» » Непрерывные процессы плавки
04.02.2015

Функции дуговых электропечей в процессе производства стали, в том числе высоколегированной и высококачественной, за последние годы значительно изменились. Этому прежде всего способствовали два обстоятельства. Во-первых, по мере повышения удельной мощности печных трансформаторов становилось все более экономически невыгодным иметь длительный период пребывания жидкого металла в печи в целью его рафинирования, раскисления и корректировки химического состава. В этот период установленная мощность трансформатора в значительной мере недоиспользуется и, кроме того, усиливается излучение неприкрытых скрапом электрических дуг на стены печи, сопровождающееся увеличением расхода огнеупоров.
Во-вторых, успехи в развитии так называемой ковшовой металлургии привели к появлению целого ряда процессов глубокого рафинирования металла от вредных примесей и прецизионного регулирования его температуры и химического состава вне печи (вакуумирование, обработка жидкими шлаками, газами и порошками). Применение этих процессов позволило существенно повысить качество очень многих сталей ответственного назначения.
С учетом этих двух обстоятельств современную мощную дуговую электропечь следует рассматривать как агрегат, необходимый только для расплавления шихты, нагрева металла до требуемой температуры и удаления из него фосфора. Все остальные операции по получению стали с гораздо большим успехом и меньшими затратами могут быть выполнены в ковше или в агрегатах внепечного рафинирования.
Появление металлизованного сырья, а также фрагментированного лома еще более усиливает эту тенденцию превращения дуговой электропечи в агрегат, в котором в основном происходит только плавление металлической шихты. Эти виды шихты могут загружаться в печь непрерывно и при этом печь может быть настроена на режим работы, обеспечивающий поддержание постоянной температуры металла. В этом случае исключаются периоды завалки шихты, заправки печи, доводки металла по температуре. Печь может работать в режиме, оптимальном как для эксплуатации самой печи (минимальное излучение электрических дуг, прикрытых пенистым шлаком, на стены печи; постоянная температура футеровки печи; отсутствие толчков тока в период плавления, вредно влияющих на стойкость механического оборудования и электродов и ряд других обстоятельств), так и для эксплуатации электрических сетей (равномерная нагрузка и отсутствие пиковых нагрузок), что особенно важно при эксплуатации сверхмощных печей. При условии одновременной непрерывной подачи в печь соответствующих шлакообразующих могут быть обеспечены условия и достаточной дефосфорации металла.
Однако, естественно, при таком режиме работы дуговой электропечи возникает и целый ряд новых вопросов, касающихся того, каким способом наиболее целесообрано выпускать металл из печи, в каких агрегатах и каким способом производить корректировку его химического состава и температуры, а также раскисление и, если необходимо, десульфурацию.
В конечном итоге возникает также вопрос о том, является ли обычная дуговая электропечь оптимальным агрегатом для передела металлизованного сырья, поскольку эта печь создавалась и развивалась как агрегат для работы на совершенно другой шихте - компактном ломе, загружаемом единовременно.
На всеми этими вопросами в настоящее время начали работать металлурги одновременно в ряде стран мира. Проведены первые опытные и опытно-промышленные исследования, результаты которых уже дают ответы на некоторые вопросы и позволяют сделать предварительную оценку перспективности непрерывных процессов передела металлизованного сырья.
В ФРГ проводятся эксперименты по переделу металлизованного сырья - в руднотермических печах, в ИРСИДе (Франция) -в комбинированном агрегате дуговая электропечь - индукционная канальная печь, в Японии - по схеме трубчатая печь - электропечь - агрегат непрерывного рафинирования чугуна в сталь.
Изучаются возможности использования тигельных индукционных печей для полунепрерывной плавки металлизованного сырья, а также возможности расплавления металлизованного сырья одновременно с ломом в шахтных печах с последующей доводкой стали в электропечи.
Непрерывные процессы плавки

В опытах, проведенных фирмой ИРСИД, использовалась установка, схема которой представлена на рис. 105. На первой стадии создания установки, когда преследовались в основном цели отработки технологии плавления, она представляла собой только дуговую электропечь с диаметром кожуха 2,7 м (номинальная емкость 5 т) и трансформатором мощностью 300 кВ А, приспособленную для плавления сыпучей шихты. Для этого в центре свода было предусмотрено отверстие и сооружена система непрерывного питания печи сыпучей шихтой. Жидкий металл удалялся из печи с помощью сифонного устройства, шлак непрерывно сходил через порог загрузочного окна. Печь имела доломитовую футеровку и высокоглиноземистый свод. Плавление шихты велось при напряжении 180-220 В.
На второй стадии разработки процесса преследовалась цель также и точного регулирования химического состава и температуры металла. Для этой цели в состав установки была включена 10-т индукционная канальная печь с индуктором мощностью 500 кВт. Эта печь могла непрерывно принимать сырой металл, выходящий через сифонное устройство дуговой электропечи, а также наклоняться для слива металла и в противоположном направлении для слива шлака без перерыва в приемке металла.
Футеровка печи, в том числе канала, была изготовлена из магнезиального бетона. Кроме того, футеровка самой печи включала несколько рядов теплоизоляционного кирпича. Выпуск готового металла из печи производился периодически порциями до 9 т в зависимости от массы отливавшихся слитков.
Вспомогательное оборудование установки включало в себя систему бункеров для хранения металлизованного сырья, фрагментированного лома, извести и углеродсодержащих добавок, а также систему транспортеров для подачи шихты в печь со скоростью до 13 т/ч.
В состав вспомогательного обрудования могли быть включены также устройства для вдувания в металл углеродсодержащих добавок, кислорода, извести или других шлакообразующих с целью окисления примесей металла, его дефосфорации или, напротив, науглероживания.
Дуговая печь была снабжена приборами для измерения электрических и тепловых характеристик ее работы раздельно по электродам с целью более точного изучения распределения энергии дуг в рабочем пространстве печи, а также приборами для непрерывного анализа выделяющихся из печи газов.
В ходе проведения экспериментов при непрерывной работе установки в течение 140 ч было выплавлено 500 т стали.
Химический состав использовавшихся металлизованных окатышей в зависимости от источника их получения колебался в довольно широких пределах: суммарное содержание железа от 90,5 до 94,1 %; связанное железо от 3,4 до 7,6 %; содержание пустой породы от 2,7 до 6,9 %; содержание углерода 0,085 до 1,5 %; серы от менее 0,005 до 0,009 % и фосфора от менее 0,005 до 0,035 %.
Химический состав применявшегося фрагментированного до кусков размером не более 60 мм скрапа колебался в широких пределах. При этом содержание серы в пробных анализах было около 0,05 % и фосфора 0,02-0,03 %.
Расход электроэнергии на плавление колебался в пределах от 2034 до 2268 МДж/т металлизованных окатышей в зависимости от их характеристик и прежде всего содержания пустой породы. При плавлении только фрагментированного скрапа расход электроэнергии составлял 1908-1980 МДж/т с достижением производительности печи 4,9 т/ч. Часовая производительность печи при работе на окатышах колебалась в пределах от 3,9 до 4,3 т.
Сопоставление полученных данных с результатами работы печей той же емкости по обычной технологии показало, что по расходу электроэнергии они близки, в то время как часовая производительность значительно выше вследствие непрерывности процесса и уменьшения длительности простоев печи. Вместе с тем было признано необходимым в будущем разработать специальную технологию плавки с целью повышения подводимой в псп. мощности без ухудшения условий службы футеровки путем уточнения электрических параметров с целью выбора оптимальной длины дуги и определения оптимальной толщины шлака в печи и интенсивности кипения ванны с тем, чтобы стены печи в максимальной степени были защищены от воздействия дуг пенистым шлаком.
Экстраполирование полученных при проведении экспериментов результатов с внесением соответствующих поправок на промышленные печи показало, что, к примеру, на печи с диаметром кожуха 5,8 м, подводимой мощностью 30 МВт в период плавления шихты со степенью металлизации от 93 до 95 % производительность составит 57,8 т/ч при скорости плавления 32 кг/(мин*МВт). При этом расход электроэнергии должен составить 1872 МДж/т окатышей.
На второй стадии процесса (в индукционной канальной печи) подводимая мощность достигала 30 кВт и расход электроэнергии 270 МДж/т, что было обусловлено необходимостью компенсации тепловых потерь, нагрева металла до 1625 °C и растворения вводимого в металл на 0,6 % Mn.
Расход электродов колебался от 4 до 5 кг/т стали в зависимости от интенсивности плавления. Ho зависимости его от типа переплавлявшейся шихты замечено не было. Такой довольно низкий расход электродов объясняется отсутствием их поломок, меньшим окислением благодаря лучшему регулированию атмосферы печи и отсутствием необходимости извлекать электроды из печи для выполнения каких-то операций на ней. Экстраполяция этих величин на промышленные печи позволяет рассчитывать на расход электродов около 4 кг/т стали.
Экстраполировать подобным же образом расход огнеупоров на промышленные печи представляет большие трудности. Однако при проведении экспериментов в дуговой печи был отмечен в основном только местный износ откосов на уровне шлакового пояса. При этом расход доломита после выплавки 100 т стали составил около 4 кг/т, что дает основание рассчитывать на меньший расход огнеупоров при непрерывном процессе плавки металлизованного сырья по сравнению с плавлением той же шихты по обычной технологии.
Характер металлургических операций в печах существенно различался в соответствии с различием в их назначении. В дуговой сталеплавильной печи, кроме плавления шихты, осуществлялись также операции по регулированию содержания в металле углерода и части вредных примесей (фосфора, газов).
При выборе состава шлака для этой печи исходили из соображений уменьшения степени его эрозионного воздействия на футеровку печи, повышение степени использования тепла дуг и снижения содержания фосфора в металле, причем в качестве основных соображений учитывались два первых. Основность шлаков, определявшаяся как отношение суммы окислов кальция и магния к сумме окислов кремния и алюминия, поддерживалась в пределах 1,7-2,2. Было отмечено, что при основности 2,0 эрозионное воздействие шлака на футеровку незначительно, при этом содержание окислов магния в шлаке достигает 15-20 %. Величина добавок извести в печь колебалась в пределах от 20 кг/т для плавки только на скрапе до 30-55 кг/т для плавки на шихте с использованием металлизованных окатышей с увеличением размера добавок по мере повышения содержания в пустой породе окатышей окислов кремния и алюминия.
Присаживался также доломит в количестве от 6 до 14 кг/т.
Химический состав шлаков в большинстве случаев был следующий, %: FeO + MnO 7-22; SiO2 + Al2O3 25-37; CaO + MgO 50-65. Химический состав выплавлявшейся стали колебался в пределах, %: С 0,13-0,17; Mn 0,5-0,6; Si 0,17-0,30; Al, S и P < 0,03 (каждого).
Для получения требуемого содержания углерода в готовом металле в печь вводились или углеродсодержащие добавки, или кислород в зависимости от содержания углерода в шихтовых материалах. Углерод вводился в виде антрацита, периодически присаживавшегося на транспортер для подачи шихты в количестве от 4 до 15 кг/т. Степень его усвоения составляла 50-60 %. Кислород вводился или в виде руды, или в виде газа через фурму. К примеру, при содержании в окатышах 1,16 % С для получения заданного его содержания в стали было необходимо или присаживать 25 кг/т руды, или вдувать 7 м3/т кислорода.
Содержание серы в стали по расплавлении определялось содержанием се во всех вводимых в печь материалах, причем при низком се содержании в окатышах определяющее значение имело содержание се в добавках.
Вследствие низкой основности шлаков попадавшая в печь сера, на 65-70 % концентрировалась в металле.
Содержание фосфора в стали в основном определялось содержанием его в шихте. Однако окислительные условия процесса плавления способствовали некоторой дефосфорации металла в этот период, например с 0,035-0,016 % в шихте до 0,025-0,010 % в готовом металле.
Таким образом, проведение непрерывного процесса плавления в описанных условиях не позволяет обеспечить достаточно полную дефосфорацию металла и в этом случае, по мнению авторов процесса, полезным было бы вдувание в металл в струе кислорода смеси извести и плавикового шпата.
Непрерывное кипение металла способствовало получению в нем по расплавлении довольно низкого содержания газов: водорода на уровне 0,0003 и азота около 0,005 %.
На рафинировочной стадии в процессе наполнения металлом индукционной печи проводились операции по его раскислению, корректировке химического состава и десульфурации. Однако может быть и другой вариант работы: с выпуском полупродукта из плавильной печи поочередно в одну из двух индукционных печей с проведением в них с достаточной полнотой операций по раскислению, легированию, вакуумной обработке или десульфурации металла.
Раскисление алюминием проводилось примерно за 20 мин до выпуска стали в ковш, а перед этим проводились операции по удалению из печи шлака и замеру активности кислорода в металле. После раскисления в металл присаживался ферромарганец и наводился новый шлак из извести и доломита.
Полученные результаты оцениваются специалистами ИРСИДа как весьма положительные, в частности использование канальной индукционной печи для доводки металла. На этой основе ИРСИД приступил к разработке проекта промышленной установки описанного типа.
В последние годы в ФРГ одновременно двумя фирмами были проведены весьма интересные исследования по переплаву металлизованного сырья в руднотермических печах, до этого использовавшихся во всем мире для производства ферросплавов. Был осуществлен бездуговой процесс с погружением самоспекающихся электродов в шлак и поддержанием необходимой температуры шлака за счет его разогрева при прохождении тока. Использование этого принципа позволило устранить многие недостатки метода плавки металла электрической дугой в печах сталеплавильного типа, но при этом доводка металла в печи не проводилась.
В этих условиях печь работала постоянно при максимальной мощности. Загрузка печи частично осуществлялась по периферии рабочего пространства, что позволило понизить температуру футеровки стен и снизить их износ, а также работать со шлаками меньшей основности и, следовательно, с меньшим расходом шлакообразующих и электроэнергии.
Особо важное значение имеет устранение излучения дуг на стены при таком способе плавки. Значительно упрощается конструкция печи и ее обслуживание: нет необходимости иметь механизмы наклона и поворота печи, облегчается обслуживание электродов и снижается их стоимость и т.д.
Выделения пыли и особенно шума при работе таких печей также существенно меньше, чем при работе дуговых печей.
Фирмой "Крупп" опыты проведены в печи с трансформатором мощностью 4 MB-A с диаметром кожуха 4 м при диаметре распада электродов 1200 мм и диаметре электродов 400 мм (рис. 106). Футеровка печи была выполнена из глиноземистого кирпича, кожух печи охлаждался водой, между кожухом и футеровкой для улучшения теплоотвода от нее укладывались графитовые плиты. В основном переплавлялось губчатое железо со степенью металлизации 89,7 % и содержанием пустой породы 3,7 %, однако для имитации процесса с большим содержанием пустой породы специально приготовлялось губчатое железо с дополнительным введением кремнезема и доведением содержания пустой породы до 6 %. Скорость загрузки и плавления колебалась от 17 до 28 кг/(МВт*мин), температура металлической ванны составляла около 1600 °C.
При таких условиях было переплавлено 500 т губчатого железа. Шлакообразующие в печь на загружались и плавка велась на естественных шлаках, поэтому содержание серы и фосфора в металле сохранилось таким же, каким оно было в губчатом железе: 0,01 и 0,03 % соответственно. Содержание углерода в металле регулировалось в пределах 0,02-1,0 % и содержание окислов железа в шлаке в пределах 10 -40 % путем присадок в печь углеродсодержащих добавок и изменения парциального давления кислорода в печи с помощью дроссельного клапана.

Расход электроэнергии существенно зависел от скорости плавления и снижался от 3240 МДж/т при скорости плавления около 3 т/ч до 2520 МДж/т при скорости плавления около 6 т/ч. Тепловой к.п.д. составлял 65 %. При экстраполяции полученных данных на промышленные печи и тепловой к.п.д. 80 % рассчитано, что на печи с мощностью трансформатора 35 MB A и скорости плавления 6 т/ч расход электроэнергии составит только 2052 МДж/т губчатого железа. Рассчитанный расход электродов для условий проведения опытов составил 6-8 кг/МВт.
В связи с тем что использованная для проведения опытов печь специально не создавалась для этой цели, то на основании результатов ее работы в течение 10 сут авторы считают преждевременным делать заключения о стойкости футеровки. Отмеченный в опытах износ футеровки в районе шлакового пояса, по их мнению, будет устранен при организации стабильной загрузки шихты по периферии печи.
Установлена существенная зависимость устойчивости работы печи от химического состава и электропроводности шлака (рис. 107). При содержании в шлаке около 40 % окислов железа и непрерывной загрузке шихты печь работала в спокойном режиме (рис. 107, а), при снижении содержания окислов железа до 20 % ход печи становился менее спокойным (рис. 107, б) и при снижении содержания окислов железа в шлаке до 11 % и прерывистой загрузке шихты печь работала очень неспокойно (рис. 108, в).
Непрерывные процессы плавки

Колебания потребляемой мощности объяснялись заглублением электродов в шлак при снижении его электропроводности и возникновении коротких замыканий электродов на металл. Повышение стабильности работы печи может быть достигнуто путем подбора оптимальных соотношений между электрическими характеристиками печи, ее геометрическими размерами и электропроводностью шлака.
Выход железа на опытных плавках составил 94 %. Столь высокое значение объясняется, с одной стороны, отсутствием испарения при таком методе плавки, а с другой - тем, что количество шлака было мало, поскольку добавки извести в него не производились.
Непрерывные процессы плавки

На другом заводе на юге ФРГ в стационарной футерованной хромомагнезитовой массой печи с трансформатором мощности 1,2 MB*A было переплавлено несколько сот тонн губчатого железа, содержащего, %: Feобщ 94,3, Feмет 88,2; FeO 7,8; С 1,2; CaO 0,25; MgO 0,40; SiO2 1,55 и Al2O3 0, 60.
Загрузка печи производилась непрерывно, металл выпускали через каждые 1,5 ч, шлак — по мере необходимости. Всего было проведено 8 серий опытов, в которых путем присадок кварцита, извести и доломита изменяли химический состав и количество шлака и путем присадок углеродсодержащих добавок содержание углерода в ванне.
Непрерывные процессы плавки

Расчетное содержание основных компонентов шлака колебалось в следующих пределах, %: CaO 48,1-63,7; SiO2 18,5-33,1; MgO 4,1-15,0; Al2O3 6,1 - 12,0. При этом расчетное количество шлака должно было составлять от 52 до 103 кг/т железа в шихте.
Однако вследствие недостаточной приспособленности печи к условиям непрерывного переплава губчатого железа добиться стабильной ее работы не удалось. Низкой оказалась стойкость свода из глиноземистого кирпича, возникали трудности при заделке выпускного отверстия. Все это приводило к нарушениям и отклонениям в непрерывности работы печи, составе шлака, извлечении железа.
За счет износа футеровки стен и свода, в особенности к концу кампании, а также недовосстановления железа и запутывания его корольков в шлаке фактическое количество шлака колебалось в пределах от 26 до 203 кг/т (табл. 32). Из этого количества доля, вносимая огнеупорами, повышалась от 10 до 40 % по ходу опытов по отношению к расчетной величине в результате усиления их износа к концу кампании. Потери железа со шлаком в зависимости от содержания углерода в стали и количества шлака колебались в пределах от 10-15 (при содержании углерода в стали 0,27-0,28 %) до 25-49 юг/т (при содержании углерода в стали менее 0,05 %). Очевидно, что стабилизация износа футеровки, шлакового режима, режима довосстановления окислов железа шлака, а также удаления шлака из печи может позволить свести потери железа со шлаком до обычных и более низких значений.
Непрерывные процессы плавки

Расход хромомагнезитовой массы, несмотря на неблагоприятные условия ее службы в опытной печи, был сравнительно невелик. При отработке надлежащих системы загрузки, размеров печи и шлакового режима расход огнеупоров на футеровку стен и подины, по всей видимости, может быть значительно уменьшен.
Выплавляющаяся сталь на большинстве серий опытов содержала, C 0,02-0,05; Si 0,01-0,02; Mn < 0,01 и на отдельных сериях опытов 0,02-0,03; S 0,04-0,006 и на одной серии опытов 0,009; N2 0,0016-0,0023. Содержание фосфора в стали в значительной мере зависело от основности шлака: при основности CaО/SiО2, равной 1,21-1,28, оно составляло 0,015 и снижалось до 0,003-0,010 % при повышении основности до 1,3-2,0. Остаточные содержания ванадия и титана, как правило, были менее 0,01 % при содержании в губчатом железе 0,12 % V и 0,22 % Ti. Было отмечено, что при попадании в ванну обломков графитированных электродов происходило довольно быстрое науглероживание металла до содержания в нем 0,3-0,5 %, на основании чего высказывается предположение о возможности выплавки непрерывным способом не только мягкого, но и металла с любым содержанием углерода. На специальной серии опытов при внесении в шихту значительных количеств углерода в виде антрацита или кокса удавалось получить содержание углерода в металле до 3,4 %.
Регулирование температуры металла и нагрев его вплоть до 1700 0C не вызывали затруднений. При этом расход электроэнергии весьма существенно зависел от стабильности работы печи и соответственно ее производительности, снижаясь от 4680-5040 МДж/т при производительности 0,4 т Fe до 1980-2160 МДж/т при производительности 1,0-1,2 т Fe (рис. 109).
Измеренный расход графитированных электродов составлял 7-8 кг/т. Предполагается, что на промышленной печи расход электродов в Содерберга не превысит 5 кг/т.
Из приведенных данных следует, что в опытах, проведенных двумя фирмами ФРГ, получены хотя и несколько различающиеся, но близкие результаты. На основании этих результатов фирма "Крупп" провела расчетное сопоставление возможных показателей работы цехов производительностью по 550 тыс. т стали в год, из которых один цех оснащен дуговыми электропечами с диаметром кожуха 6,8 м и мощностью трансформатора 60 MB-А, работающих на шихте из 20 % скрапа и 80 % губчатого железа, и другой цех оснащен руднотермическими печами с диаметром кожуха 12 м и мощностью трансформатора 35 MB-А. Было получено некоторое снижение капитальных вложений во втором случае и на 30 % уменьшение расходов по переделу за счет снижения расходов на огнеупоры, электроды, электроэнергию, обслуживающий персонал. Ho при этом предполагается, что при плавке окатышей в руднотермической печи никаких присадок к шлаку не делается.
Высказывается предположение, что в перспективе возможно будет использование для плавки губчатого железа руднотермических печей с диаметром кожуха до 20 м и диаметром самоспекающихся электродов до 2 м, производительность которых в два раза и более превысит производительность дуговых печей и достигает величины 100-250 т/ч. Отсутствие наклона печи и необходимости извлечения из нее электродов позволяет использовать однофазные трансформаторы и располагать их в более выгодных позициях с точки зрения сокращения длины короткой сети и оптимизации использования электроэнергии. Меньшая относительная мощность руднотермических печей объясняется отсутствием пиковых нагрузок, равномерной и непрерывной их работой при максимальном использовании мощности, что позволяет использовать электрические сети малой мощности.
Безусловно, важными преимуществами руднотермических печей, особенно если сравниваются печи большой мощности, являются бесшумность их работы и меньшее выделение газов с малым количеством пыли.
Очевидно, что в руднотермической печи легче проводить довосстановление железа из шлака, в связи с чем в перспективе без ущерба для выхода годного, вероятно, возможно было бы некоторое снижение степени металлизации губчатого железа.
Все это неоспоримые и весьма существенные преимущества использования руднотермических печей для передела металлизованного сырья. Ho вместе с тем пока что остается нерешенным комплекс вопросов, от которых в значительной мере зависят перспективы промышленной реализации процесса плавки стали в этих печах. Среди этих вопросов есть группа таких, наличие которых объясняется в основном пока что малым объемом проведенных экспериментов и проектно-конструкторских работ и они, вероятно, будут решены в ближайшее время.
К их числу относятся вопросы определения геометрических параметров печи, шлакового режима, режима загрузки шихты и ряда других вопросов с целью обеспечения максимальной стойкости футеровки печи, повышения стабильности электрической работы печи, снижения потерь железа со шлаком и уменьшения содержания фосфора в металле. В этой связи вряд ли можно согласиться с утверждениями авторов работ о том, что работа руднотермической печи на естественных шлаках является ее преимуществом, поскольку содержание фосфора в стали составило около 0,03 %. Если не ставить задачу удаления фосфора из металла, то и в обычной дуговой печи количество шлака может быть уменьшено путем сокращения присадок извести.
Гораздо более сложный вопрос выпуска металла из печи. В описанных выше экспериментах он производился различными способами: на установке ИРСИД - сифонным способом непрерывно, на руднотермических печах в ФРГ — периодически с разделкой и заделкой выпускного отверстия. По всей видимости, работать по последнему способу при эксплуатации мощных печей не представится возможным по следующим причинам. После окончания выпуска для обеспечения стабильности процесса в печи должна остаться часть металла или, по крайней мере, значительная часть шлака. Следовательно, заделку отверстия необходимо будет производить в то время, как из него будет выходить металл или шлак. Естественно, что качественная заделка отверстия в этих условиях невозможна и следствием этого будет реальная опасность выхода металла из печи, особенно на мощных печах.
Выпуск металла из печи сифоном лишен этих недостатков, но обладает другими, не менее существенными. Дело в том, что, несмотря на отмеченные выше закончившиеся с положительными результатами эксперименты по науглероживанию металла в руднотермической печи, работа ее в таком режиме неперспективна. Высокопроизводительные мощные печи будут обладать слишком большой инерционностью и малой гибкостью для регулирования содержания углерода в самой печи. Потери производительности печи и металла в виде части его с неопределенным переходным содержанием углерода будут слишком велики. Иными словами, при этом будет потеряно одно из важнейших преимуществ непрерывного процесса плавки в руднотермической печи. Следовательно, из печи будет выпускаться низкоуглеродистый переокисленный и высоконагретый металл. Такой металл чрезвычайно агрессивный по отношению к футеровке любого типа. С учетом же того, что этот металл будет проходить непрерывно через огнеупорный канал с большой скоростью, обеспечение необходимой его стойкости представляется весьма проблематичным.
Трудными и пока что нерешенными являются также вопросы выбора технологии и оборудования для последующей доводки металла по химическому составу, его раскислению и, если необходимо, десульфурации. В установке ИРСИДа для этой цели предусмотрена канальная индукционная печь, которая, несомненно, отвечает этой цели. Ho на одну руднотермическую печь потребуется устанавливать минимум две канальные печи большой емкости. Это может привести к потери большой части, если не всех, экономических преимуществ от использования руднотермических печей. Очевидно, будут выполнены соответствующие расчеты и, возможно, появятся и промышленные установки такого типа. Ho можно утверждать, что не менее выгодное решение может быть найдено и путем использования процессов ковшовой металлургии.
В Японии Научно-исследовательским институтом металлических материалов разработаны основы другой разновидности непрерывного получения стали на основе твердофазного восстановления железной руды. Этот процесс включает в себя три самостоятельных процесса: 1) предварительный нагрев и восстановление железной руды: 2) довосстановление руды с избытком восстановителя и получением чугуна в расплавленном состоянии и 3) передел чугуна в сталь.
Нагрев и восстановление на 40-80 % руды производились в трубчатой печи газом (до 90 % CO), отходящим во время первых стадий процесса, и твердым углеродсодержащим восстановителем, загружавшимся одновременно с рудой. Температура частично восстановленной руды на выходе из печи составляла 900-1000 °C.
Довосстановление руды и расплавление полученных продуктов производились в трехфазной дуговой электропечи, герметически уплотненной с целью устранения подсосов воздуха и возможности использования и стадии предварительного восстановления, содержащих 90 % CO отходящих газов.
Печь имела вращающийся кожух, загрузка шихты (предварительно восстановленной руды и коксовой мелочи) производилась через течку в своде печи при каждом ее повороте на 45°. В процессе проведения опытов для успешного и стабильного протекания процесса восстановления была выявлена необходимость поддержания жесткого режима подачи шихты, электроэнергии, а также толщины шлакового слоя. Температура расплавов в печи составляла 1300-1400 °C. По этой причине, а также потому, что выплавлялся чугун, заметного износа футеровки печи не наблюдали.
Полученный чугун передавали затем в разрабатывавшийся институтом с 1964 г. агрегат непрерывного рафинирования, в котором из чугуна удаляли избыточные углерод, кремний, марганец и фосфор с получением стали требуемого состава. Предполагалось строительство в Японии опытно-промышленной установки для осуществления этого процесса.
Ожидать промышленного внедрения этого процесса вряд ли есть основания, поскольку он включает в себя три самостоятельных процесса, требующих еще очень серьезной доработки. Кроме того, очевидно, что этому процессу будет присущ и такой серьезный недостаток, как повышенное содержание серы в чугуне, в то время как в губчатом железе, полученном методом газового восстановления оно, как правило, будет на очень низком уровне. Тем не менее, поскольку в ряде стран мира продолжаются работы по созданию процессов и агрегатов для непрерывного передела чугуна в сталь, то правомерна разработка для более далекой перспективы и способов внедоменного получения чугуна для переработки в таких агрегатах. Для этого могут быть использованы и другие агрегаты и технологические приемы, например агрегаты циклонного типа для расплавления и частичного восстановления рудного расплава и конверторного типа для довосстановления и получения чугуна и т.д. Во всяком случае, учитывая быстрое истощение мировых запасов коксующихся углей, было бы преждевременным делать утверждения о неперспективности методов получения стали с использованием угля в качестве восстановителя и с промежуточной стадией получения чугуна.