го скачивания шлака перед заливкой жидкого чугуна в сталеплавильный аг­регат, и это обстоятельство необходи­мо принимать во внимание при прове­дении различных расчетов. Обычно шлак скачивают из чугуновозных ков­шей и перед заливкой чугуна в мик­сер, и из миксера по мере накопления в нем шлака. Шлак из миксера скачи­вают машиной 15 (см. рис. 4.2) в ковш шлаковоза 6, убираемого самоходным чугуновозом. Скачивание шлака из чугуновозных ковшей осуществляют машиной 8 в шлаковый ковш, уста­новленный на стенде 7.

Количество шлака в миксере мож­но уменьшить, если перед заливкой чугуна в миксер удалить шлак с поверх­ности чугуна в чугуновозных ковшах. Содержащийся в миксерном шлаке кремнезем воздействует на футеровку миксера, снижая ее стойкость. Обыч­но футеровку миксера выполняют из магнезитового кирпича, а для свода используют шамотный кирпич. Стой­кость футеровки миксера составляет около одного года. При системати­ческом торкретировании ее можно продлить до пяти лет.

Форма миксера определяется усло­виями минимальной теплоотдачи и рационального размещения заливоч­ного и выпускного отверстий. Наибо­лее часто встречающийся тип конст­рукции миксера — цилиндр с отноше­нием длины к диаметру -1,3.

Для уменьшения потерь тепла ис­пользуют слой теплоизоляционного материала между металлическим кожухом и футеровкой; в торцовых стенках миксера устанавливают го­релки для

Рис. 4.3.Зависимость степени десульфура­ции в конвертере (300-т конвертеры НЛМК) от количества доменного шлака, попавшего в конвертер с жидким чугуном

его отопления. Расход топ­лива на горелки невелик, и продукты сгорания выходят прямо в миксерное отделение. Несмотря на большой слой футеровки (-700 мм) и подачу топлива для отопления миксера, чу­гун в миксере несколько охлаждается. Особенно велики потери тепла во время переливов чугуна из ковшей в миксер и из миксера в ковш.

К достоинствам стационарных миксеров относятся: возможность за­паса чугуна, необходимого для рит­мичной работы цеха, хорошее переме­шивание и усреднение состава чугуна и его температуры. Однако в условиях современных высокопроизводитель­ных цехов проявились и основные не­достатки стационарных миксеров: 1) необходимость существенных зат­рат на строительство миксерного отде­ления и соответствующего оборудова­ния; 2) потери тепла чугуна при пере­ливах; 3) недостаточное усреднение состава и температуры чугуна. Приня­то считать, что удовлетворительное усреднение состава и температуры чу­гуна в миксере имеет место в том слу­чае, если продолжительность пребы­вания чугуна в миксере составляет -8 ч (т. е. если чугун в миксере обнов­ляется полностью не более трех раз в сутки).

Современный конвертерный цех потребляет в сутки 12—20 тыс. т чугу­на, в то время как даже миксер вмес­тимостью 2500 т может в сутки усреднить не более 2500 • 3 = 7,5 тыс. т чугу­на. По мере совершенствования рабо­ты современных мощных доменных печей объемом 4000—5000 м³ улучша­ется обеспечение снабжения сталепла­вильного цеха чугуном постоянных состава и температуры. При четкой и равномерной работе доменных печей, а также при постоянстве состава и температуры чугуна вместо стацио­нарных миксеров используют чугуно-возные ковши миксерного типа, назы­ваемые передвижными миксерами (рис. 4.4). К преимуществам пере­движных миксеров по сравнению со стационарными относятся: 1) сниже­ние капитальных затрат при строи­тельстве и уменьшение сроков строи­тельства; 2) уменьшение потерь тепла чугуна на 25-30 ºС вследствие исклю­чения одного перелива (это позволяет увеличить долю лома в металлозавалке примерно на 2 %); 3) возможность приема всей плавки доменной печи в один ковш-миксер, что позволяет уп­ростить организацию работ в домен­ном цехе; 4) улучшение условий для организации внедоменной обработки чугуна.

Основным недостатком пере­движных миксеров является невоз­можность усреднения состава и тем­пературы чугуна различных плавок. В нашей стране для новых сталепла­вильных цехов изготавливают ковши миксерного типа вместимостью 600 т. Такая грузоподъемность обус­ловлена, с одной стороны, возмож­ностью приема всей плавки домен­ной печи объемом 5000-5500 м³, с другой — возможностью обеспечить чугуном сразу две плавки в цехе с конвертерами вместимостью 300— 350 т. Передвижной 600-т миксер яв­ляется довольно массивным соору­жением — его масса (включая футе­ровку и оборудование) более 1,2 тыс. т; габаритные размеры, м: длина 39,56, ширина 3,5, высота от уровня головки рельсов 4,7 (рис. 4.4). Эксплуатация передвижных миксе­ров такой грузоподъемности предус­мотрена лишь на внутризаводских железнодорожных путях (стандарт­ной колеи). При перевозке чугуна на большие расстояния и из города в город обычно используют передвиж­ные миксеры меньшей грузоподъем­ности.

В тех случаях, когда сталепла­вильный цех входит в состав завода, не имеющего доменного цеха, в ка­честве шихты в сталеплавильных аг­регатах используют твердый чугун, который привозят на завод в чуш­ках. В некоторых (редких) случаях для ускорения плавки и повышения производительности сталеплавиль­ных агрегатов чушковый чугун предварительно расплавляют в спе­циальных агрегатах (обычно шахт­ного типа).

Рис. 4.4.Передвижной миксер емкостью 600 т конструкции ВНИИметмаша:

1 — двенадцатиосная тележка; 2 — торцовая крышка; 3 — бандаж; 4 — горловина; 5 —кабина привода; 6—

автосцепка

МЕТАЛЛОЛОМ

Металлолом является одной из глав­ных составляющих металлошихты. Основными источниками металли­ческого лома являются отходы произ­водств. Различают: а) лом, образую­щийся на металлургических заводах (его названия: собственный лом, обо­ротный лом); б) лом, образующийся на заводах, потребляющих металло­прокат и другую металлургическую продукцию при изготовлении своей продукции (это стружка, обрезь ме­талла и т. п.); в) амортизационный лом (отслужившие свой срок станки, ма­шины, рельсы, предметы быта из чер­ных металлов и т. п.).

В последние годы заметно измени­лось соотношение между этими ос­новными источниками поступления металлолома (табл. 4.1).

Таблица 4.1. Оценочный состав металлолома

Конечно, в табл. 4.1 приведены только оценочные показатели, но они четко отражают определенные тенден­ции последних 10—15 лет, так как произошла полная замена обычных методов разливки стали непрерывной разливкой. Международный институт железа и стали IISI (International Iron and Steel Institute) рекомендует ис­пользовать для оценочных расчетов следующее соотношение:

В= (0,3 - 0,175C/(1 + 0.175С),

где В — количество собственного оборотного лома, т/т стали; С —доля (от 0 до 1) стали, разливаемой на УНРС.

Из уравнения следует: а) если С = О (нет непрерывной разливки), то В= 3, т. е. на 1 т выплавленной стали образу­ется 0,3 т лома; б) если С= 1 (вся сталь разливается на УНРС), то В = 0,106 т/т стали — уменьшение обрези и других потерь металла при переходе на не­прерывную разливку практически в 3 раза является главной причиной рез­кого снижения доли оборотного ме­таллолома. Кроме того, для послед­них лет характерны повышение каче­ства стали, совершенствование методов непрерывной разливки и прокатки и способов металлообра­ботки, вследствие чего заметно уменьшилась масса отходов металло­обработки (меньше стружки, обрези, брака и т. д.). Соответственно выросла и продолжает расти доля амортизаци­онного лома — самого «неприятного» для металлургов источника лома, если учитывать возможность наличия в нем нежелательных примесей, прежде все­го цветных металлов.

Проблема получения стали, чистой от примесей цветных металлов, стано­вится, таким образом, очень серьез­ной. По данным ЕОУС (Европейского объединения угля и стали), содержа­ние контролируемых примесей цвет­ных металлов ∑(Cu + Sn + Ni + Сг +

 + Mo) в углеродистых марках стали должно быть, % (не более):

Сталь для торговых сортов проката    0,50

Сталь для получения тонкой проволоки 0,25

Сталь для изделий особо глубокой

вытяжки                                              0,14

Сталь для белой жести для консервных

банок                                                  0,12

В настоящее время даже в каче­ственной шихте обычное содержание этих примесей составляет, %:

Измельченный автомобильный лом    0,51

Мелкая обрезь листового проката       0,13

Передельный чугун                             0,06

Железо прямого восстановления        0,02

Использование же случайного, плохо обработанного металлолома ча­сто приводит к тому, что проба, взятая из ванны расплавленного в сталепла­вильном агрегате металла, показывает невозможность получения из данной шихты стали нужной марки.

Какие пути решения этой проб­лемы?

Необходимо:

1) организовать тщательную сорти­ровку и отбор шихты в зависимости от планируемой к выплавке марки стали;

2) максимально использовать обо­рудование для разделки металлолома: резка на гидравлических ножницах, измельчение на шредцинг-установках¹, фрагментация (разделение маг­нитных и немагнитных фрагментов) и т. п. Так, по данным уральских метал­лургов, мелкая фракция, отсеиваемая при ножничной порезке лома, содер­жит до 60 % меди, содержащейся в ломе до переработки;

3) выплавлять отдельные марки ста­ли (с особыми требованиями по чисто­те от примесей цветных металлов), ис­пользуя в качестве шихты только чугун и не применяя металлолом;

4) создавать новые виды металло-шихты, чистой от примесей цветных металлов;

5) использовать в качестве метал-лошихты продукты прямого восста­новления железа из железных руд. Все перечисленные приемы сегодня ак­тивно используют и зарубежные, и отечественные металлурги. Ясно, что переработка лома связана с опреде­ленными затратами, но на 1 т железа они ниже, чем затраты на добычу и обогащение железной руды и получе­ние из нее чугуна. Нужно также учи­тывать, что чугун содержит ~94 % Fe, а металлолом — ~99 % Fe. Наиболее ценными являются металлолом и раз­личные отходы из легированной ста­ли. Эти материалы отбирают и хранят отдельно.

По оценкам IISI, в мире ежегодно образуется товарного лома 350— 385 млн. т, в том числе оборотного около 115 и амортизационного 155— 185 млн. т. По оценкам комиссии ООН, цена 1 т лома находится на уровне 100-140 долл. США. На луч­шие сорта металлолома (например, отслужившие свой срок рельсы) цена иногда достигает 160 долл. США/т.

¹ От англ, shredding — измельчение.

НОВЫЕ ВИДЫ МЕТАЛЛОШИХТЫ

Во многих странах ведутся работы, связанные с получением новых видов металлошихты. В России разработан и успешно опробован в производстве новый вид металлошихты, названный суперком (от слов: суперкомпозит и оксид металла) или синтиком (от сло­ва синтетика). Новый шихтовой мате­риал получают следующим образом: железорудные концентраты, окатыши и подобные им материалы заливают расплавленным чугуном (используя для этой цели, например, переобору­дованные разливочные машины). Со­отношение масс чугун: железорудный материал колеблется в пределах от 9 : 1 до 7:3. При соотношении масс чу­гун : окатыши 8 : 2 состав материала был следующим, %: Fе_обп, 87,56; Fe₂O₃ 16,63; С 3,61 и менее; Си 0,05; Рb 0,04; Bi 0,003; As 0,01; Sn 0,003; Sb 0,003, т. е. минимальное содержание цвет­ных металлов и высокое содержание железа. Наличие в материале и оксида железа, и углерода обеспечивает хоро­шее перемешивание при введении та­кого материала в сталеплавильную ванну. При использовании синтикома в электросталеплавильных печах быст­ро формируется пенистый шлак, кото­рый закрывает дуги. Имеются и другие достоинства этого материала. Матери­ал такого типа успешно используется на череповецком комбинате «Север­сталь» (заводское название — «метал-лошихта») и на некоторых других за­водах России и за рубежом.

Синтиком в простейшем случае представляет собой чушку чугуна, со­держащую оксиды железа как источ­ник «законсервированного» кислоро­да. В синтикоме могут также содер­жаться дополнительные реагенты, как то: углеродсодержащий материал, шлакообразующие оксиды, оксиды марганца, хрома, ванадия и других элементов, а также повышенное коли­чество кремния, марганца и т. д. Этот синтетический материал допускает широкое варьирование состава и свойств, превосходя в этом отноше­нии известные виды металлошихты.

Что же происходит с чушкой синти­кома во время ее расплавления в стале­плавильном агрегате? Компоненты чу­гуна — С, Si, Mn и др. — окисляются кислородом твердого окислителя (ок­сидов железа), превращая тем самым основу синтикома — чугун в сталь с за­ранее заданным остаточным содержа­нием углерода. Оксиды железа синти­кома при этом превращаются в чистое железо за счет восстановления их эле­ментами чугуна. Скорость окисления в данном процессе равна скорости вос­становления, причем обе эти скорости достигают высоких значений.

Из 1 т чугуна можно получить до 1,4т синтикома. За счет разницы до 0,4т (это масса твердого окислителя) дополнительно образуется кислорода 82—90 кг/т синтикома, расходуемого на окисление примесей чугуна, а так­же обеспечивается дополнительный выход железа. В зависимости от содер­жания железа в твердом окислителе и концентрации элементов-восстанови­телей в чугуне можно получить до 200—210кг Fe/т чугуна. Таким обра­зом, при плавлении синтикома в ста­леплавильном агрегате идет процесс восстановления оксидов железа, обес­печивающий получение дополнитель­ного (значительного) количества чис­того железа.

Экономическая эффективность синтикома заключается в получении дополнительного количества железа за счет использования восстанови­тельного потенциала примесей чугу­на, т. е. удаление примесей из чугуна при плавлении синтикома совмеща­ется с одновременным использовани­ем этих элементов для совершения полезной работы — восстановления оксидов железа, а также со снижени­ем энергоемкости. При этом получа­ют значительное количество допол­нительного железа — до 200 кг и бо­лее — по цене твердого окислителя, поскольку элементы-восстановители не влияют на себестоимость этого процесса. В то же время с синтико-мом дополнительно вносится кисло­род в количестве до 82—90 кг (или 58—70 м³) на 1 т синтикома. Такого количества достаточно для окисления примесей чугуна и большей части уг­лерода. Это дает также существенную экономию средств, так как 1 м³ газо­образного кислорода может стоить от 4 до 10 центов. И наконец, перевод чугуна в заменитель тяжеловесного лома и металлизованного сырья авто­матически обеспечивает повышение его потребительских свойств, а следо­вательно, и цены до уровня не ниже цены металлизованных окатышей, тем самым синтиком приобретает как

шихтовый материал дополнительные преимущества по рентабельности и конкурентоспособности.

ПРОДУКТЫ ПРЯМОГО

ВОССТАНОВЛЕНИЯ ЖЕЛЕЗА

Много лет технологии прямого вос­становления железа из руд рассматри­вались как альтернатива доменному процессу. Учитывалось, что для функ­ционирования доменного производ­ства необходимы: добыча коксующих­ся углей, коксохимическое производ­ство, обогащение железных руд, агломерационное производство и др. Возможность исключить доменное производство из технологической цепи — заманчивая инженерная зада­ча. Сегодня приходится учитывать так­же, что железосодержащий материал, получаемый непосредственно из же­лезной руды (из так называемой пер­вородной шихты), практически не со­держит примесей цветных металлов.

Это послужило мощным толчком к развитию и внедрению новых техно­логий; в настоящее время в мире раз­личными методами производят более 40 млн. т/год продуктов прямого вос­становления — шихтовых материалов, чистых от примесей цветных метал­лов. Предполагается, что в ближай­шие годы этот показатель возрастет до 60 млн. т/год. Основные варианты используемых при этом технологий сводятся к следующему:

а) восстановление железа из твер­дых железорудных материалов взаи­модействием с твердыми или газооб­разными восстановителями. Посколь­ку получаемый продукт представляет собой куски пористого материала, по внешнему виду напоминающего губ­ку, его называют также губчатым же­лезом. Так как процессы металлизации идут в твердом материале, без образо­вания жидкой фазы, их называют процессами твердофазного восста­новления (ПТВ). В зарубежной лите­ратуре для обозначения получаемого материала используют аббревиатуру DRI или DI¹;

б) восстановление железа в кипя­щем железистом шлаке. Такой про­цесс называют процессом жидкофаз-ного восстановления (ПЖВ);

в) получение из чистых железных руд карбида железа. Независимо от способа получения все эти материалы содержат очень мало примесей цвет­ных металлов. Стоимость их по мере совершенствования методов произ­водства приближается к стоимости хо­рошего металлолома. Сегодня в мире различными способами получают де­сятки миллионов тонн металлошихты непосредственно из железных руд (из «первородной» шихты). В гл. 7 эти способы будут рассмотрены более подробно.

'От англ, direct-iron — железо прямого восстановления.

ФЕРРОСПЛАВЫ

В число компонентов металлошихты часто включают также металлсодержа­щие добавки, используемые для рас­кисления и легирования стали. Эти добавки вводят в металл обычно в виде сплавов с железом (иногда в чис­том виде) и называют ферросплавами. Выпускаемые промышленностью ферросплавы подразделяют обычно на большие и малые. К большим ферро­сплавам относят сплавы, занимающие в общем объеме производства основ­ное положение¹ (ферросилиций, фер­ромарганец, силикомарганец, ферро­хром, ферросиликохром), к малым — сплавы, используемые в меньших мас­штабах (ферровольфрам, ферромолиб­ден, феррованадий, феррониобий, ферротитан, сплавы ЩЗМ — силико-кальций, силикобарий и др., сплавы РЗМ с железом, кремнием, алюмини­ем, сплавы с алюминием — ферроалю­миний, силикоалюминий и др.).

Каждый ферросплав может иметь разнообразные составы. Например, группа хромистых ферросплавов вклю­чает: высоко-, средне- и низкоуглеро­дистый феррохром, ферросиликохром, металлический феррохром, азотированный феррохром. Группа марганце­вых ферросплавов включает: высоко-, средне- и низкоуглеродистый ферро­марганец, силикомарганец, металли­ческий марганец, азотированный мар­ганец.

Каждый ферросплав содержит кро­ме железа ряд компонентов (приме­сей). Основные (в соответствии с на­званием ферросплава) компоненты называют ведущими. Содержание веду­щих компонентов может колебаться в определенных пределах. Для сравне­ния (и учета) ферросплавов введено понятие базовой тонны — это 1 т фер­росплава (или концентрата) со строго определенным содержанием ведущего элемента (или его соединения).

Например, в ферросилиции марки ФС45 по ГОСТу допускается колеба­ние в содержании кремния от 41 до 47%. За базовую тонну принята 1т сплава, содержащего 45 % Si (Ферро­силиций марки ФС45 обычно называ­ют 45%-ный ферросилиций.)

Основными способами получения ферросплавов являются: доменный, электротермический, металлотерми-ческий, электролитический. Исполь­зуемые ферросплавы получают глав­ным образом электро- или металло-термическими способами. Электро­литический метод связан со значи­тельным расходом электроэнергии; его используют для получения особо чистых материалов. Доменный про­цесс не позволяет получать некоторые ферросплавы (например, ферросили­ций) с высоким содержанием ведуще­го компонента; он требует высоких расходов высококачественного кокса.

¹ Годовое производство марганцевых сплавов в мире составляет -7,5 млн. т, ферро­хрома -4,0 млн. т, ферросилиция -4,0 млн. т. Производство ферроникеля превысило 1 млн т/год.

В качестве сырья для получения ферросплавов используют руды, со­держащие то или иное количество ок­сидов соответствующих элементов. Поскольку исходное сырье для полу­чения ферросплавов обычно содер­жит значительное количество железа, оно при восстановительных условиях плавки восстанавливается и большин­ство ферросплавов имеют в составе определенное (часто значительное) количество железа. Железо не являет­ся вредной примесью. Кроме того, же­лезо снижает температуру плавления сплава, что облегчает его расплавле­ние, а также повышает степень усвоения ведущего компонента, так как уменьшает активность ведущего ком­понента в растворе и соответственно его угар.

Стоимость восстановленных эле­ментов в сплавах с железом существен­но ниже, чем в чистых металлах, поэто­му использование чистых металлов практикуется в исключительных случа­ях — при производстве сложнолегиро-ванных сплавов. Железо увеличивает плотность сплава, особенно включаю­щего такие легкие элементы, как, на­пример, алюминий. Тем самым облег­чаются условия введения сплава в глубь ванны металла и повышается степень усвоения ведущего элемента (напри­мер, при замене алюминия ферроалю­минием). Кроме полезных элементов ферросплавы содержат и некоторое ко­личество нежелательных элементов. Сведения о составе ферросплавов при­ведены в главе о раскислении и легиро­вании стали (см. табл. 14.1).