Н.В. Панишев
Проведение инженерной олимпиады
«Будущее России»
по специальности
«Металлургия черных металлов»
(Методическое пособие)
Челябинск, 2014
УДК 669.1:622.788(075)
ББК 34.323я7
П 162
Проведение инженерной олимпиады «Будущее России» по специальности «Металлургия черных металлов»»: методическое пособие / Н.В. Панишев,
Челябинск:: Изд-во Южно-Уральского государственного университета , 2014. 93 с.
ISBN
Целью настоящего пособия является акцентирование внимания участников олимпиады на узловых моментах специальности «Металлургия
черных металлов». Пособие охватывает основные вопросы, поднимаемые программой специальности, и не повторяет известные пособия.
В разделах пособия изложена сущность наиболее важных явлений, показана логическая связь основных этапов металлургического передела.
Кроме необходимого объема теоретических сведений пособие содержит подробное решение типовых задач сравнительно небольшого объема,
необходимый справочный материал для 50 участников олимпиады
Содержание и методика изложения пособия, основанные на многолетнем опыте профориентационной работы с учащимися средних школ,
учреждений среднего специального образования, а также молодыми работниками предприятий, проводимой преподавателями кафедры металлургии
черных металлов ФГБОУ ВПО МГТУ.
УДК 669.1:622.788(075)
ISBN
© Южно-Уральский государственный
университета, 2014
© Панишев Н.В., 2014
Оглавление
I. Раздел 1
1.1.Введение в специальность. Теоретические и практические основы профессиональной деятельности
1.2.История развития отрасли
1.3.Некоторые события из истории металлургии железа
1.4.Некоторые важнейшие изобретения в черной металлургии
1.5.Проблемы и перспективы современного состояния отрасли
1.6.Экскурсии на предприятия отрасли
II. Раздел 2
2.1 Типовые примеры решения практических задач и задания для участников в олимпиаде
2.1.1.Определение минералогического типа руды
2.1.2.Окускование руд
2.1.3.Металлизация
Литература
1. Приложение
I. Раздел 1
1.1.Введение в специальность. Теоретические и практические основы профессиональной деятельности
Развитие человеческого общества во многом определилось развитием техники получения железа.
И вот почему в самом начале своего царствования Петр Первый издал указ «искать всякому литому и кованому железу умножения, чтобы всему
Московскому государству, без постороннего свейского (щведского- прим. автора) железа проняться было мочно, и стараться, чтобы русские люди тем
мастерством были научены, дабы то дело в Московском государстве было прочно». При Петре (1700 г) учредили приказ рудокопных дел. На городских
площадях, в свободах и селах подъячие всенародно читали указ царя. В нем говорилось:
«Соизволяется всем и каждому дается воля, какого бы чина и достоинства ни был, во всех местах, как на собственных, так и на чужих землях,
искать, копать, плавить, варить и чистить, сиречь: золото, серебро, медь, олово, свинец, железо…».
«А тем, которые изобретенные (найденные, прим. автора) руды утаят и доносить о них не будут, …объявляется наш жестокий гнев, неотложное
телесное наказание и смертная казнь».
В другом указе Петра (1726 г.) говорится:
«… Торговля железом завсегда было делом воровским….Посему оклад установить мизерным…А раз в год одного вешать, дабы другим
неповадно было».
Россия сохраняла первенство в производстве металла вплоть до начала ХIX в. При этом русское железо вывозили во многие страны, в том числе и
в страны, которые затем по промышленному развитию вырвались вперед. В 1913 г. в России на душу населения приходилось всего лишь 30 кг стали, в 610 раз меньше, чем в развитых странах. Сейчас в России производится около 500 кг стали на душу населения при 302 кг на внутреннее потребление. На
рубеже 80-90-х гг СССР выплавлял 160 млн т стали в год (на Магнитогорском металлургическом комбинате - 16 млн т/г), занимая первое место в мире.
Прослеживая историю разных стран, легко убедиться, что именно с развитием металлургии связан прогресс во всех областях, что железо явилось
фундаментом прогресса. В настоящее время Россия производит около 70 млн т стали в год (в Китае – около 900 млн т/г.). В мире сейчас выплавляется
около 1,5 млрд т стали (в 1901 г. – лишь 31 млн т). Вклад ведущих стран (Китай, США, Россия, Япония, Южная Корея,, Канада, Украина, страны
Европейского Союза) составляет более 90%. На внутренне производство из выплавляемого металла (без учета дальнейшего экспорта готовой продукции)
в ведущих странах расходуется на душу населения, кг: США - 300,2, Южная Корея – 1057, Китай -515,1, Тайвань- 740, Австрия - 414, Германия - 460,
Франция - 196, Голландия - 205, Италия - 354
Таким образом, черная металлургия является базисом, на котором выстраивается экономика и благосостояние любой страны. Поэтому подготовке
специалистов для работы в этой отрасли уделяется особое внимание.
Выпускники специализированных кафедр металлургии черных металлов работают на металлургических предприятиях (аглофабрики, фабрики
окатышей, цехи получения металлизованной продукции, кислородно-конвертерные и электросталеплавильные цехи, исследовательские лаборатории), в
проектных и научно-исследовательских учреждениях на инженерно-технических должностях. Решение задач, стоящих перед инженерами-металлургами,
невозможно без получения ими глубоких знаний и навыков в таких научных областях и сферах производства, как: физическая химия, тепломассоперенос,
минералогия и кристаллография, проектирование, физическое и математическое моделирование технологических процессов с помощью электронновычислительной техники, экология и экономика отрасли, проектирование.
1.2.История развития отрасли, важнейшие открытия и изобретения
1.2.1. Роль железа в развитии цивилизации
В свою очередь, в многовековой истории металлургии железа можно выделить три периода, непосредственно связанные со способами извлечения
железа из руд. Первый период характерен выработкой ковкого железа в сыродутных горнах, он начался в глубокой древности и завершился в середине
ХIV в. открытием чугуна. Второй закончился на рубеже ХIХ и ХХ столетий отказом от производства ковкого железа и заменой его литой сталью,
полученной на основе чугуна. Особенностью третьего периода является выплавка подавляющей части стали с использованием чугуна и металлического
лома.
Согласно археологическим данным, а также сведениям из древних письменных источников, человек начал получать железо для изготовления орудий
труда, предметов быта и оружия за 1,5-2 тыс. лет до н. э. Ранее других регионов железо появилось на Ближнем Востоке, в первую очередь в Финикии и
Ассирии. Несколько позже искусством получать и обрабатывать железо овладели народы Средиземноморья и Центральной Европы. В X-VI вв. до н.э.
железо проникло в Индию, на Дальний Восток, в Северную Европу и в Британию. Последующему его распространению в Средиземноморье, на Балканах,
в Центральной и Западной Европе способствовала военная и хозяйственная деятельность Древней Греции, Карфагена и Рима. На территории бывшего
СССР наиболее раннее применение железа отмечено в Армении и греческих колониях Причерноморья, а на земле Древней Руси его начали получать в
IX-VIII вв. до н.э. Заметную роль в распространении железа сыграло переселение во II и I тысячелетиях до н.э. части народов из стран Ближнего Востока
и Передней Азии, умевших получать и обрабатывать железо, в другие регионы.
В течение многих столетий вся технология производства и обработки железа базировалась исключительно на опыте и знаниях, передаваемых от
одного поколения металлургов к другому и часто считавшихся производственным секретом. Только в XIX в. получение железа приобрело научную
основу, чему помимо общего прогресса науки и техники способствовало резкое увеличение спроса на чугун и сталь в связи с быстрым развитием
машиностроения, интенсивным строительством железных дорог и судов с металлическим корпусом.
К концу 1980-х гг. во всём мире в виде различных сооружений, орудий труда предметов быта было накоплено более 7,5 млрд. т железа. Этот
металлический фонд является основой всей современной техники и материальной культуры. Широкое распространение в ХХ в. стекла, бетона,
пластмасс, синтетических смол и других неметаллических конструкционных материалов хотя и сократило потребность в железе, но не изменило его
главенствующего положения. Успехи в производстве железа и его сплавов явились основой для развития сухопутного и водного транспорта, связи,
микро- и радиоэлектроники, микробиологии, использования атомной энергии, освоения космического пространства и многих других достижений
современной цивилизации.
1.2.2. Свойства железа
Чистое железо (феррит) имеет светло-серый цвет, обладает пластичностью и высокой магнитной проницаемостью. Атомная масса железа 55,84,
плотность 7,87 г/см3, температура плавления 1539 0С, температура кипения 2887 0С, валентность 2,3,6. Размягчённые зёрна феррита легко слипаются
между собой, а во время ковки и прокатки – удлиняются и прочно свариваются в единую массу.
Железо образует химические соединения с кислородом, углеродом, кремнием, фосфором, серой и некоторыми другими элементами. Оно способно в
разной мере растворять марганец, хром, никель, ванадий и другие металлы, а также отдельные двухатомные газы (водород и азот). Под влиянием
химически связанных или растворённых элементов физические свойства железа меняются в широких пределах, что делает его пригодным для
использования в разнообразных целях. Поэтому на долю железа и его сплавов приходится свыше 90% мирового производства всех металлов.
Основным элементом, придающим железу различные свойства, является углерод. Он образует карбид Fe3C, хорошо растворимый в железе. Сплавы с
содержанием углерода до 2,14% называют сталями, а с более высоким – чугунами. В течение многих столетий, когда в основной массе стали содержание
углерода не превышало 0,15%, её именовали ковким или сварочным железом из-за способности легко поддаваться кузнечной ковке и сварке.
Другие элементы улучшают или ухудшают свойства чугунов и сталей. К улучшающим свойства (легирующим) относятся: марганец, кремний,
хром, никель, кобальт, титан, молибден, вольфрам и др. К ухудшающим свойства (вредным примесям) – сера, фосфор, кислород, азот, водород,
мышьяк, свинец и др. В доменную печь легирующие элементы поступают с рудными материалами в виде оксидных соединений и после частичного
или полного восстановления переходят в чугун. В сталь легирующие элементы с целью сокращения потерь от окисления вводят в виде сплавов с
железом – ферросплавов, получением которых занимается ферросплавное производство.
Железо входит в состав более 300 минералов. Его среднее содержание в верхней части земной коры (4,2%) уступает только содержанию кислорода,
кремния и алюминия: соответственно 49,1; 26,5 и 7,4%. Однако для промышленного извлечения используют лишь небольшое число минералов с
максимальным количеством железа, образующих железные руды. Кроме железосодержащих минералов в состав руд входят главные компоненты земной
коры (SiO2, Al2O3, CaO, MgO), обычно называемые пустой породой, а также полезные и вредные примеси. Добыча железных руд существенно облегчена
благодаря выходу многих месторождений на земную поверхность или их расположением вблизи этой поверхности.
Вследствие большого химического сродства к кислороду, а также высокого содержания последнего в атмосфере, гидросфере и земной коре
самородное железо (феррит) встречается очень редко в виде мельчайших вкраплений в базальте, диабазе, сиените и некоторых других горных породах,
изверженных из недр в первой половине существования Земли (её возраст 4,6 млрд. лет) В этот период свободный кислород в атмосфере отсутствовал,
процесс разделения жидких веществ по плотности внутри планеты с образованием тяжёлого ядра, состоящего главным образом из железа, ещё не
получил большого развития. В результате содержание железа в верхней мантии и извергавшихся из неё вулканических лавах было много больше
современного.
Свободный кислород появился в атмосфере в заметном количестве 2,2 млрд. лет тому назад, положив начало процессу окисления железа. В
настоящее время основная часть этого металла представлена оксидами Fe2O3 и Fe3O4, входящими в состав красных и магнитных железняков. Эти же
оксиды образуются при обжиге бурых и шпатовых железняков, содержащих железо в виде гидроокиси Fe2O3*n H2O и углекислой соли FeCO3.
Другим проявлением большого сродства к кислороду служит окисление кислородом воздуха поверхностного слоя нагретого железа с образованием
окалины, близкой по составу к магнитной окиси Fe3O4. По этой же причине значительная часть производимого железа при воздействии водяных паров
подвергается коррозии (ржавеет). Чтобы уменьшить потери железа в процессе службы, в его состав вводят легирующие элементы или на поверхность
изделий наносят слой защитного (антикоррозийного) покрытия.
1.3. Сыродутный способ производства железа
1.3.1. Устройство горнов и подача дутья
В глубокой древности железо получали нагреванием железных руд в смеси с древесным углем в ямах, расположенных ниже поверхности земли
(«волчьи ямы») и часто окружённых небольшим валом из глины и мелких камней для уменьшения потерь тепла. Такой способ производства был самым
простым и доступным многим народам на ранней стадии цивилизации, но малоэффективным из-за низкой производительности и очень высокого расхода
угля.
Первым металлургическим агрегатом, специально предназначенным для восстановления железных руд, явился низкий – высотой 1-1,5 м –
сыродутный горн (рис. 1.1).
Рис. 1.1. Якутский сыродутный горн: 1-деревянный сруб; 2-глина; 3-крица; 4сопло; 5-мехи.
Под воздействием горячего восстановительного газа в нём появлялся рыхлый
ком размягчённого железа – крица (название произошло от слова «крьч» – кузнец).
В начальный период эти горны строили в лесах и часто называли лесными
кузницами в отличие от кузниц в населённых пунктах, где завершали изготовление
изделий из железа. В XVI-XVII вв. сыродутные горны во многих случаях
устанавливали в кузницах на окраине населённых пунктов (в России такие кузницы
назывались руднями).
Низкий горн обычно располагали на склоне холма со стороны основного направления ветра. Его сооружали большей частью из глины, скрепляемой
камнями, ветками или стволами небольших деревьев. Внутреннее пространство часто имело овальную форму, а наружное соответствовало усечённой
пирамиде или усечённому конусу. Исключением служил каталонский горн (создан в Каталонии – провинции на севере Испании), широко
применявшийся в XVII-XVIII вв. в Испании и Южной Франции для заводского производства железа. Его сооружали ниже поверхности земли в виде
наклонной воронки (рис. 1.2), округлённой снизу и четырёхугольной сверху.
С VIII в. н.э. в Штирии, одной из провинций Австрии, для увеличения производства криц и снижения расхода древесного угля начали строить
горны высотой 2,5-3 м, названные штюкофенами (Stuckofen) от слова Stuck – крица.
Рис. 1.2. Каталонский горн: а - древесный уголь; б – железная руда; в – крица
Отсюда они распространились по всей Германии, Франции, Швеции и другим странам Европы. Вместе с низкими горнами, применявшимися в Азии
и Африке, штюкофены в некоторых регионах продолжали использовать до конца XIX в. В текущем столетии отдельные низкие горны обнаружены в
России (Якутия,1928 г.) и во внутренних регионах Африки (1940 г.).
Штюкофены строили круглого, многогранного или четырёхугольного поперечного сечения, скрепляя снаружи стволами деревьев в виде сруба или
каменной кладкой (рис. 1.3). Так как большинство низких горнов или штюкофенов предназначалось для кустарного производства, их использовали
только по мере надобности в сухое время года, свободное от сельскохозяйственных работ.
Для сжигания 1кг углерода до СО требуется примерно 4,4 м3 атмосферного воздуха. В начальный период воздух в низкий горн поступал через
отверстие в нижней части горна естественной тягой, дополняемой силой ветра. Позже дутьё стали подавать двумя работающими по очереди мехами,
изготовленными из дерева и шкур животных. Мехи приводили в движение мускульной силой людей (большей частью ногами). Так как с появлением
штюкофенов объём дутья и сопротивление движению газов возросли, для привода мехов в отдельных регионах использовали домашних животных.
Рис. 1.3. Штюкофен
Из-за наличия циклов всасывания и сжатия воздуха мехи давали пульсирующее дутьё. Их применение позволило ускорить процесс плавки и
одновременно повысить температуру газов в горне за счёт сокращения доли внешних потерь тепла. Польза от принудительной подачи дутья была
очевидной, поэтому одной из главных задач последующих поколений металлургов явилось совершенствование воздуходувных средств.
Во многих каталонских горнах с конца XVIII в. дутьё вводили через фурму из листовой меди, наклонённую под углом 35-40 0 к горизонту. Его подавали
водотрубной воздуходувкой – тромпой (рис 1.4), состоящей из двух деревянных резервуаров с водой и соединяющих их 2 – 3 вертикальных труб длиной
4 – 7 м.
Рис. 1.4. Тромпа: 1-слив воды; 2-пробка; 3-наполнение водой; 4 – отверстия для всасывания воздуха; 5 – доска с
плитой; 6 – патрубок для отвода дутья
Вода поступала в трубы через конические насадки с выходным сечением около 40% площади сечения труб. По мере падения потоки воды
разрывались на большое количество частей и, перемещаясь по всему поперечному сечению труб, увлекали с собой атмосферный воздух. Последний
засасывался в верхней части труб через специальные четырёхугольные отверстия, наклонённые к горизонту под углом 40-450. Нижний резервуар
(дутьевой ящик) в форме широкой бочки с плотными стенкой и крышкой имел горизонтальную доску с чугунной или каменной плитой, о которую
ударялись потоки воды. Отделившийся от воды воздух с избыточным давлением 0,5-0,9 кПа поступал в воздухопровод и горн, а вода через боковое
отверстие удалялась наружу.
В отличие от мехов, тромпа обеспечивала постоянство количества и давления дутья. Её производительность определялась числом труб, их длиной и
объёмом проходившей воды, который регулировали положением конических пробок в верхнем резервуаре.
1.3.2. Особенности технологии
Первоначально древесный уголь для низких горнов выжигали в ямах под слоем веток и земли, позже для этой цели стали использовать кучи
диаметром 3-4 м. В обоих случаях масса готового угля не превышала 12% массы дров. Руду – бурый или красный железняк – добывали вблизи земной
поверхности, не прибегая к использованию глубоких шахт. Перед плавкой уголь дробили до крупности грецкого ореха, руду - до крупности гороха или
лесного ореха, оба материала отделяли от мелких частиц.
Уголь и руду загружали через верхнее отверстие в предварительно разогретый горн. В нижнюю его часть через трубку (сопло) из высушенной
глины подавали дутьё, кислород которого окислял углерод древесного угля с образованием СО и выделением тепла:
С+0,5О2=СО+120,4 МДж
(1.1)
Горячие газы с температурой 1300-13500С поднимались вверх, нагревая и восстанавливая кусочки железной руды. По мере выгорания топлива и
оседания шихтовых материалов горн заполняли новыми порциями угля и руды, располагая их горизонтальными слоями. Только в каталонском горне
слои сырья и топлива формировали наклонно, придавая слою руды для облегчения движения газов меньшую высоту по сравнению со слоем угля. Вскоре
после подачи дутья температура газа на колошнике достигала 900-10000С, газ воспламенялся от соприкосновения с воздухом и непрерывно горел в
течение всей плавки.
Вследствие малой высоты рабочего пространства и большой протяжённости зоны высоких температур основная часть оксидов железа
восстанавливалась в сыродутных агрегатах твёрдым углеродом, из-за чего содержание СО2 в отходящих газах было ничтожным. По этой же причине
происходили преждевременное плавление частиц руды и переход в шлак большого количества закиси железа, что подтверждается данными Ф.Карстена
(1841 г), Т.Ришара (1838 г.), Ж.Франсуа , (1843 г.) и А.А.Байкова (1933 г.), %:
Компоненты FeO SiO2
Al2O3
CaO MgO MnO Щёлочи P2O5
51,7 29,1
4,3
2,6
2,9
9,2
-
-
каталонский 41,8 33,5
1,9
8,5
1,32 12,3
-
-
то же
39,9 33,0
3,65
7,2
2,32 13,0
якутский
48,6 23,0
2,67
2,84
тип горна:
прусский
-
3,48
-
-
3,87
0,87
Благодаря относительно низкой температуре плавления железистых расплавов (1100-12000С) и их достаточной текучести даже при небольшом
нагреве сверх температуры плавления шлак из сыродутных агрегатов удаляли в жидком состоянии через отверстие в стенке, расположенное немного
ниже уровня сопла. При наличии в рудах высокого содержания кремнезёма главной составляющей шлака являлся фаялит 2FeO*SiO2, определявший
выход расплава и концентрацию в нём закиси железа. Присутствие закиси марганца, взаимодействовавшей с кремнезёмом, облегчало восстановление
железа и уменьшало его химические потери в процессе плавки.
Невысокая температура горения топлива на холодном дутье и наличие железистых шлаков затрудняли науглероживание железа, а также
восстановление кремния, марганца и фосфора, из-за чего количество этих элементов в металле было малым. По данным Ж.Франсуа, в продукте из
каталонского горна содержалось: 0-0,42% С; 0,02-0,04%Si; 0,02-0,52%Mn. Другие исследователи сообщали о наличии в сыродутном железе 0-0,1% С;
0-0,2% Mn, следов кремния и фосфора.
Температура плавления малоуглеродистого железа указанного состава (1490-15200С) превышала нагрев материалов в зоне образования крицы.
Благодаря присущей железу способности свариваться в размягчённом состоянии отдельные его зёрна слипались между собой в рыхлый ком, поры
которого были заполнены шлаком. Химический состав криц не был однородным – наряду с малоуглеродистым железом часто встречались участки с
повышенным содержанием углерода, отвечающие среднеуглеродистой стали. В некоторых регионах содержание углерода в металле регулировали
изменением крупности и состава железных руд, расхода угля, положения сопла и режима выпуска шлака.
После 4-5 ч. непрерывной работы раскалённую до белого каления крицу клещами извлекали через пролом в передней стенке горна вместе с частью
шлака и кусочками угля. Металл уплотняли деревянным молотом (колотушкой), большие крицы топором разрубали на 2-4 части и ковали ручным
кузнечным молотом для удаления шлака из пор (его начальное количество составляло 4-6% по массе). Основная часть шлака выжималась из металла, а
оставшийся шлак в количестве 1-2% располагался в виде нитей, переплетавшихся с волокнами металла. Перед следующей плавкой переднюю стенку
горна ремонтировали, вставляли новое сопло, охладившуюся кладку разогревали сжиганием порции древесного угля, после чего начинали получение
новой крицы. В зависимости от размеров горна и интенсивности подачи дутья за одну плавку получали от 10 до 80 кг металла, а число выработанных за
сутки криц достигало 3-4.
В каталонском горне крицу извлекали клещами через верх, используя в качестве рычагов ломы. Для облегчения работы одну из боковых стенок
горна делали ниже другой. Масса крицы достигала 100-150 кг, в течение года производили до 1000 криц. Горячее железо уплотняли механическим
молотом, приводимым в действие водяным колесом.
В штюкофенах благодаря увеличению высоты слоя шихты и сокращению внешних потерь тепла восстановление железа протекало полнее по
сравнению с низкими горнами. Полнее совершались и процессы науглероживания, вследствие чего крицу часто извлекали в полуоплавленном состоянии.
Годовое производство металла одним штюкофеном в последний период их применения достигало 90-120 т, расход древесного угля составлял 3-4 кг/кг
железа. Чтобы облегчить извлечение крицы, в кладке горна штюкофена делали горизонтальное отверстие, заполняемое кирпичами и смазываемое глиной
на период подачи дутья.
Разделение труда существовало только при заводском способе получения сыродутного железа. В условиях кустарного производства у горна работала
группа крестьян или ремесленников в количестве не менее 4 человек, члены которой выжигали уголь, добывали и готовили к плавке железную руду,
получали и обрабатывали крицу. В России один горн часто обслуживали крестьяне нескольких дворов, причём вместе с ними получением и обработкой
железа в XVI-XVII вв. занимались ремесленники, а также отдельные бояре и монастыри, владевшие руднями с двумя сыродутными горнами. В
некоторых регионах Индии железо в низких горнах вырабатывали странствующие ремесленники.
Предназначенным для торговли заготовкам придавали форму полос или брусков четырёхугольного сечения. Основную массу сыродутного железа
употребляли для изготовления орудий труда, предметов быта и оружия, а некоторую его часть науглероживали методом цементации и превращали в
сталь. Для получения чистого от примесей железа крицу посредством многократного нагрева и охлаждения превращали в окалину, которую ещё раз
восстанавливали в низком горне.
1.3.3. Достоинства и недостатки
Несомненным достоинством сыродутного способа получения железа, обеспечившими его длительное существование, явились: малые затраты на
строительство агрегата, простота технологии и возможность получать в отдельных случаях продукцию высокого качества. В частности, отсутствие в
железе фосфора послужило одной из причин сохранения некоторой части штюкофенов в Швеции, Финляндии до середины XIX в. для переработки
фосфористых бурых железняков (болотных руд). Переплавка этих руд в чугун с последующим получением сварочного железа в кричных горнах или
пудлинговых печах давала худший металл по сравнению с сыродутным.
К числу недостатков сыродутного способа относятся: большой расход древесного угля (3-6 кг/кг железа); высокие потери металла со шлаком (до3040%), быстро возрастающие с увеличением содержания пустой породы в рудах; наличие в металле шлаковых включений; низкая производительность и
периодичность действия агрегатов. Помимо этого, из-за отсутствия процессов обессеривания в сыродутном производстве использовали только
малосернистые железные руды и древесный уголь (попытка заменить в каталонском горне уголь коксом успеха не принесла).
1.4. Замена ковкого железа литой сталью
1.4.1. Появление домниц
В XIII столетии при переходе от кустарного к заводскому способу выработки железа для привода воздуходувных мехов применяли водоналивное
колесо. Это позволило усилить дутьё и заменить штюкофен более высокой и производительной печью шахтного типа - домницей (от слова «дмение» дутьё). Первые из таких печей появились после 1300 г. в Бельгии, а также в Альпах на территории Швейцарии, части Австрии и Южной Германии. В
1340-1350 гг. домницы начали строить в Пруссии, где они получили название бляуофенов (Blauofen) от Blau – дутьё. Отсюда домницы распространились
в другие европейские страны.
Домницы явились промежуточным звеном между штюкофеном и доменной печью. Первоначально их вертикальная протяжённость не превышала 4
м, а суточная производительность составляла 0,5-0,7 т при расходе древесного угля 3-4 кг/кг готового продукта. К началу XVI в. благодаря увеличению
высоты до 6,5 м, а также совершенствованию технологии и оборудования производительность домниц возросла до 1,5 т, затрата угля сократилась до 2,5
кг/кг железа.
Внутреннему очертанию домниц придавали форму двух усечённых конусов, сложенных широкими основаниями, усечённых пирамид или более
сложное очертание (рис. 1.5
Рис.
1.5.
Большая
штирийская
домница (бляуофен)
Вследствие увеличения расхода дутья внешние потери тепла в этих печах в расчёте на 1 кг готового продукта уменьшились, а процессы
восстановления и науглероживания совершались полнее, чем в штюкофенах. Поэтому кроме губчатого железа в домницах стали получать жидкий чугун
– сплав железа с углеродом, кремнием, фосфором. Высокая хрупкость чугуна не позволяла обрабатывать его ковкой, в связи с чем в первое время чугун
использовать не умели и считали его браком производства, подлежащим переплавке. Вероятно, по этой причине время открытия чугуна, оказавшего
революционное воздействие на дальнейшее развитие чёрной металлургии, не отмечено в хрониках и летописях. Но после обнаружения у чугуна
литейных свойств его стали употреблять для изготовления отливок (по некоторым сведениям в Китае отливки из чугуна научились получать на
несколько веков ранее Европы).
Применение водяного колеса для привода мехов обусловило размещение металлургических заводов на берегах небольших рек, расположенных
вблизи месторождений железных руд и значительных по величине лесных массивов. Реку перекрывали плотиной, ниже которой строили домницы
(позже – доменные печи), механические молоты для ковки крупных криц и прокатные валки.
Благодаря возможности вырабатывать в одном агрегате губчатое железо и жидкий чугун домницы в отдельных регионах сохранились почти до
конца XIX в. На одной из последних европейских печей этого типа три дня в неделю производили жидкий чугун (в общей сложности 3 т), а в оставшееся
время – крицы. Чугун плавили после увеличения расхода топлива на 10-15% и понижения горизонта воздушной фурмы на 50 мм. В конце кампании, в
связи с ростом потерь тепла через стены горна, получали только губчатое железо.
Одной из наиболее трудоёмких операций при эксплуатации домниц являлось извлечение крицы, сопровождавшееся остановкой дутья и регулярным
ремонтом кладки горна. Чтобы облегчить эту операцию, домницы строили с открытой грудью (передним горном), позволявшей посредством клещей и
лома проникать в нижнюю часть печи. Длина переднего горна равнялась толщине кладки, ширина и высота – размерам крицы. Перед подачей дутья
передний горн заполняли кусками шлака, мелким углём и закрывали чугунной плитой. Этот же конструктивный элемент служил для выпуска чугуна и
части жидкого шлака.
1.4.2. Зарождение чугунолитейного производства
Примерно в то время, когда европейские металлурги открыли чугун, немецкий монах Б.Шварц усовершенствовал технологию получения пороха.
Это событие повлекло появление артиллерии и огнестрельного стрелкового оружия, коренным образом изменивших характер военных действий.
Бронзовое литьё к началу появления артиллерии получали без больших затруднений, но оно было дорогим. Поэтому начались поиски способа
производства артиллерийских орудий из более дешёвого чугуна. Одну из первых чугунных пушек отлили в 1377 г. в Тюрингии (Германия). Благодаря
дальнейшему совершенствованию технологии во второй половине XVI в. в Англии научились отливать из чугуна тяжёлые корабельные пушки,
существенно повысилась мощь военного флота. Позже артиллерийские орудия из чугуна стали производить и другие государства, причём их отливка
продолжалась почти 300 лет и завершилась в конце 1860-х гг., когда чугун заменили мартеновской сталью.
Первоначально в качестве артиллерийских снарядов использовали только камни, но уже в середине XV столетия начали применять железные и
чугунные ядра, Развитие техники литья позволило организовать массовое производство одинаковых по размерам ядер, а также осуществлять калибровку
стволов артиллерийских орудий. Следующим шагом в совершенствовании чугунолитейного производства явилось создание полых снарядов,
заполняемых порохом.
Другой важной областью чугунного литья в XV-XVII вв. было производство печных плит и колосников для каминов. Позже литейщики освоили
отливку посуды для приготовления пищи, скульптур, архитектурных украшений и других изделий сложной конфигурации. Часть литья производили
рядом с домницами, другую – в специальных мастерских, расположенных в крупных городах и оборудованных вагранками – печами для переплавки
чугуна. Потребности жителей малых городов в чугунном литье удовлетворяли странствующие ремесленники, располагавшие передвижными вагранками,
мехами для подачи дутья и литейными формами.
Перемещение части чугунолитейного производства в города потребовало для удобства транспортировки и последующего использования отливать
первичный чугун в продолговатые слитки одинаковой формы и массы – чушки, образующие в совокупности чушковый чугун. Русское название слитков
произошло от английского pig iron (свиное железо). Термин обязан способу разливки жидкого металла в песок: формы располагали на близком
расстоянии между собой с одной или двух сторон от главного жёлоба домницы или доменной печи, соединяя их с жёлобом короткими углублениями для
питания чугуном. Размещение главного жёлоба относительно форм было похоже на свинью, кормящую поросят.
1.4.3. Получение сварочного железа
Плавя чугун в открытом горне, многие металлурги заметили, что струя воздушного дутья окисляет примеси чугуна с образованием на дне (поду)
горна крицы с малым количеством шлака. Такой способ удаления примесей назвали фришеванием (очисткой), а вторичное ковкое железо – сварочным
из-за способности его размягчённых зёрен прочно свариваться между собой во время механической обработки.
По некоторым данным, фришевание возникло в 1590-х гг. на территории Бельгии, откуда с некоторыми изменениями технологии распространилось
в Швецию, Англию и другие европейские страны. В России сварочное железо начали производить во второй половине XVII в., до этого голландские
купцы доставляли его из Швеции через Архангельск.
Чугуны с малым содержанием кремния и вредных примесей фришевали в один этап в кричном горне с одной или двумя воздушными фурмами
(рис.1. 6).
Рис. 1.6. Кричный горн: 1 –кожух;
2 –огнеупорная футеровка;
3 –воздушная фурма; 4 –древесный уголь; 5 –чушка чугуна; 6 –крица.
Горн имел кожух из чугунных плит и кирпичную обвязку. Его заполняли древесным углем и нагревали до высокой температуры, затем клещами
вводили длинные чушки чугуна. Чугун плавился, и его капли стекали на под горна навстречу струе воздушного дутья, окислявшего кремний и углерод.
После подъёма поверхности тестообразного металла до горизонта фурмы крицу вынимали клещами и посредством ковки превращали в заготовку. В
случае недостаточного удаления углерода из металла заготовку ещё раз плавили в струе горячего газа над воздушной фурмой.
Передел чугунов с повышенным содержанием кремния, марганца или фосфора, сопровождавшийся более высоким выходом шлака, вели в два
этапа. На первом металл плавили в плавильном горне с несколькими фурмами, где из капель чугуна удаляли кремний и марганец. После этого частично
очищенный чугун выпускали в кричный горн, заполненный древесным углём. Здесь проходил второй этап фришевания – чугун окисляли кислородом
дутья. По мере удаления углерода металл переходил в тестообразное состояние, тогда его ломами собирали (накатывали) в 1-2 крицы, извлекали из горна
и проковывали.
В 1766 г. англичане братья Кренедж предложили второй этап фришевания проводить на поду отражательной печи, отапливаемой каменным углём.
В 1784 г. Г.Корт сделал на поду такой печи мелкую ванну («лужу») для вмещения расплавленного металла, после чего новый способ получения
сварочного железа назвали пудлингованием (puddling) от puddle – лужа. Согласно этому способу, кремний из кремнистых чугунов и марганец удаляли в
плавильном горне кислородом дутья, углерод и фосфор – в пудлинговой печи (рис. 1.7) за счёт кислорода печных газов. Чтобы ускорить выгорание двух
последних элементов, жидкую ванну перемешивали ломами. Чугуны с малым содержанием примесей, дававшие малый выход шлака, переделывали в
один этап в пудлинговой печи.
Такие печи имели топку с колосниками для сжигания каменного угля или сухих дров, ванну с двумя порогами –огневым и дымовым,
горизонтальную площадку (чугунник) для подогрева чушек чугуна отходящим газом, дымовой боров и дымовую трубу. Последняя опиралась на
металлическое опорное кольцо и колонны. При сооружении печей использовали плиты, балки и другие изделия, отлитые из чугуна. Пороги охлаждали
водой, низ ванны и чугунника – свободно циркулирующим воздухом. Тепло дымовых газов часто применяли для получения водяного пара.
Рис. 1.7. Пудлинговая печь: 1 –колосники; 2 –огнеупорная футеровка; 3 –ванна; 4 –чугунник; 5 –дымовая труба.
В 1830 г. И.Холл кварцевый песок на поду пудлинговой печи заменил оксидами железа. Их взаимодействие с углеродом чугуна породило обильное
выделение пузырьков СО, вызывавших интенсивное кипение и перемешивание содержимого ванны, В итоге значительно снизилась продолжительность
плавки, выход железа возрос почти до 90% от массы чугуна (ранее он не превышал 70%) и благодаря отсутствию песка сократилось образование шлака.
Последнее позволило в один этап перерабатывать чугуны различного химического состава, получая любой сорт сварочного железа.
В пудлинговой печи зола топлива не участвовала в образовании шлака, поэтому его выход был ниже в сравнении с кричным горном. Крицу
накатывали в окружении расплавленного металла, благодаря чему она имела меньше шлаковых включений. Охлаждение ванны снизу ускоряло
выпадение из расплава кристаллов железа и формирование крицы.
До конца XIX в. была усовершенствована конструкция пудлинговых печей и значительно увеличен срок их службы, но технология пудлингования
не претерпела существенных изменений. Основную часть продукции получали в печах садкой около 250 кг чушкового чугуна. Процесс поочерёдно
проходил стадии плавления чугуна, удаления примесей, кипения металла, накатки криц и выдачи их из печи. Общая продолжительность цикла равнялась
около 2,5 ч. Из загустевшего металла накатывали три крицы массой ~ 70 кг, которые после извлечения из печи обжимали прессом и прокатывали в
полосу. Расход каменного угля составлял 0,9-1,1 т/т железа.
Пудлингование позволило получать ковкое железо дешевле, в большем количестве и лучшего качества, чем в сыродутном процессе. По этой
причине выработку криц в каталонских горнах, штюкофенах и домницах в первой половине XIX в. значительно уменьшили, а во второй полностью
прекратили. В свою очередь, не выдержав конкуренции со способами производства жидкой стали массового назначения, в начале XX столетия вышло из
употребления и само пудлингование. С ним закончилась длившаяся несколько тысячелетий эпоха производства чистого по содержанию примесей
кричного железа и наступила эпоха получения жидкой стали с большим содержанием различных элементов.
На судьбу всех способов производства ковкого железа существенно повлияли два общих недостатка. Во-первых, неизбежные колебания
температуры относительно среднего уровня меняли по ходу процесса состав выпадавших из расплава зёрен металла, вследствие чего крицы получались
химически неоднородными. Во-вторых, загрязнённость готового продукта сравнительно крупными шлаковыми включениями была значительной, хотя и
не одинаковой для различных способов выработки железа.
Изобретение кричного горна и пудлинговой печи позволило одностадийный процесс руда - железо заменить двухстадийным руда – чугун - железо
(сталь) с использованием чугуна в качестве промежуточного продукта. Восстановление железных руд и получение ковкого железа научились
осуществлять в отдельных агрегатах по разным технологиям с учётом поведения примесей чугуна. Одновременно в качестве самостоятельных
металлургических переделов выделились доменное и железоделательное (сталеплавильное) производства. Замена первого процесса вторым,
продолжавшаяся более 270 лет (около 1590-1856 гг.), во много раз увеличила потребность в чугуне, но функции доменного производства сузились – оно
стало специализироваться главным образом на выплавке жидкого металла, пригодного для изготовления отливок и получения сварочного железа.
1.4.4. Конвертерный и мартеновский процессы
До изобретения этих процессов сталь получали цементацией и тигельной плавкой. Оба способа применялись ещё в древности, но были утрачены
в средние века. Первый из них возродили в Бельгии в1600 г., второй заново открыл в 1740 г. англичанин В.Гентсман.
Цементация основана на способности малоуглеродистого железа поглощать углерод при температуре красного каления в контакте с твёрдым
углеродом. Для получения в стали 0,5-1,5% С полосы сварочного железа вместе с древесным углем выдерживали 7-12 сут. в закрытых ящиках при
температуре 800-11000С. Охлаждённый металл использовали для изготовления изделий, требующих высокую прочность, твёрдость и упругость. Но из-за
различия условий цементации состав и механические свойства стали существенно отличались даже в пределах одной полосы. Чтобы обеспечить
одинаковые свойства большой массы металла, полосы после цементации рубили на мелкие кусочки и расплавляли в закрытых глиняных тиглях
вместимостью 35-50 кг. Оба способа имели низкую производительность и высокий расход топлива.
В 1856 г. Г.Бессемер осуществил продувку жидкого чугуна сжатым воздухом в конвертере грушевидной формы (рис. 1.8) с кислой футеровкой.
Проходя через слой чугуна, кислород дутья окислял кремний, марганец, углерод и часть железа. Реакции окисления совершались быстро (15-20
мин) и с выделением тепла, поэтому металл во время продувки разогревался до температуры 16000С. В конце продувки, когда содержание углерода
становилось низким, некоторая доля кислорода дутья в виде FeO растворялась в металле, делая его непригодным для использования. Вначале из-за
неумения удалять FeO (раскислять металл) в конвертере получали только высоко- и среднеуглеродистые стали, содержащие мало кислорода. Позже для
раскисления металла начали добавлять зеркальный чугун с 10-25 % Mn, после чего конвертеры нашли применение и для производства малоуглеродистой
продукции широкого назначения.
Рис. 1.8. Бессемеровский конвертер. Одна из первых конструкций
В 1870-1910 гг. бессемеровский процесс играл значительную роль в мировом производстве стали, однако в последующие десятилетия интерес к
нему снизился в связи с повышением требований к качеству продукции. Существенным недостатком бессемерования, заставившим к началу 1960-х гг.
значительно сократить развитие процесса, явилось насыщение металла азотом дутья, из-за чего происходило старение стали – снижение её пластичности
в процессе службы. Кроме того, для выплавки бессемеровских чугунов нужны очень чистые по содержанию фосфора и серы железные руды, запасы
которых ограничены. Наконец, бессемеровский процесс не позволял перерабатывать металлический лом.
В 1861 г. братья В. и Ф. Сименсы получили патент на отражательную печь с регенеративным обогревом для варки стекла, отапливаемую
генераторным газом. Подогревая в регенераторах воздух и газ, они впервые достигли температуры пламени, значительно превышающей температуру
плавления феррита. После этого В. Сименс занялся разработкой способа получения жидкой стали из чугуна с использованием железной руды. В 1864 г.
Э. и П. Мартены, отец и сын, на кислом поду регенеративной печи выплавили сталь из чугуна и скрапа. Объединение обеих технологий позволило
создать широко распространённый скрап-рудный процесс, называемый в некоторых странах сименс-мартеновским, а в России и Франции –
мартеновским. Окисление кремния, марганца и углерода в этом процессе осуществлялось кислородом печного газа и железной руды. Последующая
замена кислой футеровки пода печи на основную позволила ввести в состав шихты известь и с её помощью переводить фосфор и часть серы из металла в
шлак.
К моменту появления мартеновского процесса в развитых странах образовался довольно большой запас скрапа. Как уже отмечалось,
бессемеровские конвертеры не были пригодны для его переплавки, тогда как мартеновские печи успешно работали на скрапе и чугуне, позволяя
получать сталь, более дешёвую и значительно превосходящую по качеству бессемеровский металл. Поэтому мартеновский процесс стал развиваться
быстрее бессемеровского и постепенно его вытеснил.
В 1879 г. С.Дж.Томас кислую футеровку конвертера заменил основной из обожжённого доломита и, введя в шлак известь, разработал технологию
передела чугунов с содержанием фосфора более 1,5%. Ввиду наличия в некоторых странах Западной Европы больших запасов фосфористых бурых
железняков томасовские конвертеры эксплуатировались до начала 1980-х гг. Недостатками томасовского процесса явились: насыщение стали азотом
дутья и невозможность перерабатывать скрап.
Изобретение бессемеровского, мартеновского и томасовского процессов оказало революционизирующее воздействие на развитие чёрной
металлургии. Оно позволило удовлетворить потребности машиностроения, железнодорожного транспорта, судостроения и других потребителей в
металле широкого назначения. В итоге производство железа (стали) во второй половине XIX в. резко возросло, составив в 1800, 1850 и 1900г.
соответственно 0,5; 4,5 и 40,7 млн. т. Вместе со сталеплавильными процессами развивалось и доменное производство как основной поставщик
первичного металла.
Большую роль в расширении области применения стали сыграло её легирование, начатое Р.Мюшетом в одно время с появлением бессемеровского
процесса и продолженное другими металлургами. Введение наряду с углеродом в состав железного сплава в различном количестве и разном сочетании
хрома, вольфрама, молибдена, ванадия, кобальта, марганца, никеля, титана и других элементов позволило получить стали с особыми свойствами –
быстрорежущую, износостойкую, нержавеющую, жаропрочную и др.
1.4.5. Электрометаллургия и кислородно-конвертерный процесс
Электрометаллургия начала развиваться позже изобретения способов получения жидкой стали широкого назначения. Источником тепла в ней
является электрическая энергия, поэтому необходимость в затрате топлива отсутствует. Плавка стали в электропечах стала возможной после развития
энергетического хозяйства металлургических заводов и появления устойчивого спроса на легированный металл. Первые промышленные дуговые печи
были построены в начале ХХ в. во Франции (1902 г.), США (1906 г.) и в России (1910 г. Обуховский завод). Почти в одно время с дуговыми начали
применять индукционные печи сначала с железным сердечником, а после 1916 г. – без него. Оба типа печей позволяют получать сплавы с высокой
температурой плавления, а также вести плавку с окислением или восстановлением необходимых элементов. Наиболее мощными являются дуговые
печи, в них выплавляют углеродистые и легированные высококачественные стали различного назначения, а также ферросплавы.
Благодаря совершенствованию технологии и оборудования для выработки технического кислорода к началу 1950-х гг. удалось снизить его
стоимость и значительно увеличить производительность кислородных блоков. Это позволило широко применить кислород для выплавки чугуна и
стали. В сталеплавильном производстве на новой основе разработали конвертерный процесс, в котором чугун в большинстве случаев продувают
кислородом через фурму сверху. Основная футеровка конвертера позволяет переделывать чугуны с любым содержанием фосфора, а высокая чистота
кислорода (> 99 % О2) – избежать насыщения стали азотом. Вследствие малого содержания азота в дутье возросла температура в конвертере и стало
возможным использовать в качестве охладителя присадку скрапа в количестве 20-25% от массы металлической части шихты, что снизило стоимость
стали. Однако эта доля скрапа является недостаточной для обеспечения высоких экономических показателей, поэтому ведётся работа по созданию
технологий конвертерной плавки с повышенным расходом лома, а также разработке конструкции ломоплавильных печей и технологии получения в
них пригодного для конвертерной плавки синтетического чугуна.
Плавка в конвертере вместимостью 100-300 т длится 35-40 мин вместо 8-10 ч в мартеновской печи одинаковой садки. Для уменьшения вредных
выбросов в атмосферу конвертерные газы охлаждают и подвергают очистке.
Широкое применение в сталеплавильном производстве получили машины непрерывного литья заготовок (МНЛЗ), позволяющие увеличить
выход годного металла на 20-25 % за счёт сокращения обрези слитков, а также исключить из состава металлургических предприятий
обжимнозаготовочные станы. Сочетание кислородных конвертеров с МНЛЗ повысило производительность труда, сократило капитальные и
эксплуатационные затраты на получение 1 т стали по сравнению с мартеновскими печами и разливкой металла в изложницы. Поэтому мартеновские
печи повсеместно выводят из эксплуатации, заменяя их кислородными конвертерами.
1.4.6. Способы улучшения качества стали
Непрерывно растущие требования к качеству стали удовлетворяют применением внеагрегатных способов её обработки (вакуумированием,
синтетическими шлаками, продувкой аргоном и др.), а также использованием процессов электрометаллургии и специальной электрометаллургии.
Последняя включает различные переплавные процессы (электрошлаковый, вакуумно-дуговой, электронно-лучевой, плазменно-дуговой и др.),
предназначенные для дополнительной очистки металла от нежелательных элементов посредством расплавленного шлака, вакуума, высокой
температуры, среды инертного газа и т.п. Благодаря переплавке улучшается качество металла, но одновременно увеличивается его стоимость, поэтому
процессы спецэлектрометаллургии имеют ограниченное применение.
Многие элементы поступают в сталеплавильные агрегаты со скрапом и здесь почти не удаляются из-за малого сродства к кислороду. К ним
относятся: хром, никель и др., обладающие свойствами постепенно накапливаться в стали в результате многократного оборота металлолома. Чтобы
снизить содержание этих элементов в готовом продукте, скрап при выплавке высококачественных сталей в некоторых случаях заменяют
металлизованными окатышами.
В 1987 г. в мировой практике основными способами получения стали являлись: кислородно-конвертерный (56,2% от общего объёма),
электросталеплавильный (26,5) и мартеновский (17,3%). Соотношение между ними непрерывно меняется с увеличением двух первых. Оптимальной
признана выплавка 70-75 % стали в кислородных конвертерах и 26-30% – в электропечах.
1.4.7. Появление доменных печей
В немецком и французском языках доменную печь называют высокой (Hochofen, haut-furneau), в английском (blast furnace) и русском –
дутьевой. Оба определения достаточно правильно характеризуют её главные особенности.
Первые доменные печи появились между началом и серединой XV столетия в долине Рейна и прилегающей территории Франции, Германии и
Бельгии, где ранее других регионов часть домниц перевели на регулярное получение жидкого металла. В Англии доменные печи начали строить в
1490-х гг., в США – в 1619 г.
В последующие 150-200 лет после появления первых печей их применение расширилось, но выплавка чугуна росла медленно из-за невысокой
потребности в чугунном литье и возможности удовлетворить её за счёт металла домниц. Прогресс доменного производства ограничился небольшим
усилением воздуходувных средств и некоторым увеличением высоты и объёма печей по сравнению с домницами. Теория процесса отсутствовала,
чугун плавили, руководствуясь только предыдущей практикой и результатами экспериментов.
Заметное развитие доменного производства началось только в XVII столетии, после изобретения кричного горна и значительно ускорилось в
XVIII-XIX вв., когда появилось много новшеств, направленных на повышение выплавки чугуна, сокращение его стоимости и увеличения срока
службы печей. Каждое новшество обязано деятельности одного или нескольких выдающихся специалистов своего времени, причём реализация одних
изобретений вызывала появление других.
В России доменные печи появились после 1632 г., когда выходцу из Голландии А.Виниусу было позволено строить металлургические заводы
вблизи г. Тулы для выработки чугуна и сварочного железа. Позже разрешение на строительство заводов в других регионах получили П.Марселиус и
Ф.Акема. Дела у них не всегда шли удачно, тем не менее в 1674 г. общая выработка железа на русских заводах достигла 2000 т.
Железные руды Центральной России содержали мало железа и повышенное количество фосфора, что удорожало производство и снижало
качество металла. Поэтому начались поиски наиболее подходящих руд на Урале и в Западной Сибири, где имелись крупные лесные массивы. Для
открытия рудных месторождений в 1671-1676 гг. на Урал снаряжались экспедиции, но без успеха.
Интенсивное развитие горной и металлургической промышленности началось с 1697 г., когда Пётр I сосредоточил в своих руках всю
государственную власть. Он много сделал для развития отечественной металлургии и по праву может считаться одним из её основателей. При
вступлении Петра на престол на Урале небыло ни одного металлургического завода, а после его смерти в 1725 г. там насчитывалось более 20
действующих и строящихся казённых и частных заводов. Казёнными заводами успешно управляли в 1720-1737 гг. В. де Генин и В.Н.Татищев,
большинством частных заводов владел бывший тульский кузнец Н.Демидов
Особенно плодотворной оказалась деятельность Татищева. До его второго приезда на Урале работало только 30 заводов, в том числе 11
казённых и 14 демидовских. Спустя три года там имелось 40 действующих заводов и 36 начатых строительством или запроектированных (15 из них
было открыто при императрице Елизавете Петровне и 21 при Екатерине II).
Интенсивное развитие горной и металлургической промышленности Урала выдвинуло Россию в 1760-1803 гг. на первое место в мире по
производству железа. Часть уральского металла вывозилась в европейские страны, в том числе в Англию. И если в первой половине XVIII в. железо
получали с участием иностранных мастеров, во второй половине столетия Россия имела собственные высококвалифицированные кадры металлургов.
1.4.8. Устройство старинных печей и подача дутья
В XVII-XVIII вв. для обеспечения высокой строительной прочности и сокращения внешних потерь тепла кожух доменной печи сооружали из
камня (рис. 1.9) в виде приземистой башни высотой 7-10 м.
Рис.1. 9. Французская доменная печь
1716 г. (разрез по малой оси)
В местах подвода дутья и выпуска продуктов плавки устраивали глубокие ниши (амбразуры), внутри печей помещали сменяемый слой
песчаника - тугоплавкой горной породы, состоящей из зёрен кварца. На месте добычи песчаник тесали с целью придать его кускам правильную
геометрическую форму и сократить ширину швов. Так как тёска требовала больших затрат труда и давала много отходов, горн доменных печей и низ
заплечиков более двух столетий строили четырёхугольного поперечного сечения, шахту – четырёхугольной или многогранной формы и лишь во
второй четверти XVIII в., после освоения производства шамотного кирпича, верхней части заплечиков и шахте начали придавать круглое сечение.
Кладку шахты опирали на кожух, кладку заплечиков и горна – непосредственно на фундамент, заплечики и горн возводили после окончания
строительства шахты.
В 1730-х гг. на заводах Урала доменные печи сооружали вблизи основания плотины и на одном фундаменте часто помещали два агрегата, сокращая
этим расходы на строительство и обслуживание. Перед укладкой фундамента грунт уплотняли деревянными сваями, проникновение грунтовой воды в
лещадь предотвращали установкой чугунных плит между фундаментом и лещадью, а также размещением в фундаменте каналов для стока воды и
циркуляции воздуха. Чтобы уменьшить накопление в кожухе атмосферной влаги, колошниковую площадку выстилали чугунными плитами, а в самом
кожухе делали вертикальные каналы, соединяя их с каналами фундамента.
Дутьё в большинстве случаев подавали двумя работавшими по очереди клинчатыми мехами, изготовленными из дерева и кожи и приводимыми в
действие водоналивным колесом (рис. 1.10). Пальцы на валу колеса периодически нажимали на верхнюю доску наполненного воздухом меха, вытесняя
воздух в горн через железное сопло круглого сечения диаметром 30-40 мм. Одновременно происходил подъём противовеса, который при последующем
свободном опускании расширял мех для всасывания атмосферного воздуха. Концы сопел обоих мехов помещали в неохлаждаемую чугунную фурму
прямоугольного сечения, носок которой не выходил за пределы кладки. Между соплами и фурмой оставляли зазор для наблюдения за горением угля.
Расход воздуха достигал 12-15 м3/мин при избыточном давлении не более 1,0 кПа, что было обусловлено малой прочностью кожи мехов. Низкие
параметры дутья ограничивали интенсивность плавки, объём и высоту печей, суточная производительность которых длительное время не превышала 2 т,
а время пребывания шихты в печи от момента загрузки до образования чугуна составляло 60-70 ч.
Рис. 1.10. Американская доменная печь XVIII в.
В XVII- XIX вв. наряду с клинчатыми мехами применяли различные модели поршневых воздуходувок (ящичных мехов), состоящих из закрытой с
обеих сторон деревянной трубы квадратного или круглого сечения, деревянного поршня с приводом от водяного колеса, всасывающего и запорного
клапанов. Такие воздуходувки - особенно цилиндрические – давали дутьё в большем количестве (до 30 м3/мин) и более высокого давления, позволяя
увеличивать выплавку чугуна в 1,5-2 раза и экономить до 20% угля, но из-за наличия трущихся частей требовали повышенных затрат на содержание и
поэтому длительное время не имели широкого распространения.
В 1760 г. Дж. Сметон изобрёл цилиндрическую воздуходувку с чугунными цилиндрами, повысившими количество дутья. В России эти машины
появились впервые в 1788 г. на Александровском пушечном заводе в Петрозаводске. В начале XIX в. цилиндрические воздуходувки применяли уже на 27
русских заводах из 46, в том числе в 15 случаях это были чугунные и в 12 – деревянные устройства. На каждую печь действовало 3-4 воздушных
цилиндра, соединённых с водяным колесом посредством кривошипа и зубчатой передачи. Количество дутья возросло до 60-70 м3/мин.
При одинаковом количестве оборотов водяного колеса масса подаваемого в печь дутья зависела от плотности атмосферного воздуха. Зимой, когда
температура воздуха понижалась, а плотность возрастала, печи работали интенсивнее, чем летом.
1.4.9 Подготовка шихтовых материалов и их загрузка в печь
Заготовку леса для получения древесного угля вели поздней осенью и зимой, когда древесина содержит наименьшее количество влаги. Помимо
этого, поленья перед обугливанием подвергали воздушной сушке в течение одного года на месте рубки леса. Уголь выжигали в кучах круглого сечения с
диаметром основания 6-10 м. Каждая куча состояла из 3-4 ярусов поленьев (рис. 1.11), которые во Франции снаружи обмазывали влажной глиной, а в
России обкладывали дёрном, посыпали тонким слоем мелкой земли и закрывали с боков хвоей. По нескольким радиусам и в центре кучи закладывали
жерди, их извлечение оставляло каналы для доступа атмосферного воздуха внутрь кучи и удаления продуктов сухой перегонки древесины. В
зависимости от размеров кучи углежжение занимало от 12-14 до 30-35 сут, на обеспечение процесса теплом расходовали 18-20% дров, находившихся в
куче. Из 1 м3 поленьев получали 0,55-0,60 м3 угля с насыпной плотностью 160-240 кг/м3 и содержанием 1,5-2% золы.
Рис. 1.11. Выкладка кучи во Франции в XVIII в.
На Урале кучный способ выжига угля применяли до второй половины XIX в.,
когда появились камерные печи Шварца с циклом углежжения 30 сут и затратой на
обогрев 15-17% дров. По качеству выжига печной уголь уступал кучному, в обоих
случаях лучший уголь получали из сосны и берёзы.
Железные руды добывали вблизи поверхности земли. В XVIII в. и начале XIX
в. их обжигали на рудниках в открытых кучах с перемежающимися слоями дров и
руды. После доставки на металлургический завод руды дробили до величины
грецкого ореха чугунными молотами на чугунных плитах. Так как руды разных
месторождений имели неодинаковый состав пустой породы и давали шлак
различной вязкости, для регулирования его свойств практиковали добавку в шихту
извести или кварцевого песка.
Уголь и известь складировали в крытых сараях, не допуская их длительного хранения и порчи от атмосферных осадков ( во второй четверти XIX в.
известь заменили известняком). В плавку использовали от 2 до 8 сортов железной руды, которые хранили в отдельных кучах и расходовали в
установленном соотношении. При необходимости ввести в шихту новую руду или изменить соотношение имевшихся руд проводили опытные плавки в
доменной печи и кричном горне с целью определить пригодность нового чугуна для производства сварочного железа.
Из-за высокой пористости и гигроскопичности древесный уголь перед употреблением измеряли по объёму, железные руды и известь взвешивали.
На Урале шихту доставляли к печам по земляной части плотины на телегах и далее вручную переносили по деревянному помосту, соединявшему
плотину с колошниковой площадкой. В других регионах подъём шихты облегчали, строя доменные печи рядом с одним из речных берегов высотой 10-12
м и соединяли берег и колошниковую площадку мостом с деревянным настилом. В печь шихтовые материалы загружали отдельными порциями
(колошами) после опускания поверхности засыпи до определённого уровня. Отравление людей и животных доменным газом предотвращали сжиганием
газа при выходе из печи, для чего над колошником устанавливали невысокую трубу, частично защищавшую засыпщиков шихты от теплового действия
пламени.
По данным В. де Генина, в 1730-х гг. на заводах Урала масса рудной колоши составляла 25-30 пудов (400-480 кг), в сутки проплавляли 18-25
колош. Расход железной руды, извести, древесного угля и выход шлака равнялись соответственно 1800-2000; 157-175; 1570-1720 и 620-690 кг/т чугуна.
Производительность одной печи составляла 3-3,5 т/сут, межремонтный период (кампания) длился 7-8 мес. В течение года печи работали 190-250 сут,
оставшееся время находились в ремонте или простаивали из-за отсутствия воды. В последнем случае в печь регулярно засыпали уголь, но не давали
дутья, позволяя атмосферному воздуху поступать естественной тягой через передний горн с целью держать печь в нагретом состоянии.
Работа по обслуживанию печи велась в две 12-часовые смены, в каждой из которых трудилось 9 человек: мастер, три угленоса, доставлявших
шихтовые материалы на колошниковую площадку, засыпщик шихты и его помощник, горн обслуживали подмастерье и двое формовщиков. Всю
ответственность за результаты плавки нёс мастер печи, следивший за составом шихты, равномерностью её загрузки в печь, количеством и качеством
чугуна, расходом материалов на его получение, техническим состоянием воздуходувных мехов и доменной печи.
1.4. 10.Выпуск и уборка продуктов плавки
Чтобы жидкие продукты плавки меньше охлаждались, металлоприёмник старинных печей делали узким и мелким (расстояние от горизонта фурм
до лещади не превышало 0,5 м), располагая ось фурмы и выпускное отверстие под углом 900. Чугун и шлак удаляли через передний горн
четырёхугольного сечения (рис. 1.12), образованный двумя длинными боковыми блоками песчаника и одним коротким торцовым. Боковые блоки
выходили за переднюю стенку горна, называвшуюся темпельным камнем (темпелем), и замыкались порожным камнем (порогом). Верхнюю кромку
порога вместе с покрывавшим его песком устанавливали выше темпеля, что позволяло использовать шлак в качестве жидкого затвора, уменьшавшего
выход фурменного газа в атмосферу (до заполнения горна шлаком зазор между темпелем и порогом засыпали мелким углём и закрывали чугунной
плитой). Темпель и порог делали съёмными с целью облегчить их замену после разъедания шлаком и для очистки внутренних стенок горна от
охладившихся продуктов плавки в период расстройств хода (очистку вели через фурменное отверстие, предварительно удалив из него фурму).
Низкое содержание серы в шихтовых материалах позволяло без ущерба для качества чугуна работать на кислых шлаках с большим значением
SiO2+Al2O3 (60-70%) и малым – СаО (20-30%). Шлак выпускали отдельными порциями через зазор между темпелем и порогом, направляя по наклонному
жёлобу в копильник для охлаждения. В связи с невысокой температурой продуктов плавки шлак из горна вытекал лениво, тянулся в нити и медленно
остывал, переходя перед остыванием в тестообразное состояние. Из-за большой вязкости шлака в нём находилось до 10% капель чугуна, поэтому
охлаждённый шлак дробили в механических ступах (толчеях) и промывали водой для извлечения частиц металла. В дальнейшем шлак отправляли на
отвал, а извлечённый чугун использовали в кричных горнах.
Чугун выпускался 2-3 раза в сутки через отверстие в пороге, закрываемое песком или глиной. Дутьё в это время прекращали и отодвигали мехи,
позволяя атмосферному воздуху поступать в печь естественной тягой через фурму. В конце выпуска дутьё включали на несколько минут для продувки
горна горячим газом. После этого в зазор между темпелем и порогом ломом чистили переднюю часть горна, закрывали выпускное отверстие и включали
дутьё.
Часть чугуна расходовали на изготовление литых изделий непосредственно у печи, а оставшуюся часть разливали в чушки. Крупные литейные
формы размещали вблизи главного жёлоба и отсюда заполняли чугуном, мелкие формы устанавливали дальше от печи и заливали из переносного ковша.
Такой способ получения отливок исключал дополнительный расход древесного угля для нагрева чугуна в вагранке и поэтому широко применялся вплоть
до второй половины XIX столетия, когда изготовление всех видов литья перенесли на машиностроительные заводы.
О качестве чугуна судили по физическому нагреву, жидкоподвижности, интенсивности выделения газа и графита (спели), количеству и форме искр,
излому охлаждённой пробы, цвету пламени колошникового и темпельного газов. Для изготовления отливок считали наилучшим чугун с изломом тёмносерого цвета и размером зёрен не более зёрен мака. Сварочное железо предпочитали получать из чугуна с белым или светло-серым изломом пробы и
более крупным зерном. Переход с передельного чугуна на литейный производили увеличением расхода древесного угля и снижением содержания
извести в шлаке.
Частично охлаждённые чушки чугуна клещами извлекали из песка и складывали в кучу для полного охлаждения, после чего их взвешивали и
отправляли на склад или в кричную мастерскую. На освободившемся месте посредством шаблона делали новые формы для разливки металла очередного
выпуска, Такая технология разливки и уборки чугуна существовала на протяжении нескольких столетий – от появления домниц до начала ХХ в. В связи с
этим примыкающую к печи площадку со стороны чугунной лётки, ограждённую стенами и крышей продолжают по традиции называть литейным двором,
хотя изготовление литья или разливку чугуна в чушки на современных печах здесь не производят.
1.4.11. Появление кокса и светильного газа
Высокий расход древесного угля на получение железа вызвал истребление лесов вокруг металлургических заводов Европы. По этой причине в
Великобритании с 1584 г. ввели ограничение на рубку леса для металлургических целей, что вынудило эту страну, богатую каменным углём, в
течение двух столетий ввозить часть чугуна для собственных нужд сначала из Швеции, Франции и Испании, а потом из России. В 1620-х гг. Д. Дадли
пытался плавить чугун на неподготовленном каменном угле, но без успеха. Только в 1735 г. А. Дерби после многолетних опытов удалось получить
каменноугольный кокс и выплавить на нём чугун.
Низкая стоимость кокса в сравнении с древесным углем, его высокая механическая прочность и удовлетворительное качество чугуна явились
основанием для последующей повсеместной замены органического топлива минеральным. Наиболее быстро этот процесс закончился в Великобритании,
где к началу XIX в. почти все доменные печи перевели на кокс, тогда как на континенте Европы минеральное топливо начали использовать позже.
В XVIII в. кокс получали в кучах, похожих на применявшиеся для выжига древесного угля. В центре площадки возводили кирпичную дымовую
трубу высотой 1,5-1,8 м с большим числом горизонтальных отверстий. Диаметр основания кучи достигал 5 м, кусковый уголь укладывали вокруг трубы,
располагая наиболее крупные куски рядом с трубой, сверху кучу покрывали слоем влажной глины. Вместимость одной кучи составляла 3-4 т угля, тепло
для коксования получали сжиганием части угля в медленном токе воздуха, перемещавшемся по каналам от периферии к оси. Парогазовые продукты
горения угля и его термического разложения (пиролиза) уходили через трубу.
По окончании коксования, длившегося 4-5 сут, кокс тушили водой. Охлаждение продолжалось 2-2,5 сут, общий выход кокса составлял 50-55%
массы угля. Однако доля металлургического кокса была значительно ниже из-за большого количества мелких частиц, не пригодных для доменной
плавки. По этой причине, а также из-за длительного производственного цикла (7-10 сут) кучное коксование требовало большой производственной
площади. Кроме того, оно сопровождалось выделением дыма, газа и парообразной смолы, загрязняющих окружающую среду.
В 1792 г. англичанин В.Мердок построил первый завод по производству светильного газа. Нагревая каменный уголь без доступа воздуха в котлереторте, он получал твёрдый остаток (полукокс) и большое количество горючего газа со светлым бездымным пламенем, пригодным для освещения
производственных помещений и городских улиц. В 1823 г. в Англии газовым освещением пользовались на 56 заводах, что резко увеличило
производительность труда в вечерние и ночные часы. Вскоре сотни газовых заводов появились на континенте Европы и в США.
Получение светильного газа, имея много общего с получением кокса, отличалось конечной целью. В первом случае твёрдый остаток после
пиролиза угля являлся побочным продуктом производства, во втором – его главной задачей. Неодинаково относились и к парогазовым продуктам
пиролиза: светильный газ очищали от каменноугольной смолы и некоторых других веществ, коксовый газ очистке не подвергали. И только в конце XIX
в. достижения в области очистки светильного газа использовали при получении кокса, заложив основы современного коксохимического производства.
1.4.12. Выплавка чугуна в России
В 1700 г. производство чугуна в стране составляло 2460 т. Благодаря строительству новых заводов к 1730 г. Россия, обогнав Великобританию,
вышла по выплавке чугуна на второе место в мире (после Швеции). Из-за ограниченности ресурсов леса и невысокого качества железных руд
получение чугуна в европейской части страны развивалось медленно, металлургические предприятия строили в основном на Среднем Урале, а также
по рекам Кама и Вятка.
В 1760 г. Россия по производству чугуна заняла первое место, перегнав Швецию. В это время в стране насчитывалось 70 доменных печей, из
которых 42 действующие; в них получали 60 тыс. т чугуна в год. К концу столетия темпы роста выплавки чугуна повысились, в связи с чем в 1800 г. его
получили 172,43 тыс. т. В течение XVIII в. выплавка чугуна увеличилась в 70 раз, число доменных печей в 1800 г. достигло 139 (включая 30 резервных).
Изобретение кокса, паровой машины и пудлингового процесса позволило Великобритании в 1803 г. стать первой в мире по выплавке чугуна,
сместив Россию на второе место. В 1887 г. ведущее положение по уровню технологии и производству чугуна заняли США.
В первой половине XIX в. основная часть русских металлургических заводов принадлежала частным владельцам, использовавших труд
крепостных. Наличие дешёвой рабочей силы не стимулировало совершенствование технологии и применение высокопроизводительного оборудования, в
результате чего до 1870 г. доменные печи работали на холодном дутье и с малым количеством паровых воздуходувок. К этому времени по выплавке
чугуна Россию обогнали Франция (1825 г.), США (1830 г.), Германия (1850 г.) и Бельгия (1862 г.). Низкие таможенные тарифы благоприятствовали
импорту железа и затрудняли развитие его производства внутри страны.
В 1860 г. Россия получила 291 тыс. т чугуна. После отмены в 1861 г. крепостного права его выплавка снизилась из-за ухода с металлургических
заводов значительной части рабочих (их общая численность в 1863 г. составляла 134 тыс. против 180 тыс. в 1861 г.), повышения цен на руду, уголь и
увеличения заработной платы оставшемуся персоналу. Не все владельцы заводов имели достаточный капитал, чтобы справиться с возросшими
трудностями, поэтому дореформенное производство чугуна было достигнуто только в 1869 г. Для развития металлургии правительство России после
1870 г. стало выплачивать дополнительные деньги за выплавку чугуна внутри страны и повышением таможенных тарифов ограничило его ввоз из-за
границы.
До 1870 – х гг. главным металлургическим регионом России продолжал оставаться Урал. В начале столетия здесь работали мощные по своему
времени древесно-угольные печи с овальным профилем (рис. 1.12), загрузка шихты и уборка продуктов плавки осуществлялись вручную.
Рис. 1.12. Уральская доменная печь (1829 г.)
С 1860 г. по 1900 выплавка чугуна на Урале возросла с 240 до 830 тыс. т главным образом благодаря применению нагретого дутья, паровых
воздуходувок и лишь частично за счёт строительства новых заводов – Чусовского, Кутимского и Надеждинского (ныне им. Серова). К концу столетия
здесь действовало 12 казённых и 83 частных завода соответственно с 16 и 96 древесно-угольными печами, средний расход топлива составлял 1240 кг/т
чугуна. Многие заводы работали на устаревшем оборудовании без возможности значительного расширения производства и снижения стоимости металла,
в 1900 г. на половине доменных печей отсутствовал нагрев дутья.
В 1845-1872 гг. правительство России пыталось создать на Юге казённые заводы для выплавки чугуна на минеральном топливе, но неудачно.
Поэтому строительство заводов было отдано частным лицам и акционерным обществам с предоставлением значительных льгот. Пионерами южной
металлургии явились русский промышленник Н.П.Пастухов и англичанин Дж. Юз, построившие в 1870-1871 гг., соответственно Сулинский и Юзовский
(ныне Донецкий) заводы. Первый из них работал на антраците, второй - на коксе, используя руды местных месторождений.
В 1872 г. Л.Н.Поль с группой горных инженеров завершил геологическую разведку Криворожского железорудного месторождения. Ему же удалось
убедить правительство в необходимости строить железную дорогу между Кривым Рогом и Донецким угольным бассейном. Разработка железных руд в
Кривом Роге началась в 1886 г., когда открыли новую железную дорогу; в 1894г. здесь уже насчитывалось 12 рудников с годовой добычей 830 тыс. т.
Открытие дороги ускорило строительство новых металлургических заводов главным образом с привлечением иностранного акционерного
капитала. В 1887г. в Екатеринославле (Днепропетровске) задули первую домну Александровского завода (ныне завод им. Петровского), построенного с
участием французского капитала. В 1889 г. введены в действие две печи Днепровского завода в Каменском (ныне завод им. Дзержинского, возведённого
с привлечением смешанного польско-бельгийского капитала.
В 1892 г. в Кривом Роге вступил в строй Гданцевский завод, три года спустя начали работать доменные печи на заводах: Дружковском,
Таганрогском, Донецко-Юрьевском (Коммунарском) и Петровском (Енакиевском). В 1896 г. американец
Ю.Кеннеди построил НикопольМариупольский завод (ныне им. Ильича), год спустя задули доменные печи заводов «Русский Провиданс» в Мариуполе (бельгийский капитал) и
Макеевского (французский капитал). В 1898 г. начала работать первая доменная печь Керченского завода, в 1899 г. доменные печи Краматорского и
Кадиевского заводов. Всего в 1900 г. на Юге действовало 16 заводов с доменными печами, они выплавляли 51,3% производимого в России чугуна.
Выплавка чугуна на минеральном топливе развивалась и в центре. В 1897-1898 гг. построили Тульский и Судаковский (Косогорский) заводы, в
1900 г. начали строительство Липецкого завода (ныне завод «Свободный Сокол»).
Количество доменных печей к 1900 г. достигло 293 (на 239 из них применяли горячее дутьё). Благодаря пуску новых заводов и совершенствованию
производства на старых Россия в этот год выплавила 2,94 млн. т чугуна, переместившись на четвёртое место. За столетие выплавка чугуна увеличилась
более чем в 20 раз, за 1870-1900 гг. – в 9 раз, но разница в его производстве по сравнению с США, Англией и Германией оставалась большой.
Мировой экономический кризис в начале ХХ в. вызвал снижение выплавки чугуна в России до 2,5 млн. т, но после 1909 г. она снова увеличилась за
счёт применения нагретого дутья и паровых воздуходувок. Перед первой мировой войной (1914-1918 гг.) в стране действовало 128 доменных печей, по
производству чугуна (4216 тыс. т без Польши и Финляндии) Россия занимала четвёртое место в мире.
Во время гражданской войны (1918-1921 гг.), последовавшей за Октябрьской революцией, металлургия сильно пострадала, так как главные
металлургические районы –Урал и Украина – оказались в зоне военных действий. Основная часть рабочих и инженерно-технического персонала
покинула заводы; в 1920 г. из-за остановки почти всех доменных печей выплавка чугуна снизилась до 115 тыс.т.
В начале восстановительного периода (1922 г.)производство чугуна составило 172 тыс.т. Восстановление сопровождалось реконструкцией старых
предприятий и началом строительства новых по лучшим европейским и американским образцам. В 1928 г. действовало 60 доменных печей со средней
производительностью 134 т/сут против 88 в 1914 г.
В 1929 г. пустили почти все крупные заводы дореволюционной России (часть мелких предприятий Урала и Юга не была восстановлена), превысив
довоенную выплавку чугуна, но она не удовлетворяла потребности страны. Поэтому с небольшим разрывом по времени начали строить
металлургические комбинаты: Магнитогорский (ММК), Кузнецкий (КМК), «Азовсталь», «Запорожсталь», Криворожский (КрМК), Новолипецкий
(НЛМК), Новотагильский (НТМК), Челябинский (ЧМК) и Новотульский металлургический завод, возводя на них мощные по своему времени доменные
печи объёмом 930-1180 м3. Одновременно приступили к реконструкции металлургических заводов им. Дзержинского, Макеевского, Коммунарского,
Донецкого. Все работы велись в условиях недостатка материальных ресурсов и квалифицированных кадров.
В 1940 г. СССР располагал 98 доменными печами, из которых 32 объёмом 1000 м3 и выше по оснащению не уступали лучшим иностранным.
Производство чугуна достигло 14,9 млн. т против 4,32 в 1929 г., страна по этому показателю заняла третье место в мире (после США и Германии).
Кроме совершенствования конструкции и оборудования доменных печей немалую роль в повышении выплавки чугуна сыграло улучшение
качества сырья. До 1917 г. в России существовали лишь три рудопромывочные фабрики на Урале общей производительностью 150 тыс. т. В 1929 г. к ним
на Гороблагодатском руднике добавили агломерационную фабрику с переносными чашами Гриневольта, а в 1930 г. – Камыш-Бурунскую аглофабрику с
прямолинейными машинами системы Дуайт-Ллойда.
В 1932-1933 гг. вступили в строй Мундыбашская обогатительная и агломерационная фабрики, в 1935-1938 гг. – дробильные и обогатительные
фабрики на ММК, НТМК и ЧМК, агломерационные фабрики с прямолинейными машинами на ММК и металлургических заводах: Макеевском,
Енакиевском, Керченском, им. Дзержинского. Общее производство агломерата в 1940 г. составляло 5948 тыс. т.
В первый период Отечественной войны (1941-1945 гг.) германские войска оккупировали западные и южные районы СССР, вследствие чего
перестало действовать 68% всех мощностей. Часть доменных цехов была перевезена на восточные металлургические заводы. Всего в конце 1941 г.
работало 44 доменные печи, выплавка чугуна в 1942 г. составила 4,78 млн. т. В 1943-1945 гг. на металлургических предприятиях Урала, Центра и
освобождённой территории Юга ввели в строй 21 доменную печь, их общее число в 1945 г. увеличилось до 65. Одновременно строили новые и
восстанавливали разрушенные коксовые батареи.
Во время войны обогатительные и агломерационные фабрики Юга были полностью разрушены. В послевоенный период их восстановили, построив
новые мощности на Урале, Кольском полуострове, Украине и в Центре. В результате в 1950 г. производство агломерата и выплавка чугуна возросли
соответственно до 12022 и 19175 тыс. т. К этому времени были восстановлены почти все доменные печи, разрушенные во время войны, и построив
новые, их общее количество возросло до 91.
В1951-1955 гг. пустили металлургические комбинаты: Орско-Халиловский (ОХМК), Череповецкий (ЧерМК) и Руставский металлургический завод.
Вступили в строй новые обогатительные и агломерационные фабрики, началось производство офлюсованного агломерата. Приступили к освоению
работы доменных печей на повышенном давлении колошниковых газов и выплавке маломарганцовистого чугуна. Количество доменных печей
увеличилось до 112, производство чугуна возросло до 33,31 млн. т. СССР по этому показателю занял второе место в мире (после США).
В последующие 35 лет доменное производство СССР продолжало развиваться. Введены в действие новые мощности по производству товарной
железной руды, кокса, агломерата и чугуна. Построены и работают фабрики по выпуску железорудных окатышей из концентратов мокрого магнитного
обогащения. Построены доменные печи полезным объёмом 1513, 1719, 2002, 2700, 3000, 3200, 5037 и 5580 м3 (две последние на КрМК и ЧерМК). При
выплавке чугуна широко применяется природный газ, обогащённое кислородом дутьё (25-35%) с температурой 1100-1250 0С.
По производству товарной железной руды, кокса и агломерата СССР вышел на первое место в мире в 1965 г., по выплавке чугуна – в 1970 г.
Добыча железной руды обеспечивает потребности не только отечественной металлургии, но и поставку части продукции на экспорт.
1.4.13. Схема современной доменной плавки
Профиль современной печи включает пять элементов (рис. 1.13): колошник, шахту, распар, заплечики и горн. Колошнику, распару и горну обычно
придают цилиндрическое очертание, а шахту и заплечики выполняют в форме усечённого конуса. Как и ранее, внутри печи навстречу один другому
движутся два потока – шихты и газов. Высота противоточной зоны, равная расстоянию между поверхностью засыпи и горизонтом воздушных фурм, в
большинстве случаев составляет 22-24 м при максимальной ширине 16-17 м в распаре.
Основным химическим процессом в доменной печи является восстановление оксидов железа. Наряду с этим в небольшом объёме у воздушных фурм
происходит окисление топлива, необходимое для обеспечения плавки теплом. Тем не менее, доменный процесс по своей сущности является
восстановительным, причём скорость и полнота восстановления оксидов зависит от многих факторов: характера распределения шихты, химического
состава рудных материалов и топлива, марки выплавляемого чугуна и т.п.
Рис. 1.13. Доменная печь объёмом 2700 м3: 1-ось чугунных лёток; II-ось шлаковых лёток; III-ось воздушных фурм; IV-полезная высота печи
По форме организации доменный процесс является противоточным. В отличие от способа восстановления железных руд во вращающихся печах,
где также имеется противоток, но газы движутся над слоем руды и каменного угля, в доменной печи поток газа проходит через слой шихты по
имеющимся в ней каналам. Такое движение газов, обеспечивая высокую экономичность плавки, предъявляет большие требования к крупности и
механической прочности компонентов шихты.
В состав доменной шихты входят: кокс, железорудные материалы (агломерат, окатыши, железная руда) и флюс (рис. 1.14). Каждый из компонентов
имеет своё назначение.
Рис. 1.14. Схема доменной плавки: К - кокс; ЖР - железорудные материалы; Ф - флюс; Д - дутьё; ДТ - дополнительное топливо; КГ- колошниковый
газ; КП -колошниковая пыль; Ш - шлак; Ч – чугун
Кокс – главный вид технологического топлива. Он содержит 86-89% С, предназначен для обеспечения доменного процесса теплом и
восстановительным газом. Помимо этого, имея крупные куски (в основном 25-80 мм) и занимая приблизительно половину объёма печи, кокс разрыхляет
шихту, облегчая движение газов. Разрыхление шихты особенно важно в заплечиках и горне, где кокс является единственным материалом, находящимся в
твёрдом состоянии. Кроме углерода кокс всегда содержит 9-12% минеральных примесей (золы) и 0,4-1,8% S. Так как коксовые батареи обычно
располагают вблизи доменных печей, основную массу кокса транспортируют в доменный цех посредством ленточных конвейеров и лишь небольшую его
часть в железнодорожных вагонах.
С железорудными материалами в доменную печь поступает железо, образующее основу чугуна. Иногда в состав шихты вводят марганцевую руду
или другие добавки для повышения содержания марганца в чугуне. Помимо оксидов железа и марганца рудная часть всегда содержит пустую породу,
включающую главным образом SiO2, Al2O3, CaO и MgO.В процессе плавки пустая порода образует шлак, к которому присоединяется зола кокса. В
большинстве случаев железорудные материалы доставляют в доменный цех железнодорожным транспортом и только на отдельных металлургических
комбинатах посредством конвейеров.
Флюс предназначен для понижения температуры плавления пустой породы железорудных материалов и золы кокса, а также придания шлаку
нужных физических и химических свойств. В качестве флюса известняк и доломит – горные породы с высоким содержанием CaO и MgO. Начиная с
1950 - х гг., основную массу флюса вводят в состав агломерата и окатышей в процессе их производства. Иногда в состав доменной шихты вводят
кварцит – горную породу с высоким содержанием SiO2, позволяющую получить удовлетворительный по физическим и химическим свойствам расплав
при неблагоприятном сочетании шлакообразующих компонентов в рудных материалах.
Шихтовые материалы хранят на рудном складе или в шихтовых бункерах доменных печей. На колошник их подают посредством наклонного
скипового подъёмника или ленточного конвейера. В печь компоненты шихты загружают отдельными порциями при помощи засыпного устройства. Все
операции по подъёму шихты на колошник и её загрузке в печь автоматизированы и совершаются без непосредственного участия человека.
В горн печей подают воздух, сжатый воздуходувной машиной до избыточного давления 250-300 кПа (2,5-3,0 ати). Чтобы повысить
производительность печей, его обогащают кислородом до 25-35% за счёт добавки технологического кислорода к засасываемому воздуходувной
машиной атмосферному воздуху, а для сокращения расхода кокса – нагревают до 1100-12500С в регенеративных воздухонагревателях, С этой же целью в
печь вдувают дополнительное топливо – природный газ, каменноугольную пыль или мазут.
Внутри доменной печи совершаются сложные физико-химические процессы, в результате которых образуются: чугун, шлак и колошниковый газ.
Основной продукт доменной плавки – передельный чугун- выпускают из горна через 1-4 лётки 10-20 раз в сутки и направляют в сталеплавильные
агрегаты для передела в сталь или на разливочные машины с целью разливки в чушки массой 18-20 кг и отправки иногородним потребителям. На
некоторых металлургических комбинатах часть жидкого передельного чугуна используют для получения изложниц и поддонов, предназначенных для
разлива стали в слитки.
Кроме передельного чугуна в доменных печах выплавляют небольшое количество литейного (3-5%) и ферросплавов (2-3%). Из литейного чугуна
отливают различные изделия главным образом в машиностроении, а ферросплавы используют в сталеплавильном производстве для раскисления и
легирования стали.
Имея более низкую плотность, доменный шлак накапливается в горне печи над слоем чугуна в межкусковых пустотах кокса. Из печи шлак
выпускают периодически через шлаковую лётку (верхний шлак). Основную массу жидкого шлака подвергают грануляции с последующим
использованием для получения цемента, а оставшуюся часть используют для производства шлаковой пемзы и шлаковой ваты. Застывший шлак после
дробления и сортировки по крупности используют в качестве щебня при строительстве автомобильных дорог. Для такой же цели применяют
накопленные в отвалах доменные и сталеплавильные шлаки с предварительным выделением из них частиц металла.
Колошниковый газ образуется при окислении углерода топлива кислородом дутья и шихты и последующем восстановлении оксидов железа. В
состав газа входят, %: 15-20 СО2; 23-25 СО; 5-9 Н2; 50-53 N2. После очистки от пыли и охлаждения колошниковый газ под названием доменного
используют для отопления коксовых батарей, воздухонагревателей, паровых котлов и различных нагревательных печей.
Колошниковая пыль состоит из частиц рудных материалов, кокса и флюса крупностью менее 2 мм. В большинстве случаев она содержит 40-45%
Fe; 10-15 % С. После улавливания в аппаратах сухой и мокрой газоочистки колошниковую пыль направляют на аглофабрики и здесь вводят в состав
шихты. Следовательно, все продукты доменного производства используют на самом металлургическом предприятии или за его пределами, что улучшает
экономические показатели плавки и снижает загрязнение окружающей среды.
1.6.1. Структурная схема чёрной металлургии
Современная чёрная металлургия продолжает базироваться на двухстадийном способе получения стали, включающем восстановление железных
руд в доменных печах и окисление примесей чугуна
в сталеплавильных агрегатах. На основе специализации и кооперирования она объединяет
следующие основные цехи, заводы и комбинаты (рис. 1.15):
шахты и разрезы для добычи коксующихся углей (КУ);
углеобогатительные фабрики (УОФ) для первичного дробления и обогащения углей;
коксохимические заводы (КХЗ) с угольными складами, цехами по подготовке угольной шихты, её коксованию и переработке химических
продуктов коксования;
карьеры и шахты по добыче железных руд (ЖР);
горно-обогатительные комбинаты (ГОК) для дробления и обогащения руд, производства агломерата и окатышей;
карьеры по добыче и первичному дроблению флюсов (КФ);
доменные цехи (ДЦ) с печами для выплавки чугуна и установками по переработке шлака;
сталеплавильные цехи (СПЦ) (мартеновские, кислородно-конвертерные, и электросталеплавильные) для получения стали в виде слитков или литых
заготовок;
прокатные цехи (ПЦ) для выработки сортового и листового металла, железнодорожных рельсов, балок, катаной проволоки, ленты, гнутых
профилей и других изделий;
заводы по изготовлению огнеупорных изделий (ОИ) для металлургических агрегатов;
заводы по производству ферросплавов (ЗФ) для раскисления и легирования стали;
энергетические цехи (ЭЦ) для получения дутья, электроэнергии, водяного пара, сжатого воздуха, технологического и технического кислорода,
подачи воды, очистки и распределения горючих газов металлургического производства;
цехи по подготовке металлического лома (копровые цехи КЦ).
После прокатных цехов часть металла направляют непосредственно потребителям, а другую подвергают термической обработке, антикоррозийным
покрытиям или используют для изготовления всевозможных металлических изделий (метизов).
Рис. 1.15. Схема чёрной металлургии с участием доменного производства (пояснения – в тексте). Стрелками показаны потребители продукции
Даже простой перечень структурных подразделений отрасли показывает насколько современная чёрная металлургия существенно отличается от
сыродутного горна и ручного кузнечного молота, с которых она начиналась несколько тысячелетий назад.
Доменный цех вместе с поставщиками топлива, сырья и энергии (коксохимическим заводом, горно-обогатительным комбинатом, карьером флюсов,
энергетическими цехами) находится во главе металлургического производства. Показатели его работы во многом определяют технические и
экономические результаты деятельности всей отрасли (из всех затрат топлива в отрасли на выплавку чугуна приходится почти 50%). Поэтому
совершенствованию доменного производства в странах с развитой промышленностью уделяли и продолжают уделять большое внимание.
Главной особенностью доменной плавки является использование каменноугольного кокса в качестве основного технологического топлива. В
некоторых регионах коксующиеся угли отсутствуют, но имеются большие запасы нефти, природного газа или некоксующихся углей
Для таких регионов применяют другую схему металлургического производства (рис. 1.16), в которой доменный цех заменён цехом металлизации
железорудных окатышей (ЦМО). В качестве восстановителя и источника тепла здесь используют горячий газ (850-9000С), полученный частичным
окислением (конверсией) природного газа, мазута или каменного угля. Поскольку приготовление конвертированного газа и сам процесс металлизации
требуют большого расхода тепла и восстановителя, металлизованные материалы дороги, и их используют только в электропечах для выплавки
качественных сталей с низким содержанием вредных примесей. Получение рядового металла на основе металлизованных материалов для условий
Европы, Северной Америки и Японии признано невыгодным.
В 1987 г. доля мирового производства стали по второй схеме составила 2,5%. К 2000 г. ожидается её увеличение до 3,5-4% в основном за счёт
создания металлургических предприятий в развивающихся странах, а оставшаяся часть будет получена на основе чугуна и металлолома. В Российской
Федерации в 1986 г. введена в эксплуатацию первая очередь работающего по новой схеме Оскольского электрометаллургического комбината (вблизи г.
Старый Оскол) проектной производительностью 5 млн. т стали в год.
Другой особенностью доменной плавки является большая потребность в высококачественном железорудном сырье (железных рудах, агломерате,
окатышах), расход которого составляет 1,7-1,9 т/т чугуна. Многие развитые страны не имеют значительных запасов железных руд и поэтому вынуждены
их покупать у других государств. В Европу, США и Японию руды доставляют в основном морским транспортом в рудовозах водоизмещением до 180
тыс. т. Для уменьшения расходов на перевозку грузов многие крупные металлургические предприятия Европы и Японии построены на морском
побережье или по берегам судоходных рек.
Рис. 1.16. Схема бескоксовой чёрной металлургии: ПГ - источники природного газа; ЖР – источники железных руд; ГОК – горно-обогатительные комбинаты;
ЦМО – цехи металлизации окатышей; ЭСПЦ – электросталеплавильные цехи; ОИ – заводы по производству огнеупорных изделий; ФЗ –
ферросплавные заводы; КФ – карьеры флюсов; ЭЦ – энергетические цехи
В СНГ на морском побережье расположен комбинат «Азовсталь», получающий часть сырья морским транспортом с Крымского полуострова. Все
другие металлургические предприятия размещены внутри государств Содружества и используют для перевозки основных грузов железнодорожный
транспорт.
В общей схеме металлургического производства принято выделять четыре главных передела: I – получение первичного металла в доменных печах
или агрегатах бескоксовой металлургии; II – получение стали в слитках или литых заготовках; III – получение различных видов проката; IV –
термическую обработку проката, нанесение на него антикоррозийных покрытий.
Металлургические предприятия, где имеются все переделы, называют предприятиями с полным циклом (интегрированными), при отсутствии даже
одного передела – предприятиями с неполным циклом. В СНГ интегрированные предприятия, включающие коксохимическое производство и (или)
агломерационные фабрики, именуют металлургическими комбинатами, а все другие – металлургическими заводами.
В 1970-1980 гг. в разных странах мира появилось значительное число металлургических предприятий мощностью менее 1 млн. т стали в год (минизаводов), работающих на металлизованных окатышах или скрапе и обслуживающих небольшой регион. Мини-заводы имеют в своём составе мощные
дуговые электросталеплавильные печи, УНЛЗ и прокатные станы. Благодаря небольшим капитальным затратам, возможности быстро менять сортамент
продукции с учётом запросов потребителей металла и экономии на транспортных расходах эти заводы успешно конкурируют с более мощными
интегрированными предприятиями. В СНГ есть три таких завода – в Беларуси (г. Жлобин), Молдове (г. Рыбница) и на дальнем востоке (г. Комсомольскна-Амуре).
1.3. Важнейшие события из истории металлургии железа
1000000-12000 лет до н.э.
Древний каменный век (палеолит)
12000-7000 лет до н.э.
Средний каменный век (мезолит)
7000-3000 лет до н.э.
Новый каменный век (неолит)
4000-3000 лет до н.э.
Совместное использование каменных и медных орудий
3000-1000 лет до н.э.
Бронзовый век
Около 2100 лет до н.э.
Первые сыродутные горны (Малая Азия, Хеттское государство)
1400-1100 лет до н.э.
Начало железного века в Армении, Китае, Колхиде
1000 лет до н.э.
Начало железного века на территориях России , Индии, Юга Европы
600-700 лет до н.э.
Начало железного века в Египте, Северной Европе
4000 лет до н.э.
Бусы из метеоритного железа , найденные в одной из гробниц в Египте
3000 лет до н.э.
Кинжал и метеоритного железа, найденный при раскопках в Ираке
3000 лет до н.э.
Стальной кинжал, найденный при раскопках в Ираке
3000 лет до н.э.
Индийский манускрипт о железных доспехах
VIII-VII в до н.э.
Гомер в «Одиссее» упоминает о закалке стального меча
IV в до н.э.
Аристотель в книге об индийской металлургии употребляет термин «чугун»
300 лет до н.э.
Железная колонна в Дели диаметром 400 мм и высотой 1,2 м над землей и !,2 м под землей
VIII в до н.э.
Появление каталонского сыродутного горна
1371 г
Первое описание технологии выплавки чугуна (епископ Генрих Пуатье, Франция)
Середина XIV в
Первые доменные печи в Западной Европе
1631 г
Первый доменный завод на Урале (Нидинск, Ирбитский округ)
1637 г
Первый чугун Городищенского доменного завода (г. Тула)
1699 г
Основание Невьянского завода
1723 г
Основание Екатеринбургского завода
1725 г
Основание Нижне-Тагильского завода
1727 г
Основание Синячихинского завода (Урал)
1732 г
Основание Сыссертского завода (Урал)
1736 г
Основание Верх-Исетского завода
1739 г
Основание Кушвинского завода
1757 г
1762 г
1872 г
1879 г
1900 г
1932 г
1934 г
1934 г
1935 г
1944 г
1955 г
Основание Златоустовского завода
Основание Белорецкого завода
Основание Сулинского завода
Основание Чусовского завода
Основание Липецкого завода «Свободный Сокол»
Пуск первых доменных печей в Магнитогорске и Новокузнецке
Пуск первой доменной печи на НЛМК
Пуск первой установки получения губчатого железа в Иваново
Задувка первой домны на Новотульском заводе
Пуск первой домны на ЧМК
Пуск первых доменных печей на ОХМК и Череповецком металлургическом заводе
1.4.Некоторые важнейшие изобретения в черной металлургии
1828 г
Английский патент N 5701 (Джеймс Нельсон) на нагрев дутья
1830 г
Предложение Штромейера (Германия) о добавке пара к дутью
1831 г
Вдувание пылевидного топлива в доменные печи (Англия, Джон Дэйвс)
1838 г
Вдувание природного газа, нефти в доменные печи (патент Барнета)
1871 г
Патент США N 117246 (Г. Бессемер) на работу домны с высоким давлением
1875 г
Выплавка ферромаоганца в доменной печи Пурсалем
1876 г
Патент Г. Бессемера на обогащение дутья кислородом
1887 г
Выплавка ферросилиция в доменной печиДжерсом
1907 г
Изобретение вращающегося распределителя шихты Мак-Ки
1956 г
Изобретение (авт. Свид СССР N 116351) поворотного желоба Морева И.И., В.М.Зудина и др.
1969 г
Патент Франции N 2053327 (Р.Мор, Э.Лежн) БЗУ «Поль Вюрт»
2011 г
Патенты РФ NN 2483118, 2490332 (Рашников В.Ф., Дубровский Б.А., Галкин В.В., Панишев Н.В. И др) на получение гранулированного
чугуна напрямую из железорудного сырья
1.5.Проблемы и перспективы современного состояния отрасли
Черная металлургия является важнейшей (ключевой) отраслью народного хозяйства страны. И в этой связи снижение себестоимости конечной
продукции, вызывая повышение прибыльности предприятий, оказывает прямое влияние на благосостояние населения. С другой стороны, повышение
качества продукции, улучшение ее служебных характеристик, особенно надежности и долговечности орудий труда, является решающим способом
снижения ресурсоемкости и энергоемкости производственного процесса. Таким образом, основным итогом интенсификации металлургического
производства должно быть прежде всего себестоимости и повышение качества продукции. Выполнение этого требования возможно только при переходе
на новые, ресурсосберегающие, экологически чистые и энергосберегающие металлургические процессы и технику.
Вместе с тем, существующие технологические схемы получения черных металлов рассчитаны на потребление качественного сырья и выплавку
металла (в основном) обыкновенного качества. Но качество природного сырья непрерывно снижается, а требования к качеству металлопродукции
постоянно повышаются. Поэтому в течение нескольких последних десятилетий технологическая схема получения черных метеллов была дополнена
новыми переделами: тщательная подготовка железной руды (глубокое обогащение, окускования, металлизация); ковшевая обработка чугуна и стали.
Введение указанных звеньев привело к повышению ресурсоемкости (себестоимости) металла. В будущем разрыв между качеством сырья и
металлопродукцией будет только возрастать, поэтому продолжение работы по существующей технологической схеме может привести к дальнейшему
снижению эффективности получения черных металлов. Для перевода черной металлургии на подлинно интенсивный путь развития необходимы
коренные изменения в технологической схеме, предусматривающие применение принципиальных новых схем технологических процессов и агрегатов,
позволяющих снижать экологическую нагрузку на окружающую среду. Современный этап развития черной металлургии базируется на достижениях в
областях создания и эксплуатации технических средств, энергетики, контроля и научных знаниях о природе веществ и закономерностях их
взаимодействия. Достижения в одной из них всегда способствует прогрессивным решениям в области металлургии. История металлургии
свидетельствует о циклическом характере появления революционных изменений в технике и технологии черной металлургии. Так, середина XIX века
отмечается появлением и развитием конвертерного и мартеновского производства стали, середина XX века — использованием технически чистого
кислорода и электрической энергии и способов ее преобразования в тепловую. При этом массовое производство стали осуществляется при проведении
физико-химических процессов с жидкими фазами: металлическими и шлаковыми расплавами в области температур 1500-2000оС. Достижения в области
разработки и использования устройств, создающих низкотемпературную плазму с температурой до 30000оС и более позволит надеяться , что к
очередному циклу развития металлургии производство металлов можно будет осуществлять с газообразными фазами, тспаряя исходные вкщества и
конденсируя необходимые элементы или продукты.
1.6.Экскурсии на предприятия отрасли
Посещение предприятий является важнейшим этапом для ознакомления с действующим металлургическим производством основных цехов
(агломерационный, доменный, сталеплавильный, прокатный), как минимум. Целью экскурсий является общее знакомство со структурой
металлургического производства, основными технологическими процессами, поставщиками сырья, топлива, вспомогательных материалов и
оборудования, потребителями металла.
Во время экскурсии учащиеся наблюдают за ходом производства и работой агрегатов, получая представление о принципах работы важнейших агрегатов
соответствующего производства и об особенностях технологического процесса. Экскурсии целесообразно начинать с изучения экспонатов и материалов
музеев на предприятиях. С передовыми технологиями можно ознакомиться на металлургических предприятиях Челябинской области% ЧМК, ЧПТЗ,
ЧЭМК, ММК, Саткинский МЗ, Ашинский МЗ, Златоустовский МЗ.
II. Раздел 2
2.1.Типовые примеры решения практических задач и задания для участников в олимпиаде
2.1.1.Определение минералогического типа руды
Знание минералогического типа руды необходимо при проектировании дробильных и обогатительных фабрик, при проектировании и
прогнозировании работы фабрик окускования и агрегатов для получения металлизованной продукции.
Мощности и виды дробильных агрегатов, способы обогащения определяются соответствующими свойствами перерабатываемых руд. В зависимости
от типа руды задаются содержанием углерода и влаги в агломерационной шихте (табл. 2.1), а также содержанием углерода в шихте для получения
металлизованного продукта.
Таблица 2.1
Содержание углерода в шихте, ее влажность и насыпная плотность
Минералогический
тип руды
Рудный
минерал
Магнитный железняк
Fe3O4
Насыпная
плотность,
т/м3
Содержание в шихте, %
1,75-2,0
3,5-4,5
6,0-8,0
1,48-1,6
4,5-5,0
8,0-10,0
0,55-0,6
6,0-8,0
14,0-18,0
углерода
влаги
Fe2O3
Красный железняк
Бурый железняк
Fe2O3; *
n H2O
Шпатовый железняк
(сидеритовые руды)*
FeCO3
0,5-1,7
-
-
*- Сидеритовые руды обычно спекаются в смеси с другими рудами, чаще с бурыми железняками. Поэтому в расчетах следует задаваться содержанием
углерода и влаги в шихте, близким для случая бурых железняков. Концентраты обогащения сидеритов после восстановительного обжига спекаются при
тех же условиях, что и магнитные железняки.
Красный железняк является самым распространенным типом руды. Характеризуется высоким содержанием железа и чистотой от вредных
примесей.
Магнитные железняки менее распространены, чем красные железняки, характеризуются высоким содержанием железа, пониженной
восстановимостью, часто сопровождаются серой.
Водные окислы железа в зависимости от значения «n» образуют разные минералы, но все образуемые ими руды называются бурыми
железняками. Выделяются следующие основные минералы:
n<1 – гидрогематит, содержит 62-69% железа;
n=1 – гетит, содержит 62,9% железа;
n=1-1,5 – гидрогетит (лимонит), содержит 59,8-63% железа.
Лимонит отвечает формуле 2Fe2O3*3H2O, т.е. n=1,5. Бурые железняки характеризуются пониженным содержанием железа, рыхлостью, часто
сопровождаются марганцем, фосфором, обладают высокой пористостью и восстановимостью.
Шпатовые железняки распространены меньше, чем другие руды, характеризуются высокой восстановимостью, низким содержанием железа. Под
воздействием влаги и кислорода атмосферы сидериты переходят в бурые железняки, так как закись железа в формуле FeO*CO2 окисляется и поглощает
влагу. Поэтому месторождения, в которых верхние слои руды являются бурыми железняками, в нижних, коренных слоях содержат сидериты.
Меньший расход углерода на процесс спекания шихты из магнетитовых руд обусловлен выделением тепла за счет экзотермической реакции
окисления магнетита в гематит, выгорания сульфидной серы. Высокие затраты тепла на разложение гидратов и карбонатов железа объясняют
повышенное содержание углерода при окусковании соответственно бурых железняков и сидеритов. Развитие восстановительных процессов оксидов
железа требует дополнительного тепла при спекании гематитовых руд.
В расчетах производительности обжиговых и агломерационных машин, а также емкостей штабелей на усреднительных складах и емкости
бункеров в шихтовом отделении фабрик окускования учитывают насыпную плотность руд, зависящую от их минералогического типа. Определить
минералогический тип руды можно, пользуясь данными табл. 2.2.
Таблица 2.2
Неполный химический состав руд различного минералогического типа, %.
Тип руды
Feобщ
FeO
П.п.п.
Магнитный железняк
40-65
15-28
до 5,0
Красный железняк
50-60
до 2,5
до 5,0
Бурый железняк
35-50
до 2,0
10-12
Шпатовый железняк
25-35
>28,0
28-33
Обычно принимают, что в основном в потери при прокаливании (п.п.п.) в сидеритах входит CO2, в остальных материалах - гидратная влага. При
отсутствии данных о соединениях серы в материалах условно принимают, что вся сера в магнетитовых и полумартитовых рудах связана в пирит FeS2; в
других типах железных руд, а также в марганцевых рудах, известняке, колошниковой пыли – в сернистый ангидрит SO2. Тип руды в зависимости от
степени окисления магнетита можно определить, следуя рекомендациям академика М.А. Павлова (табл. 2.3). В некоторых случаях минералогический тип
исходной руды существенно отличается от минералогического типа концентрата обогащения этой руды. Например, в результате восстановительного
обжига бурых железняков, сидеритов, железистых кварцитов (при этом снижаются п.п.п.) и последующего магнитного обогащения продукта обжига
получают концентраты с характеристиками магнитных железняков. Другой причиной изменения типа руды может быть различная магнитная
восприимчивость оксидов железа в исходной магнетитовой руде, приводящая к снижению общей степени окисления железа в концентрате магнитного
обогащения этой руды вследствие уноса с хвостами части слабомагнитных с повышенной окисленностью железа рудных минералов.
Таблица 2.3
Определение минералогического типа руды в зависимости от степени окисления магнетита
Тип руды
Feобщ / FeFeO
Магнетитовая
< 3,5
Полумартитовая
3,5-7,0
Мартитовая
> 7,0
В связи с истощением запасов магнетитовых руд все в большей степени вовлекаются в передел руды, содержащие титаномагнетиты FeTiO3 Fe3O4,
которые, как и магнетитовые руды, отличаются высокой плотностью, низкой восстановимостью. Часто эти руды содержат ванадий. Подготовка этих руд
к металлургическому переделу аналогична магнетитовым рудам, но участие их в доменном переделе ограничено содержанием в них оксидов титана (см.
раздел 8).
Установление минералогического типа руды необходимо при подготовке исходных данных для составления материального и теплового балансов
доменного процесса и процессов окускования и металлизации. Как правило, данные химического состава материалов отражают не все, а только основные
компоненты, представляющие для металлургов интерес. Часто в химических составах содержание некоторых элементов указывается в свободном
состоянии.
Понятно, что в таких случаях сумма компонентов химического состава будет меньше 100%. Обеспечить же сводимость материального баланса
металлургических процессов можно лишь при равенстве суммы всех составляющих химического состава 100 %.
Пример
Аглофабрика работает на концентрате следующего химического состава, %: Fe - 52,0; Mn - 0,4; P - 0,04; S - 1,2; SiO2 - 8,8; Al2O3 - 4,0; CaO – 5,6;
MgO – 0,4; FeO – 20,0; п.п.п. – 1,8.
Проверить сумму компонентов химического состава на 100 %. Принять влажность шихты и содержание в ней углерода.
Решение:
Поскольку отношение Feобщ / FeFeO = 52 72 / 20 56 <3,5, п.п.п. не превышает 5 %, рассматриваемый концентрат является магнетитовым, в котором
сера связана в пирит FeS2.
С серой связано железа 1,2 56 / 64 = 1,05 %.
В концентрате содержится пирита 1,05 120 / 56 = 2,25 %.
В FeO связано железа 20·56 / 72 = 15,56 %.
Количество железа в Fe2 O3
52 - 1,05 - 15,56 = 35,39 %.
В концентрате содержится гематита (Fe2 O3) 35,39 · 160 / 112 = 50,56 %.
В концентрате содержание MnO и P2 O5 составит соответственно
MnO 0,4 *71 / 56 = 0,52 %.
P2 O5
0,04 * 142 / 62 = 0,09%.
После выполненных расчетов сложим содержание всех компонентов химического состава
2,25 + 50,56 + 20,0 + 0,52 + 0,09 + 8,8 + 4,0 + 5,6 + 0,4 + 1,8 = 94,02 % .
Неравенство суммы компонентов 100 % может быть вследствие неточности проведения химического анализа или ошибочно принятого
распределения элементов по соединениям.
Пересчитаем химический состав концентрата на 100 % согласно выражению
K i100 = 100 · Ki исх / ∑ Ki исх;
где
Ki исх - содержание компонента в исходном химическом составе, %;
K i100 - то же после перерасчета на 100 %;
∑ Ki исх - сумма содержаний компонентов в исходном химическом
составе, %.
Fe2 O3100 = 50,56 *100 / 94,025 = 53,78 %0
Fe O100 = 20 *100 / 94,02 = 21,27 %
Fe S2100 = 2,25 *100 / 94,02 = 2,39 %
P2 O5100 = 0.09 *100 / 94.02 = 0,1 %
Mg O100 = 0,4 100 */ 94,02 = 0,43 %
Si O2100 = 8,8 *100 / 94,02 = 9,36 %
Mn O100 = 0,52 *100 / 94,02 = 0,55
Са O100 = 5,6 *100 / 94,02 = 5,96 %
Al2 O3100 = 4,0 *100 / 94,02 = 4,25 %
п.п.п. 100 = 1,8 *100 / 94,02 = 1,91 %
Просуммируем новые значения содержания компонентов:
53,78 + 2,39 + 0,1 + 0,55 + 9,36 + 5,96 + 0,43 + 4,25 + 1,91 = 100 %.
Рассчитаем содержание в концентрате Fe, Mn, P и S в виде свободных элементов, исходя из пересчитанного содержания их соединений.
Fe = 53,78 *112 / 160 + 21,27 *56 / 72 +2,39 *56 / 120 = 55,31 %.
Mn = 0,55 *56 / 71 = 0,43 %.
P = 0,1 *62 / 142 = 0,044 %.
S = 2,39 *64 / 120 = 1,27 %.
Поскольку спеканию подвергается магнетитовый концентрат, принимаем (см. табл. 1.1) содержание углерода в шихте 4,0 %, влаги 7,5 % и
насыпную плотность шихты 2,0 т/м3 .
Задание к работе 1
Оперируя данными, представленными в табл. П.1, определить минералогический тип руды и концентрата, проверить сумму составляющих
компонентов на 100 %. Принять содержание влаги и углерода в агломерационной шихте и ее насыпную плотность.
2.1.2. Оценка производительности конвейерных машин окускования руд
Железорудные концентраты, руды мельче 5 мм и такие железосодержащие материалы, как колошниковая пыль, окалина, циритные огарки и др.,
непригодны для непосредственного использования в доменной печи из-за малых размеров частичек. Для обеспечения необходимой газопроницаемости
столба доменной шихты они должны быть предварительно превращены в кусковой материал с размером зерен не менее 5-10 мм. Уменьшение количества
мелочи (0-5 мм) в агломерате, например, на 1 % дает 0,4 – 0,7 % экономии кокса и 0,4 – 0,7% прироста производительности доменных печей [9].
Существуют следующие способы окускования:
-агломерация (1887 г, Англия, Ф. Геберлейн и Т. Хантингтон);
-получение окатышей, как правило, окисленных (1912 г., Швеция, А. Андерсен);
-брикетирование - получение брикетов экструзией либо с использованием пресс-машин-валков (1911 г., Грендаль).
Выбор способа окускования определяется конкретной ситуацией в том или ином регионе: емкостью рынка потребления продукции
металлургического производства, удаленностью месторождений руд от металлургических предприятий, наличием энергетических и трудовых ресурсов,
инфраструктуры. В связи с постоянным ростом доли руды, подвергающейся обогащению, в металлургический передел вовлекается железорудное сырье,
содержащее значительное количество фракций мельче 0,05-0,07 мм. При агломерации такого сырья резко падает скорость спекания и
производительность агломашин из-за снижения газопроницаемости спекаемого слоя. Как правило, в настоящее время горно-обогатительные предприятия
находятся на значительном расстоянии от металлургических предприятий. Транспортировать концентраты обогащения на далекие расстояния невыгодно
из-за издержек, связанных с перевозкой влаги и затруднений из-за смерзания концентрата в зимнее время (возникают затраты, связанные с
размораживанием сырья). Производство же агломерата непосредственно на горно-обогатительных предприятиях нецелесообразно из-за его
недостаточной прочности. Удачным решением проблемы является производство окатышей. Окатыши не теряют прочности при хранении,
транспортировке и перегрузках. Брикетирование не нашло широкого применения в черной металлургии из-за низкой производительности
соответствующих агрегатов для производства брикетов и высокой стоимости последних
Агломерации могут подвергаться сырые материалы крупностью 0-8 мм. Основными компонентами агломерационной шихты являются:
железорудное сырье (концентрат, аглоруда), возврат (некондиционный по крупности агломерат) -20-40%, коксовая мелочь -4 - 6%, флюсующие добавки
(известняк, известь, доломитизированный известняк) -10%, добавки (окалина, колошниковая пыль и др.) -5%. Крупность коксовой мелочи и флюсов
составляет 0-3 мм, остальных компонентов – не более 8-10 мм. В зависимости от минералогического типа спекаемого железорудного сырья влажность
шихты находится в пределах от 7 до 12%, а содержание в ней углерода от 4,0 до 8,0%. С целью интенсификации агломерационного процесса используют
предварительный нагрев шихты перед зажиганием, введение извести в аглошихту, накатывание твердого топлива на предварительно окомкованную
шихту, обогащение кислородом воздуха, просасываемого через спекаемый слой, вывод из топлива класса менее 0,5 мм.
Высоким газодинамическим сопротивлением в спекаемом слое обладает зона переувлажнения за счет размывания в процессе конденсации паров
воды комочков шихты, сминания этой части спекаемого слоя. Переувлажнение усиливается с возрастанием исходной влажности шихты и понижением ее
начальной температуры. Если переувлажнение за счет содержания исходной влажности ограничено, то любой подогрев исходной шихты снижает
негативное влияние на газопроницаемость спекаемого слоя зоны переувлажнения (1949 г., В.В.Виноградов). Максимальный эффект достигается
подогревом шихты до температуры точки росы (50-70оС), когда пары воды проходят транзитом через спекаемый слой, не конденсируясь. Подогрев
осуществляют горячим возвратом или известью, паром (в смесителях, окомкователях), сжиганием газа в окомкователях. В зависимости от
минералогического типа спекаемого железорудного сырья, содержания в шихте тонких концентратов предварительный подогрев шихты может дать
прирост производительности агломашин от 10 до 70%.
Аглопроцесс существенно интенсифицируется накатыванием части топлива в конце окомкования. При этом частички топлива располагаются на
поверхности комочков шихты, ускоряется горение топлива, увеличивается скорость спекания. Наилучшие результаты достигаются при накатывании 7080% топлива: прирост производительности агломашин на НЛМК составил 8%, прочность агломерата улучшилась на 6-8% при сокращении расхода
коксовой мелочи на 6%. При одновременном накатывании топлива и извести производительность аглоустановки увеличивается на 15-20%, а прочность –
на 9-10%.
Использование извести при производстве офлюсованного агломерата значительно увеличивает производительность агломашин за счет роста
скорости спекания и выхода годного продукта. Скорость спекания увеличивается за счет улучшения газодинамических характеристик всего спекаемого
слоя. При увлажнении шихты идет гидратация извести с выделением тепла
СаО + Н2О = Са(ОН)2.
Са(ОН)2, как связующее, благоприятно влияет на газопроницаемость исходной шиты, а выделяющееся при гидратации тепло снижает количество
конденсирующихся паров, уменьшая негативное влияние зоны переувлажнения на газопроницаемость спекаемого слоя шихты. Выходящая из зоны
горения СО2 может участвовать во вторичной карбонизации СаО
Са(ОН)2 + СО2 = СаСО3 + Н2О.
Образованный вторично СаСО3, являясь цементирующим веществом, способствует упрочнению комочков шихты, пребывающих в зонах сушки и
интенсивного подогрева спекаемого слоя, снижая, тем самым, газодинамическое сопротивление этих зон.
Каждый процент кислорода в пределах от 21 до 95% в просасываемом через спекаемый слой воздухе увеличивает производительность агломашин
на 1-2% за счет роста скорости спекания (горения углерода).
По данным Е.Ф.Вегмана частички топлива мельче 0,5 мм сгорают слишком быстро и не могут создавать вокруг себя блоков агломерата. Обладая
повышенной реакционной способностью, такие частицы топлива воспламеняются при более низкой температуре, расширяя зону высоких температур, не
обеспечивающих достаточного количества расплава для образования прочного агломерата, но снижающих газопроницаемость спекаемого слоя.
Снижение содержания в топливе класса менее 0,5 мм на 1%, повышает производительность агломашин на 1-2% при росте прочности агломерата. Для
снижения содержания этого класса в твердом топливе следует отсеивать фракцию 0-3 мм перед дроблением во избежание переизмельчения всей массы
топлива.
Известно, что агломерат теряет прочность в период его охлаждения под воздействием напряжений, обусловленных значительным градиентом
температур в куске (термические напряжения), существенным различием коэффициентов термического расширения отдельных фаз (структурные
напряжения), протеканием в офлюсованном агломерате полиморфного превращения β2СаО*SiO2 в γ2СаО*SiO2, идущего при 675оС с увеличением
объема на 11% (фазовые превращении). Для повышения прочности агломерата используют следующие приемы: спекание шихты в высоком слое (450-500
мм и выше); двухслойное спекание с различным содержанием углерода; спекание агломерата с различной основностью; использование
доломитизированного известняка вместо части обычного известняка;.термическая обработка – повторный нагрев агломерата газовыми горелками (11001150оС) над хвостовой частью агломашины, снижение крупности известняка; стабилизация прочности агломерата.
С повышением высоты спекаемого слоя усиливается регенерация тепла по мере перемещения зоны формирования агломерата вниз.
Увеличивается время воздействия высоких температур на спекаемый материал, благодаря чему получается хорошо раскристаллизованная структура
агломерата с небольшим количеством стекла (5%), ослабляется действие факторов, ведущих к возникновению внутренних напряжений и появлению
микротрещин. Чем выше спекаемы слой, тем меньше оказывается доля малопрочного агломерата верхней части слоя. При увеличении слоя с 250 до 500
мм выход годного агломерата растет с 62,5 до 84,%.
Для достижения максимальной производительности и исключения перегрева нижних слоев агломерата необходимо, чтобы шихта по высоте
имела переменное содержание углерода (предложение Х.Г.Торульфа, 1911 г). По этому методу на агломашину укладывают двумя питателями две шихты,
из которых нижняя содержит на 1-1,5% коксовой мелочи меньше, чем верхняя. Такая технология позволяет экономить 10% коксовой мелочи при
улучшении прочности агломерата.
Спекание агломерата с основностью менее 0,4-0,5 и более 1,3-1,5 снижает содержание в агломерате 2СаО*SiO2, , а, следовательно, устраняет
влияние его негативного фазового превращения.
В 1940 г Н.М.Якубцинер (ММК) установил, что на прочность агломерата благоприятно влияет добавки в шихту доломитизированного известняка
В процессе кристаллизации MgO входит в решетку ларнита (2СаО*SiO2) и предотвращает, таким образом, его полиморфное превращение. Ввод в
агломерат 3% MgO снижает выход мелочи с 22-25 до 17-20% после испытания в барабане. Ограничением является содержание MgO в доменных шлаках
(не более 10-12%). Превышение этого предела приводит к образованию «коротких» шлаков (резко теряющих свою подвижность при снижении их
температуры).
Снижение крупности известняка способствует полному усвоению СаО расплавом, что, в свою очередь, устраняет гидратирование извести влагой
воздуха, сопровождающееся увеличением объема и разрушением агломерата.
Современная технология обработки агломерата способствует стабилизации его прочности и гранулометрического состава (дробление агломерата
с отсевом горячего возврата, охлаждение агломерата в специальных агрегатах с последующим отсевом мелочи, отсев мелочи менее 5 мм перед загрузкой
в доменные печи). В процессе отмеченных операций идет реализация трещин, возникших за счет внутренних напряжений, в результате достигается
стабилизация прочностных и гранулометрических характеристик агломерата.
Нехватку регенерируемого тепла в верхней части спекаемого слоя можно компенсировать повторным нагревом (термической обработкой)
газовыми горелками агломерата в хвостовой части агломашины либо подачей нагретого в кауперах воздуха на 1/3 части по длине агломашины. С той
целью устанавливают удлиненные зажигательные горны. Такие технологии способствуют раскристаллизации стекла, снижают внутренние напряжения.
Окатыши же можно получить только из материалов мельче 0,1 мм. Схемы получения окатышей представляют собой комбинацию двух этапов
путем окомкования влажной шихты в специальных аппаратах и упрочнения их (обжиговым или безобжиговым способами) для придания окатышам
прочности, необходимой для хранения, транспортировки к металлургическим агрегатам. Сырые окатыши получают в барабанных или чашевых
(тарельчатых) грануляторах. Легко комкующиеся материалы гранулируются в чашевых грануляторах, трудно комкующиеся шихты окомковываются в
барабанных окомкователях. Сырые окатыши должны выдерживать, не разрушаясь, не менее 15 сбрасываний с высоты 300 мм и сопротивляться
раздавливанию под нагрузкой 45-55Н для окатышей диаметром 25 мм и 9Н для окатышей диаметром 9,5 мм. В основном упрочнение окатышей
производят обжиговым способом. Для этого используют конвейерные машины, шахтные печи и комбинированные установки типа «решетка-трубчатая
печь». Наиболее распространенным агрегатом для упрочнения окатышей является конвейерная машина, состоящая из следующих зон: сушки (одна или
две секции), подогрева, обжига (от одной до трех секций), рекуперации, охлаждения (одна или две секции). Процесс упрочнения окатышей идет за счет
спекания частиц, самопроизвольным процессом приближения дисперсной системы к равновесию. К причинам отклонения от равновесия, кроме
избыточной поверхностной энергии, относится наличие микродефектов (пор), концентрационной неоднородности, микродефектов кристаллической
решетки. При обжиге идет высокотемпературное спекание в двух режимах: с отсутствием жидкой фазы (твердофазное спекание) и при наличии расплава
(жидкофазное спекание). Для достижения теоретической плотности окатыша необходимо 25-50% (объемн.) расплава. Практика показывает, что
наилучшие свойства окатышей соответствуют 12-20% расплава. Предполагая, что в расплаве образуются силикаты железа по реакции
2Fe3O4 + 3SiO2 = 3Fe2SiO4 + O2,
Получаем, что для получения 12-14% расплава необходимо с учетом других соединений пустой породы 3,5-4,0% SiO2. Эти значения могут
служить ориентиром для выбора глубины обогащения железных руд.
В ходе агломерации и обжига окатышей происходит выгорание сульфидной серы шихты. Пирит FeS2 и пирротин FeS начинают окисляться с 250280 С по реакциям:
о
4FeS2 + 11О2 = 2Fe2O3 + 8SO2;
4FeS + 7O2 = 2Fe2O3 + 4SO2.
Выше 1383оС в воздушной атмосфере гематит диссоциирует с образованием магнетита:
3FeS2 + 8O2 = Fe3O4 + 6SO2;
3FeS + 5O2 = Fe3O4 + 3SO2.
Степень удаления сульфидной серы может достигать 95-99%. Поскольку при окислении сульфидной серы выделяется значительное количество
тепла, 1 кг пирита в шихте по теплотворной способности заменяет 0,3 кг коксовой мелочи.
Удалению сульфидной серы способствует окислительная атмосфера, умеренные температуры (низкий расход коксика), а также снижение
крупности компонентов, содержащих серу. Окускование офлюсованных шихт снижает степень удаления серы до 85-90%, так как Ca связывает серу в
CaS.
Сульфатная сера гипса (CaSO4*2H2O), барита (BaSO4) удаляется всего на 60-70%, так как диссоциация сульфатов требует длительного
воздействия высоких температур (>1000оС). Поэтому для удаления сульфатной серы требуются повышенные расходы коксовой мелочи.
Для промышленного производства агломерата и окатышей обычно используются конвейерные машины, отличающиеся высокой
производительностью, которую можно определить по одному из следующих выражений.
где
П = 60 В Н V γ Г,
(2.1)
П = 60 S C γ Г,
(2.2)
В – ширина машины, м;
Н – высота слоя шихты (окатышей), м;
V – скорость передвижения паллет, м/мин;
γ – насыпная плотность шихты (окатышей), т/м3;
Г – относительный выход годного продукта окускования из шихты, доли ед.;
S – рабочая площадь машины, м2;
С – вертикальная скорость спекания (обжига), м/мин.
Во время термической обработки шихты идут процессы разложения карбонатов, диссоциации оксидов железа, получают развитие окислительных
либо восстановительных процессов в зависимости от минералогического типа железорудного сырья.
Для определения температуры начала разложения карбоната кальция можно воспользоваться следующей формулой :
T = 906858,75 / (763,99 - lg РСО2),
(2.3)
а для определения температуры начала диссоциации гематита
Т = 3120810 / (1813,7 - lg РО2)),
(2.4)
где РСО2 и РО2 - соответственно парциальное давление СО2 и О2, кПа;
Т – температура, К.
Пример
Окатыши из концентрата (см. пример 1) обжигаются на конвейерной машине шириной 4 м. Скорость передвижения обжиговых тележек 1,5
м/мин. Выход годного продукта 85%. Расход известняка определен ранее (см. пример раздела 6). В качестве добавки используется бентонит в количестве
1,0% (5% Fe2O3, остальное - пустая порода). Готовые окатыши содержат 3% FeO и 0,02% S. Окатыши обжигаются продуктами горения природного газа
(СН4 – 100%) с коэффициентом избытка воздуха α = 1,5. Давление в слое 100 кПа. Подсосами пренебречь. Н = 0,4 м.
Определить производительность обжиговой машины, содержание железа в окатышах, температуру начала диссоциации карбоната кальция и
гематита, расход воздуха на сжигание 1 м3 природного газа
Решение
1.Производительность обжиговой машины согласно выражению (2.1) составит
П = 60 В Н V γ Г = 60 ·4 ·0,4 ·1,5 ·2 ·0,85 = 244,8 т/ч.
2.Для определения содержания железа в окатышах расчет будем вести на 100 кг концентрата.
Приход железа из концентрата – 55,3 кг;
из 1 кг бентонита (с пересчетом из Fe2O3 на Fe)
0,05 ·112 / 160 = 0,035 кг.
Всего железа в окатышах
55,3 + 0,035 = 55,335 кг.
К 100 кг концентрата добавляется
бентонита – 1 кг;
известняка после удаления СО2 остается
100 ·126,04 (53,2 + 1,5) / 100 ·1675 = 4,1 кг;
при окислении закиси железа (со снижением ее с 21,37 до 3%)
2FeO + 0,5O2 = Fe2O3, на каждый килограмм из окисляющейся FeO добавляется 16 / 144 = 0,111 кг кислорода; добавится кислорода всего
(21,37 – 3) 0,111 = 2,04 кг.
Удаляется серы
1,27 – 0,02 = 1,25 кг.
Итого получается окатышей
100 +1 + 4,1 + 2,04 - 1,25 = 105,89 кг.
Содержание железа в офлюсованных окатышах составит
100 ·55,335 / 105,89 = 52,26 %.
В расчете ради простоты вычислений принят ряд допущений (расход известняка вычислен с учетом золы коксовой мелочи, не учитывается
железо, вносимое золой коксика и известняком и т.д.), которые не дают большой погрешности.
3.Реакцию горения природного газа при сжигании его атмосферным сухим воздухом можно записать следующим образом:
CH4 + 1,5 ·2 O2 + 1,5 ·2 ·3,762 N2 = CO2 + 2 H2O + O2 + 11,286 N2.
В продуктах горения содержатся молей газа
1 + 2 + 1 + 11,286 = 15, 286.
Доля СО2 в них
1 / 15,286 = 0,065.
Отсюда парциальное давление СО2 будет равно
PCO2 = 0,065 ·100 = 6,5 кПа.
Парциальное давление О2 будет в нашем случае таким же, т.е.
РО2 = 6,5 кПа.
Температура начала диссоциации СаСО3
T = 906858,75 / (763,99 - lg РСО2) = 906858,75 / (763,99 -0,813) = 1188 K или 915оС.
Температура начала диссоциации Fe2O3
Т = 3120810 / (1813,7 - lg РО2 ) =3120810 / (1813,7 – 0,813 ) = 1721 К или 1448оС.
4.Расход воздуха на сжигание 1м3 природного газа при α = 1,5 составит
СН4 + 2 О2 = СО2 + 2 Н2О,
1,5 ·2 ·100 / 21 =14,3 м3.
Задание к работе 2
Используя результаты работы 1, а также данные таблицы П.2, определить производительность обжиговой машины, содержание железа в готовых
окатышах, температуру начала диссоциации кальцита и гематита, количество воздуха на сжигание 1 м3 природного газа (СН4 = 100%) для обогрева горна.
Оценить влияние кислородного потенциала газовой фазы и давления в слое на температуру начала диссоциации кальцита и гематита. Подсосами
пренебречь. Содержание бентонита 0,8%. В нем содержится 3% Fe2O3, остальное – пустая порода. В готовых окатышах содержится FeO – 2,5%, S –
0,015%.
При низком содержание закиси железа в концентрате (< 2,5%) учесть убыль массы окатышей за счет кислорода, выделившегося при диссоциации
гематита. Содержание серы в окатышах принимать, равным содержанию ее в концентрате, если сернистость последнего не превышает 0,015%.
9. Определение расхода твердого восстановителя на металлизацию
Доменная печь, как агрегат высокой производительности и весьма экономичный, не имеет конкурентов. Однако, доменное производство имеет недостатки:
необходимость применения каменноугольного кокса; использование железорудного сырья в виде прочного кускового материала (окатышей, агломерата). Кроме того,
доменное производство сопряжено с коксохимическим и агломерационным производствами, отличающимися высокой экологической нагрузкой на окружающую среду.
В этой связи возможность организации процесса прямого получения железа из руды, минуя агло-коксо-доменный передел, представляет интерес и из других
соображений. Развитие глубокого обогащения руд сопровождается не только получением концентратов с высоким содержанием железа, но и снижением в нем
содержания вредных примесей (Cu, S, P, Zn, Pb и др.). Такие материалы незаменимы в производстве сталей ответственного назначения.
На современном этапе получение железа внедоменным путем осуществляется следующими способами:
1) восстановление железа с помощью твердых или газообразных восстановителей по реакциям
Fe2O3 + (C; CO; Н2; СН4) = Fe + (CO; СО2; Н2О)
2)-восстановление железа в кипящем железистом шлаке (жидкофазное восстановление) по реакции (FeO) + (C; CO) = Fe + (СО;CO2)
1) получение карбида железа из руд по реакции
3Fe2O3 + 5Н2 + 2СН4 = 2Fe3C + 9H2O
В мире имеются мощности для производства 80 млн. т/г металлизованной продукции. При этом по первому способу (процессу твердофазного восстановления
при температурах до 1350оС)) получают более половины металлизованного продукта – «губчатого железа». За рубежом этот продукт принято называть DRI (Direct
Reduced Iron), а после обжатия его в брикеты в горячем состояния (во избежание повторного окисления) - HBI (Hot Briquetted Iron). Для получения DRI используют
вращающиеся трубчатые печи (процессы Wealz, SL-RN), печи с вращающимся подом (процессы Fastmet, Inmetco, Dryiron) и печи шахтного типа (процессы Midrex,
HyL). В последних агрегатах в качестве восстановителя используется конвертированный природный газ (жидкое топливо), коксовый газ или газообразные продукты
газификации твердого топлива. Основным видом газообразного топлива для производства восстановительного газа является природный газ, в результате конверсии
которого образуются водород и оксид углерода. В соответствии с типом окислителя различают кислородную, воздушную, паровую и углекислотную конверсию
природного газа:
CH4 + 0,5O2 = CO + 2H2;
CH4 + H2O = CO + 3H2;
CH4 + CO2 = 2CO + 2H2.
Конверсию проводят в специальных агрегатах (реформерах) на никелевом катализаторе либо непосредственно в металлургических печах с применением
кислорода и участием свежевосстановленного железа в качестве катализатора.
В первых двух разновидностях агрегатов в качестве восстановителя используются некоксующиеся марки углей.
Продукт со степенью металлизации до 85% используют в доменной плавке, со степенью металлизации 85-95% - в сталеплавильном процессе, а со степенью
металлизации более 98% - в производстве железного порошка. Степень металлизации определяют соотношением 100 Feмет / Fe общ.
По второму способу работают процессы Romelt, Hismelt, Ausmelt и в комбинированном варианте (с предварительным восстановлением) – процессы Corex,
Finex, Dios, Fastmelt, Redsmelt и др. По этому способу в мире производят не более 10 млн. т/г чугуна.
По третьему способу работает одна промышленная установка. Процесс протекает при температуре 600 оС и давлении 4 атм, получают частицы крупностью 0,11,0 мм с содержанием Fe более 90%.
В последнее время в мире продвигается передовая технология ITmk3 (Ironmaking Technology mark 3 – технология получения чугуна 3-го поколения),
позволяющая получать напрямую гранулированный металл (чугун) из рудно-топливных окатышей за 9-12 мин [2] (в доменной печи за 6-8 часов). Аналогично процессу
«Fastmet», технология реализуется в печах с вращающимся подом, но при температурах выше 1350 оС. Гранулированный металл и шлак крупностью 0-20 мм легко
отделяются друг от друга на магнитном сепараторе. Металл может заменять часть металлолома в сталеплавильном переделе, а шлак может использоваться в дорожном
строительстве и в строительной индустрии для производства цемента или в качестве наполнителя бетонов. Другими преимуществами этой технологии являются:
-снижение вредных выбросов в окружающую среду на 30% по сравнению с агрегатами аналогичной мощности в агло-коксо-доменном производстве;
-отсутствие затрат на обслуживание огненно-жидких шлаков;
-возможность переработки комплексного труднообогатимого сырья и отходов, вызывающих осложнения в доменном производстве;
-снижение удельных капитальных и эксплуатационных затрат на 20-30% по сравнению с традиционными технологиями.
Технико-экономические показатели технологии ITmk3 зависят от состава шихты для изготовления рудно-топливных окатышей. При этом расход твердого
топлива должен обеспечить потребности в углероде на восстановление Fe (потребность в тепле на протекание эндотермических реакций реализуется за счет внешнего
нагрева в печи с вращающимся подом), а состав пустой породы железосодержащего материала, золы твердого топлива и флюса (при необходимости) должны
обеспечить условия формирования шлака с температурой плавления не выше 1400 оС.
Пример
Восстановлению подвергается концентрат обогащения титаномагнетитовой руды месторождения Малый Куйбас, который содержит, %:
FeO
Fe2O3
TiO2
V2O5
SiO2
CaO
Al2O3
MgO
31,0
41,8
10,9
0,67
5,1
1,0
4,69
3,05
В известняке, %: СаО – 51,3; SiO2 – 0,2; MgO – 2,9; Al2O3 -0,03.
В качестве твердого топлива используется угольный концентрат с характеристиками, %: содержание золы (А) – 9,9, углерода (С) – 80,96.
Зола топлива содержит, %:
SiO2
CaO
Al2O3
MgO
54,92 3,85
23,88
3,05
Расход твердого топлива определяем, исходя из стехиометрической потребности углерода на прямое восстановление
C = Fe
+
CO
С/Fe=0,214
Fe2О3 +
3C = 2Fe
+
3CO
С/Fe=0,321
V2O5 +
5С= 2V
FeO
+
+ 5СО С/V=0,589
С целью упрощения расчет ведем на 10 г титаномагнетитового концентрата.
Тогда Fe в FeO составит 31*56/72=24,1% или в 10 г концентрата 2,41 .г, Fe в Fe2O3 -41,8*112/160=29,26% или 2,93 г, а V в V2O5 -0,67*102/182=0,38% или 0,038 г.
На восстановление Fe, V потребуется 0,214*2,41+0,321*2,93+0,589*0,038=0,516+0,941+0,022=1,479 г С или 1,479/0,8096=1,8 г угольного концентрата.
Материалы на 10 г концентрата вносят, г (табл.2.4)
Таблица 2.4
Вклад в шлакообразование компонентов шихты
Шлакообразующие компоненты
Материал
SiO2
CaO
Al2О3
MgO
сумма
Концентрат, г
0,51
0,1
0,469
0,305
Зола (0,18 г)
0,10
0,01
0,043
0,005
Сумма, г
0,61
0,11
0,512
0,310
1,542
Состав шлака,%
39,6
7,1
33,2
20,1
100
Вывод. На восстановление 1 т титанованадиевого концентрата потребуется 180 кг угольного концентрата.
Задание к работе 9
Оперируя данными, представленными в табл. П.1 и табл. П.3, определить расход коксовой мелочи, обеспечивающий стехиометрическую потребность в углероде
на прямое восстановление Fe и Mn, оценить состав образующегося шлака.
ЛИТЕРАТУРА
1. Неясов А.Г. Расчеты шихты, материального и теплового балансов агломерационного процесса: Учеб. пособие.–Свердловск: изд.УПИ,
1983. – 68 с.
2. Panishev N.V., Dubrovsky B.A., Starikov A.I., Redin E.V. and Knyazev E.V., «Direct reduction of Ti-V magnetite via ITmk3 technology», pp.
45-48 in 4th International Symposium on High-Temperature Metallurgical Processing, San Antonio, Texas, USA, March 3-7, 2013
3. Павлов М.А. Металлургия чугуна: В 3-х ч. – 6-е изд. – М.: Металлургиздат. 1949. – Ч.2. Доменный процесс. - 628 с.
4. Вегман Е.Ф., Панишев Н.В., Борисов В.М. Эффективность прогрева компонентов агломерационной шихты в зоне интенсивного
подогрева // Изв. вузов. Черная металлургия. – 1979. -№5. – с.16-19
5. Панишев Н.В. Практикум по курсу «Теория и технология подготовки сырья к доменной плавке»: Учеб. пособие.-Свердловск: Изд.
УПИ. 1987. – 84 с.
6. Вегман Е.Ф. Краткий справочник доменщика. – М.: Металлургия, 1981. – 240 с.
7. . Коротич В.И. Сборник примеров и задач по курсу «Теория и технология подготовки сырья к доменной плавке»: Учеб. пособие. –
Свердловск: Изд. УПИ, 1978. – 122 с.
8. Юсфин Ю.С., Доброскок В.А. Подготовка руд к плавке и металлургия чугуна: Задачник. – М.: Изд. МИСиС, 1980. – 76 с.
9. Металлургия чугуна / Е.Ф. Вегман, Б.Н. Жеребин, А.Н. Похвиснев, Ю.С. Юсфин и др. М.: Академкнига, 2004. 774 с.
10.
Бабарыкин Н.Н. Теория и технология доменного процесса. Магнитогорск: ГОУ ВПО “МГТУ”, 2009. 257 с
ПРИЛОЖЕНИЕ
Таблица II.I – Химический состав железных руд и концентратов
Вариант
Месторождение
железных руд
1
Рудногорское
2
Атасуйское
3
Аятское
4
Лисаковское
5
Абаканское
6
Коршуновское
7
Сарбайское
Содержание, %
Материал
Руда
Концентрат
Аглоруда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
(доменная)
Концентрат
38,40
58,00
45,00
50,00
37,10
52,00
36,40
47,46
45,50
62,52
34,50
61,00
0,09
0,15
1,07
0,60
0,88
1,16
–
0,29
0,07
0,19
0,05
0,13
0,44
0,30
0,04
0,04
0,40
0,41
0,48
0,61
0,19
0,11
0,26
0,11
0,05
0,01
0,92
0,47
0,35
0,10
0,03
0,05
2,30
0,29
0,04
–
6,70
18,00
15,10
23,40
1,30
25,00
–
0,66
7,10
17,90
11,30
22,00
12,40
4,60
20,78
17,57
16,00
14,60
31,00
10,94
13,80
6,20
23,40
4,20
5,80
2,20
4,38
3,60
8,60
8,50
4,67
4,96
4,20
1,36
5,70
3,39
9,90
3,20
0,37
–
1,80
1,60
0,73
0,65
4,10
2,30
9,00
1,50
8,40
2,80
–
–
1,02
0,90
–
0,59
2,20
1,20
9,70
4,00
–
0,20
–
–
–
–
–
0,25
–
0,20
–
0,38
–
0,33
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
1,30
4,72
2,09
3,50
17,30
–
11,70
12,77
3,50
0,70
9,70
1,23
58,20
0,07
0,10
0,23
26,10
5,95
1,26
3,17
1,33
66,10
0,10
0,05
0,33
27,05
3,86
1,25
1,12
0,89
0,21
–
2,52
0,24
0,15
1,39
Продолжение таблицы II.I
Вариант
8
9
10
Месторождение
железных руд
Качарское
Михайловское
(КМА)
Стойленское
(КМА)
11
Соколовское
12
Лисаковское
13
Лебединское
Содержание, %
Материал
Руда
Концентрат
Аглоруда
Концентрат
Аглоруда
Концентрат
Аглоруда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
59,10
65,00
57,28
66,30
51,96
65,60
55,43
66,20
35,80
60,00
33,51
0,19
0,19
0,05
0,015
0,18
0,046
0,11
0,09
0,10
0,23
–
0,03
0,02
0,04
0,015
0,026
0,016
0,11
0,04
0,50
0,74
0,091
0,06
0,10
0,22
0,03
0,036
0,049
0,13
0,34
0,03
0,02
0,065
27,10
28,68
13,10
26,00
5,14
27,50
22,82
27,10
–
20,00
13,10
8,70
4,50
10,42
6,32
13,40
7,50
9,95
4,00
20,00
7,86
42,95
2,90
2,00
1,69
0,26
5,30
0,45
2,18
0,99
4,80
5,26
1,86
1,80
0,90
0,32
0,39
1,07
0,22
4,02
1,10
0,66
0,60
1,62
3,10
1,00
–
–
0,44
0,50
2,42
0,85
–
0,50
1,34
–
0,08
–
–
–
–
0,25
0,23
–
0,10
0,24
–
–
–
0,14
–
–
0,10
0,11
–
–
–
2,30
0,40
4,46
0,88
5,75
0,55
2,80
1,40
12,00
–
–
(КМА)
14
Криворожское
15
Ковдорское
16
Керченское
17
Дашкесанское
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
58,00
33,00
65,00
31,50
63,48
38,30
46,07
36,00
60,50
–
–
0,09
–
0,44
1,99
2,12
–
–
0,009
0,035
0,004
2,86
0,09
0,98
1,16
0,10
0,044
0,02
,011
0,01
0,16
0,20
0,13
0,097
0,066
0,025
26,50
–
20,84
11,90
23,48
–
–
13,00
20,80
4,50
42,00
8,19
9,00
0,72
19,00
10,77
20,03
6,73
0,15
0,60
0,22
2,70
0,65
5,00
3,30
4,70
1,90
0,30
1,40
0,55
8,40
0,53
1,90
1,34
14,00
4,90
0,40
1,80
0,35
10,50
4,73
1,10
0,74
1,30
0,58
–
–
–
0,40
1,25
–
0,11
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
0,30
–
–
–
1,30
12,00
11,55
1,20
0,80
4,55
3,86
0,50
0,41
1,43
0,30
10,59
3,13
14,33
4,73
0,18
0,25
0,92
0,90
3,52
5,70
8,92
13,02
2,41
1,80
–
–
–
–
–
–
0,45
0,33
0,53
1,25
0,048
0,064
0,05
0,04
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
0,23
0,24
–
–
–
–
–
–
–
–
28,89
4,03
10,20
11,42
–
–
5,52
1,24
8,12
–
0,75
0,80
0,30
0,21
27,00
5,63
31,07
–
4,41
3,00
Продолжение таблицы II.I
Вариант
Месторождение
железных руд
18
Рудняны
(Словакия)
19
Лисаковское
20
Лебединское
(КМА)
21
Коршуновское
22
Ковдорское
23
Запорожское
24
Дашкесанское
25
Ружнява
(Словакия)
26
Бакальское
27
Высокогорское
Содержание, %
Материал
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
33,07
46,96
43,55
48,34
33,51
66,34
27,54
62,30
27,48
63,48
52,00
61,20
55,85
60,50
37,02
46,04
28,86
40,77
53,88
58,07
2,04
2,25
–
–
–
–
0,07
0,05
0,07
0,004
0,016
0,031
0,32
0,31
1,96
1,99
0,90
0,50
0,93
0,77
0,02
0,21
0,61
0,68
0,08
0,009
0,222
0,13
75
0,09
0,021
0,023
0,07
0,04
0,02
0,06
0,01
–
0,11
0,074
0,92
0,03
–
0,02
0,07
0,02
0,034
0,008
0,275
0,305
0,005
0,008
0,09
0,08
0,26
0,47
0,15
0,189
0,05
0,05
38,89
18,09
–
–
13,10
24,00
10,57
22,80
11,35
23,48
1,00
1,20
18,50
23,00
45,40
11,47
16,75
8,02
19,20
20,00
10,68
11,05
20,34
11,10
40,50
7,24
27,08
4,06
9,53
0,72
23,20
9,96
14,80
8,60
14,06
10,82
6,88
10,82
8,56
8,08
2,59
1,83
4,67
4,66
1,67
0,25
5,33
2,69
–
–
1,00
1,40
2,50
1,70
2,23
2,56
2,59
2,56
3,89
2,30
0,83
2,57
0,37
0,39
1,40
1,40
12,74
2,12
16,88
0,53
0,11
0,14
6,24
3,90
0,99
0,95
2,96
4,50
4,10
3,10
Продолжение таблицы II.I
Вариант
Месторождение
железных руд
28
Оленегорское
29
Криворожское
30
Абаканское
31
Криворожское
32
33
Лебединское
(КМА)
ЮжноКоробковское
(КМА)
34
Керченское
35
Качканарское
36
Соколовское
37
Лисаковское
Содержание, %
Материал
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Аглоруда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
32,07
65,08
48,40
55,81
44,90
60,45
47,26
56,81
35,60
71,70
33,20
0,02
0,01
0,016
0,016
0,09
0,15
0,016
0,016
0,06
0,01
0,015
0,023
0,014
0,026
0,026
0,20
0,11
0,015
0,026
0,06
0,03
0,007
0,033
0,052
0,07
0,08
1,90
0,52
0,008
0,008
0,07
0,01
0,008
9,53
22,39
0,93
0,78
6,90
20,00
1,26
0,78
12,90
27,30
11,50
47,72
8,09
28,90
18,10
13,30
7,38
31,10
18,10
41,60
0,35
44,00
1,76
0,10
0,61
0,75
4,10
1,50
0,414
0,85
1,90
0,15
3,90
1,62
0,11
0,12
0,13
4,00
2,28
0,12
0,13
1,50
0,10
2,30
2,10
0,13
0,06
0,09
2,20
1,40
0,08
0,09
1,30
0,10
2,19
–
–
0,036
0,025
–
0,13
0,022
0,025
0,20
0,01
–
–
–
0,19
0,25
–
–
0,26
0,25
–
–
–
Концентрат
68,20
0,016
0,023
0,03
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
39,10
55,10
21,00
63,00
52,30
64,08
33,80
47,46
2,00
1,78
0,09
0,16
0,12
0,09
0,10
0,29
0,97
1,49
0,01
0,01
0,04
0,03
0,45
0,61
0,17
0,16
0,02
0,02
0,34
1,01
0,03
0,05
28,00
4,80
0,25
0,30
0,29
–
–
0,30
–
16,30
3,75
25,30
20,10
26,09
–
1,00
18,80
10,09
32,30
4,39
10,10
4,00
21,40
10,94
5,10
4,15
11,70
1,54
2,10
1,65
7,90
4,96
1,20
0,20
19,70
1,73
4,00
1,35
5,20
0,65
1,70
2,00
13,30
2,39
2,30
1,09
0,55
0,69
–
–
–
–
0,20
0,22
0,40
–
–
–
–
–
–
–
–
–
11,90
2,10
1,30
0,70
0,60
1,98
13,00
12,75
3,10
2,70
0,78
0,91
3,30
1,30
0,35
0,91
0,30
0,12
0,50
Продолжение таблицы II.I
Вариант
Месторождение
железных руд
38
Криворожское
39
Оленегорское
40
Коршуновское
41
Криворожское
42
43
44
45
46
47
Лебединское
(КМА)
Лебединское
(КМА)
Губкинское
(КМА)
Коробковское
(КМА)
ЕноКовдорское
Качарское
Содержание, %
Материал
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
5,70
65,00
33,90
65,00
28,30
61,30
56,30
68,00
34,70
71,70
35,10
68,00
57,30
69,00
35,10
63,40
31,80
62,50
57,30
64,30
0,04
0,01
0,03
0,08
0,07
0,13
0,05
0,05
0,05
0,03
0,08
0,10
0,05
0,02
0,02
0,08
0,21
0,45
0,20
0,31
0,015
0,01
0,023
0,01
0,22
0,11
0,03
0,01
0,07
0,003
0,08
0,012
0,035
0,02
0,01
0,03
2,50
0,16
0,03
0,02
0,01
–
0,03
0,05
0,05
0,21
0,02
0,02
0,07
0,01
0,07
0,02
0,03
0,02
0,007
0,13
0,09
0,07
0,07
0,12
–
–
10,00
22,10
11,00
23,10
0,80
0,90
9,90
25,10
11,70
25,10
14,70
27,90
9,90
27,50
11,30
22,90
25,30
27,70
16,10
8,41
45,80
8,19
25,40
4,15
17,10
5,30
40,10
0,34
41,20
4,10
10,50
3,70
45,10
9,92
8,80
1,64
8,90
4,32
1,15
0,27
1,80
0,20
5,60
3,35
0,95
0,08
1,37
0,15
1,50
0,17
0,06
0,04
3,80
0,53
2,50
2,35
3,00
2,10
0,12
0,04
1,60
0,55
1,06
1,45
0,15
0,14
1,33
0,10
1,42
0,30
1,69
0,22
2,10
0,57
8,50
0,85
1,90
1,10
0,10
0,25
2,00
0,35
10,50
4,00
0,12
0,25
1,41
0,10
1,43
0,40
0,35
0,25
2,20
0,86
10,40
5,70
3,00
1,00
–
–
–
–
0,50
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
0,30
–
–
0,07
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
–
1,00
1,01
3,10
0,16
5,10
1,15
0,90
0,20
–
0,12
–
0,30
4,30
0,30
0,45
0,23
2,00
1,80
2,20
0,40
Продолжение таблицы II.I
Вариант
Месторождение
железных руд
48
Аятское
49
Абаканское
50
Абаканское
Содержание, %
Материал
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
Руда
Концентрат
36,90
51,80
43,00
63,00
45,40
60,45
0,90
1,20
0,07
0,20
0,09
0,15
0,40
0,40
0,19
0,15
0,20
0,11
0,35
0,20
2,10
0,30
2,30
0,52
1,10
24,30
6,90
17,80
11,20
20,00
17,00
13,90
13,80
6,30
13,60
7,38
8,90
8,30
4,20
1,40
4,10
1,50
1,70
1,40
3,90
2,50
4,10
2,28
1,00
0,70
2,30
1,20
2,20
1,40
–
–
–
0,20
0,10
0,13
–
–
–
–
–
–
18,00
0,70
3,30
0,60
3,40
1,30
Таблица П.2
Исходные данные для выполнения работы 2
Вари
,
ант дол
и
ед.
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
0,86
0,89
0,87
0,88
0,85
0,86
0,85
0,84
0,86
0,88
0,85
0,87
0,85
0,86
Давление в
слое, кПа
P1
101,0
95,0
90,0
98,0
100,0
100,01
89,0
92,0
99,5
96,0
94,0
97,5
100,0
98,5
P2
96,0
98,0
95,0
92,0
93,5
97,5
98,5
-
Коэффициент
избытка
воздуха, доли
ед.
H,
м
B,
м
V,
м/м
ин
S,
м2
C, м/мин
1,4
1,04
1,15
1,5
1,3
1,05
1,4
1,6
1,5
1,3
1,55
1,42
1,3
1,35
0,3
0,3
0,4
0,25
0,3
0,42
0,35
3,0
2,0
4,0
3,0
2,0
4,0
3,0
2,5
3,0
2,75
2,75
3,2
2,7
2,5
306
108
520
306
108
520
306
-
0,0084
0,00725
0,0083
0,008
0,0075
0,0078
0,0082
-
1,2
1,3
1,25
1,2
1,5
1,37
1,12
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
26
27
28
29
30
31
32
33
0,87
0,85
0,88
0,86
0,87
0,85
0,84
0,83
0,85
0,79
0,89
0,84
0,85
0,81
0,84
0,87
0,85
0,80
0,88
91,7
96,4
101,1
101,0
98,6
97,0
98,4
89,0
98,0
90,0
99,0
101,1
98,3
101,0
101,0
100,0
90,0
95,0
96,7
95,4
98,6
100,1
96,5
100,2
96,0
99,7
97,0
100,0
94,5
1,15
1,05
1,22
1,42
1,3
1,25
1,1
1,3
1,2
1,12
1,15
1,6
1,55
1,03
1,07
1,2
1,08
1,08
1,25
1,35
1,3
1,4
1,1
1,24
1,3
1,23
1,02
1,25
-
0,32 2,0
0,42 4,0
0,42 3,0
0,38 2,0
0,42 4,0
0,25 1,83
0,22 1,83
0,2 2,43
0,3 2,5
-
2,7
3,0
3,0
3,0
3,1
2,8
2,8
2,7
2,8
-
108
520
306
108
520
123
94
178
110
120
0,008
0,0087
0,009
0,009
0,01
0,007
0,0065
0,0065
0,007
0,0075
Окончание табл. П. 2
Вари
ант
34
35
36
37
38
39
40
41
42
43
44
45
,
доли
ед.
0,85
0,84
0,86
0,87
0,88
0,85
0,80
0,79
0,81
0,89
0,90
0,87
Давление в
слое, кПа
P1
93,7
95,0
99,0
100,1
97,0
100,0
101,15
100,0
99,9
93,5
94,4
98,1
P2
98,0
98,0
101,2
97,7
99,8
96,5
Коэффициент
H, м B, м
избытка воздуха,
доли ед.
V,
м/м
ин
S,
м2
C, м/мин
1,17
1,13
1,22
1,24
1,01
1,05
1,53
1,16
1,14
1,47
1,62
1,34
2,8
2,9
2,8
3,0
2,0
3,0
-
278
414
400
380
520
305
0,008
0,008
0,008
0,0075
0,008
0,0082
1,33
1.08
1,6
1,13
1,56
1,08
-
0,3
0,35
0,35
0,4
0,4
0,41
-
2,5
3,5
3,0
4,0
3,5
4,0
-
46
47
48
49
50
0,86
0,85
0,84
0,85
0,86
97,9
97,1
100,4
100,5
98,3
100,3
95,5
-
1,28
1,03
1,47
1,61
1,09
1,38
1,05
1,49
0,43
0,38
0,45
3,0
2,0
4,0
2,5
3,0
3,0
408
520
-
0,0072
0,009
-
Таблица П.3
Вариант
1
Содержание влаги, золы и химический состав последней в коксовой мелочи,%
влаги
золы
Fe
Cao
SiO2
Mn
P
S*
C*
9,3
13,5
8,2
7,2
49,3
0,5
0,05
0,8
80,0
2
13,0
15,6
5,5
4,2
49,6
-
0,25
0,9
80,3
3
13,0
13,8
8,1
4,2
49,5
-
-
-
80,4
4
11,8
16,1
5,4
4,1
49,7
0,4
0,93
80,4
5
12,7
15,0
5,3
5,93
49,1
0,6
0,6
80,3
Вариант
влаги
10,3
золы
13,8
Fe
5,3
Cao
6,8
SiO2
49,2
Mn
0,03
P
0,49
*
S
0,63
*
C
80,5
14,8
5,2
4,0
49,9
0,2
0,4
1,8
80,6
0,04
Продолжение таблицы П.3
6
7
9,9
8
10,0
6,3
5,3
4,5
49,6
0,1
0,4
0,8
80,3
9
18,0
14,7
6,5
3,6
53,4
-
-
0,9
80,5
10
9,0
14,8
6,5
3,1
53,5
-
-
0,92
80,6
11
11,7
12,6
5,2
4,0
49,6
-
0,5
0,8
80,2
Продолжение табл. П.3
Вари
ант
влаги
золы
Fe
CaO
SiO2
Mn
P
S
C
12,3
14,6
6,0
3,9
49,5
-
0,4
0,8
80,4
9,0
15,1
6,3
3,0
53,5
-
-
0,92
80,5
9,9
13,7
10,7
2,0
43,3
-
0,05
1,8
80,1
13,0
11,0
4,05
3,3
57,2
-
0,14
0,55
80,6
11,0
12,7
18,0
4,3
39,5
0,25
0,25
1,95
79,3
12,1
11,9
17,3
4,7
39,1
0,24
0,23
1,85
79,6
12
13
14
15
16
17
Продолжение табл. П.3
Вари
ант
влаги
золы
Fe
CaO
SiO2
Mn
P
S
C
12,7
12,2
15,8
5,1
38,5
0,2
0,23
1,82
79,8
13,3
15,7
5,1
4,3
49,7
-
0,45
0,73
80,6
8,8
13,85
12,1
2,17
44,3
0,2
0,2
1,56
80,3
9,7
13,8
3,7
4,15
53,1
0,15
0,5
0,6
80,7
1,8
10,5
4,0
3,4
56,2
-
0,14
0,5
-
8,15
11,3
17,3
4,97
37,5
0,25
0,18
1,9
80,4
18
19
20
21
22
23
Продолжение табл. П.3
Вариа
нт
влаги
золы
Fe
CaO
SiO2
Mn
P
S
C
12,3
12,2
17,1
4,8
38,5
0,25
0,23
1,9
80,1
21,0
13,1
17,1
4,85
37,7
0,23
0,24
1,9
80,5
9,7
13,5
4,9
6,0
49,1
0,15
0,5
0,5
80,8
11,0
13,9
4,2
5,2
57,00
-
0,35
0,49
80,7
9,7
13,1
4,3
3,3
57,2
0,02
0,17
0,53
80,8
6,7
9,9
9,83
2,7
43,3
0,1
0,05
1,84
80,0
24
25
26
27
28
29
Продолжение табл. П.3
Вариа
нт
влаги
золы
Fe
CaO
SiO2
Mn
P
S
C
5,8
12,7
3,8
4,5
53,1
0,13
0,5
0,43
,8
7,2
11,9
12,0
3,3
43,1
-
0,07
1,79
80,1
-
-
0,85
80,5
-
0,82
80,3
30
31
9,9
12,7
5,3
3,36
52,9
32
33
7,7
13,8
5,7
3,3
54,0
34
7,7
13,5
17,1
4,5
39,3
0,3
0,2
1,83
80,3
35
7,1
14,3
4,0
5,3
56,5
-
0,35
0,8
80,7
Продолжение табл. П.3
Вариант
36
37
38
39
40
41
влаги
золы
Fe
CaO
SiO2
Mn
P
S
10,3
14,4
4,9
0
49,5
0,2
0,18
0,48
3,3
8,5
5,2
3,9
49,5
0,05
0,4
0,61
80,3
9,1
13,0
11,0
2,6
43,1
-
0,06
1,91
80,0
4,8
13,1
5,01
3,18
56,35
0,16
0,16
0,52
81,0
8,8
13,3
3,8
4,15
53,6
0,15
0,61
0,47
81,0
7,0
11,5
10,95
2,6
43,7
-
0,06
1,0
80,5
C
Продолжение табл. П.3
Вариант
42
43
влаги
золы
Fe
CaO
SiO2
Mn
P
S
C
6,4
13,2
6,8
3,1
54,1
-
-
0,86
80,6
7,1
13,4
6,7
3,1
54,2
-
0,85
80,5
-
Влаги
Золы
Fe
CaO
SiO2
Mn
44
8,0
13,5
6,9
3,1
54,2
0,48
45
6,5
13,7
11,8
2,1
-
43,8
-
46
6,3
13,8
4,0
3,1
56,8
47
5,3
14,3
5,1
5,9
48
7,0
11,0
5,8
3,35
P
S
C
0,8
80,6
-
1,54
80,4
0,16
0,18
0,55
81,0
49,5
0,2
0,18
0,53
80,8
50,1
0,1
0,6
0,85
80,5
Продолжение табл. П. 3
Вариант
Влаги
Золы
Fe
CaO SiO2 Mn P
S
C
12,1
13,7
5,7
5,35
54,2
0
-
-
0,45
81,0
11,7
15,1
5,5
1,7
56,3
-
-
0,44
81,1
49
50
