Тапы развития сталеплавильного производства.
Условно процесс совершенствования методов и технологии производства стали можно разделить на восемь этапов:
1. Прямое получение железа из руды. В глубокой древности железо получали путем его восстановления из руды в примитивных горнах используя «сырое» дутье (неподогретый воздух), этот способ получил название «сыродутного». В горн загружали древесный уголь и железную руду, уголь разжигали и подавали дутье, по мере сгорания и «оседания» угля руда опускалась вниз, подвергаясь непрерывному контакту с восстановительными газами и раскаленным углем и постепенно при этом восстанавливалась. Температура процесса составляла 1300–1350 0С. Жидкий шлак в основном состоял из окислов железа, значительная часть железа руды переходила в шлак и терялась и лишь 2/3 – восстанавливалось до железа. В результате процесса получали раскаленный ком («крицу») восстановленного железа (с прожилками шлака), которое обрабатывали молотами, уплотняя крицу и выдавливая из нее шлак.
К недостаткам этого способа можно отнести малую производительность (при длительности плавки 6–7 ч, получали до 200 кг железа), большой расход топлива, большие потери железа со шлаком, высокую трудоемкость и низкое качество металла.
Основным преимуществом способа являлось то, что железо получали непосредственно из руды, минуя промежуточную операцию – получение чугуна.
2. Получение кричного (сварочного) железа из чугуна.
По мере усовершенствования сыродутного процесса горны строили большей вместимости, более высокими, подачу дутья интенсифицировали, что приводило к повышению температуры в горне и к более продолжительному пребыванию шихты в зоне высоких температур. В результате в ряде случаев происходило заметное науглероживание железа; в этом случае продуктом процесса оказывалось не низкоуглеродистое губчатое железо, а высокоуглеродистое, т.е. чугун. Так как чугун не обладал пластическими свойствами (не ковался, не сгибался и Т.Д.), то его считали нежелательным продуктом и выбрасывали. Позже было замечено, что при загрузке в горн чугуна вместо железной руды (или при оставлении в горне высокоуглеродистой крицы и продолжении операции) также получается низкоуглеродистая железная крица. Такой двухстадийный процесс (вначале получение чугуна, а потом получение из чугуна низкоуглеродистого металла) оказался более производительным. Так возник кричный процесс. Сущность кричного способа переработки чугуна в железо и сталь заключалась в расплавлении чугуна в горне на древесном угле и окислении углерода, кремния, марганца и других примесей кислородом дутья и действием шлаков, богатых окислами железа. Выложенный огнеупорными материалами или водоохлаждаемыми чугунными плитами горн наполняют древесным углем и, разжигают его и подают дутье. После того как уголь хорошо разгорелся, присаживали чугун и богатые окислами железа шлаки (или окалину, или богатую железную руду). Чугун помещали обычно на уровне фурмы или несколько выше ее, он постепенно плавился и капельками стекал вниз. Одновременно с этим под действием кислорода дутья и окислов железа шлака происходило выгорание примесей чугуна. По мере выгорания примесей чугуна (в частности, углерода) повышалась температура его плавления (температура плавления чугуна 1150–1200 0С, низкоуглеродистого железа – около 1500 0С). Температура в горне достигала 1300–1400 0С, т.е. достаточная для расплавления чугуна, но недостаточная для поддержания в жидком состоянии образующегося низкоуглеродистого сплава. По мере выгорания примесей металл становится все более тугоплавким и вязким. В результате на дне горна получалась зернистая тестообразная железистая масса, которую собирали в один общий ком или крицу, доставали из горна и подвергали обработке под молотами, чтобы удалить из металла шлак и образовать возможно более плотный и однородный кусок железа.
В связи с тем, что горючие материалы, применяющиеся в кричном производстве, находились в тесном контакте с металлом, они должны быть чистыми от золы и вредных примесей (главным образом серы). Таким требованиям лучше всех удовлетворял древесный уголь. Сера удалялась незначительно, а наличие низкой температуры и окислительной атмосферы (до 90% окислов железа в шлаке) способствовало удалению 50–60% фосфора.
Состав крицы, %: 0,03–0,05 С; 0,01–0,02 Si; до 0,08 Мn; 0,01–0,04 Р; 0,004–0,006 S. Недостатки: низкая производительность, высокий угар железа (до 20%), большой расход топлива, большая трудоемкость процесса, дороговизна, уничтожение лесов для получения древесного угля и др.
Замена древесного угля более дешевыми видами топлива стала возможной благодаря способу предложенному в 1784 г. англичанином Г.Кортом. Сталь получали плавлением чугуна на поду отражательной печи, что позволяло сжигать в топке любое горючее. Печь получила название пудлинговой. Чистота топлива не играла такой роли, как при кричном переделе, так как непосредственного контакта горючего с металлом не было. С 1830 г. по предложению англичанина Галла подины пудлинговых печей стали делать из материалов, богатых окислами железа: богатой железной руды, окалины [подины первых печей делали из песка, при этом имели место большие потери железа из-за образования силикатов железа при взаимодействии песка с окислами железа 2(FeO+SiO2=2(FeO)*SiO2]. Обычно операции пудлингования протекала следующим образом: после необходимого по окончании предыдущей операции исправления пода на него загружали предварительно нагретый чугун. Во время расплавления начинается окисление примесей чугуна. Как только чугун расплавился, начинается так называемое «вымешивание»: температуру на короткий промежуток времени несколько снижали (чтобы добиться более тесного соприкосновения металла со шлаком) и рабочие-пудлингеры (процесс называется пудлинговым от английского to puddle – месить, перемешивать) перемешивают металл и шлак клюкой (или ломами). Источниками шлака являлись: подина, специально добавляемые окалина, железная руда или железистые шлаки и окислы, образовавшиеся в результате окисления железа и примесей чугуна атмосферой печи. После обезуглероживания металла производят «накатку» криц (комьями по 30-50 кг), их вынимают из печи и отправляют под молот. Также как и в кричном процессе имеется возможность удаления 50-60% фосфора и некоторого количества серы. Продукт имел следующий состав, %: 0,1–0,2 С; 0,05–0,1 Si; около 0,1 Мn; 0,01 Р; 0,004 S.
Недостатки: высокий расход топлива и низкая производительность (на получение 15 т металла в сутки расходовалось около 9 т угля), низкий выход годного и невозможность получения литой стали.
3. Возникновение способа получения жидкой (литой) стали.
Наиболее древним из всех существующих способов получения стали в жидком, расплавленном виде является тигельный процесс. Выплавка стали в тиглях производилась следующим образом: в тигли (емкостью обычно 25-35 кг) загружали металлическую шихту, по составу близкую к стали, которую необходимо получить. Шихтовые материалы должны содержать как можно меньше вредных примесей, так как сера и фосфор при тигельном процессе практически не удаляются. Закрытые крышками тигли помещали в горны или регенеративные печи (передача тепла металлу осуществлялась через стенки тигля). После расплавления шихты за счет имеющихся в шихтовых материалах окислов железа идут реакции окисления углерода, марганца, кремния, а также процессы шлакообразования. Шлаки тигельного процесса кислые и состоят в основном из силикатов железа и марганца. Источниками шлака являются продукты окисления, всплывающие в виде неметаллических включений загрязнения шихты, а также шлакующийся материал тигля. Окисление углерода с образованием газообразной окиси приводит к кипению металла. При повышении температуры углерод, имеющийся в шихте (а также входящий в состав материала тигля), восстанавливает Si, Мn, Fe из шлака в металл. В результате восстановительных процессов тигельные шлаки содержат мало окислов железа. Тигельная сталь имеет высокие механические свойства как вдоль так и поперек направления прокатки. Отсутствие окислительной атмосферы и раскисляющее действие материала тигля, а также сравнительно не высокие температуры процесса, не позволяющие перегревать металл, дают возможность получать плотную сталь с ничтожным количеством неметаллических включений и низким содержанием газов.
Недостатки: низкая производительность, высокие требования к чистоте исходных материалов, малая стойкость тиглей (до трех плавок), высокий расход топлива и др.
4. Возникновение относительно простых и дешевых способов массового получения литого металла.
В 1855 г. английский механик Генри Бессемер предложил простой и дешевый способ получения литой стали в больших количествах путем продувки жидкого чугуна воздухом в специальном агрегате – конвертере с кислой футеровкой (Бессемеровский способ получения стали).
В 1878–1879 гг. англичанин Сидней Джильхрист Томас разработал конвертерный процесс с основной – доломитовой футеровкой (Томасовский процесс). С целью решения проблемы удаления фосфора при нижней продувке чугуна воздухом он сначала опробовал футеровку конвертера из извести, а в 1878 г. предложил доломитовую футеровку. Это дало возможность формировать основной шлак при достаточной стойкости футеровки и удалять фосфор, что решало проблему переработки высокофосфористых чугунов которыми в те годы была богата Западная Европа перерабатывающая фосфористые руды.
В 1865 г. во Франции Эмиль и Пьер Мартены успешно осуществили выплавку стали из чугуна и железного лома в регенеративных пламенных печах (мартеновский процесс). Высокая температура в таких печах достигалась благодаря подаче в печь подогретых газа и воздуха. Принцип использования тепла отходящих газов для подогрева топлива и воздуха в так называемых регенераторах был разработан Сименсом.
Благодаря конвертерным и мартеновскому способу менее чем за 100 лет мировое производство стали возросло более чем в тысячу раз (с 330 тыс.т в 1868 г. до 346 млн.т в 1960 г.).
5. Развитие электрометаллургии.
Во второй половине XIX в. появился ряд предложений по использованию для выплавки стали электрической энергии. В конце XIX – начале XX вв. были созданы и начали работать электропечи различных конструкций. В настоящее время имеются печи садкой 200-350 т.Удельная мощность трансформаторов 700-800кВА/т позволяет расплавлять такую массу металла за 1,5-2 ч. Дополнительным стимулом развития электрометаллургии является возможность переплава больших количеств дешевого металлолома. В настоящее время промышленно развитые страны выплавляют в электропечах более 30 % всей стали.
6. Интенсификация сталеплавильного процесса кислородом.
Замена воздуха кислородом позволяет значительно улучшить тепловой баланс сталеплавильного производства (отпадает неизбежность потерь тепла из-за нагрева балластного азота, поступающего вместе с кислородом воздуха), а также облегчает проблему получения высококачественного металла. Высокая стоимость кислорода долгие годы была основным препятствием для его широкомасштабного использования. Лишь после второй мировой войны появились относительно дешевые способы получения кислорода. Большой вклад в использование кислорода для производства стали внесли академик Бардин И.П., профессора Кондаков В.В. и Трубин К.Г. К концу 50-х годов кислород начал использоваться массово, что привело к существенному увеличению масштабов производства стали. За 10 лет (с 1960 по 1970 г.) мировое производство стали возросло с 346 до 603 млн.т.
7. Появление и распространение переплавных процессов.
На процессы очищения стали от вредных примесей влияют такие факторы, как изменение давления, увеличение поверхностей контакта реагирующих фаз, ускорение процесса охлаждения металла, использование плазменной и лучевой технологии и др. В результате этого появились различные способы переплава: вакуумный индукционный (ВИП), вакуумный дуговой (ВДП), электрошлаковый (ЭШП), электроннолучевой (ЭЛП), плазменный (ПП) и др. Эти процессы называют переплавными так как в них осуществляется переплав стали, предварительно выплавленной в «обычном» агрегате (конвертере, мартеновской или электродуговой печи). Способы переплава относительно дороги и малопроизводительны, но они обеспечивают получение стали очень высокого качества с особыми свойствами. Ежегодно сотни тысяч тонн слитков стали переплавляется (иногда дважды и даже трижды) для более полного очищения металла от нежелательных примесей и получения стали с требуемыми свойствами.
8. Появление и развитие внепечной, вторичной или ковшевой металлургии.
Многие технологические операции, проводимые с целью уменьшения содержания вредных примесей в металле и повышения его качества, можно перенести из сталеплавильного агрегата в ковш (или иной агрегат, заменяющий ковш), специально оборудованный устройствами для соответствующей обработки жидкого металла. Производительность плавильного агрегата при этом возрастает, одновременно обеспечивается повышение качества стали. С целью очищения стали от вредных примесей, усреднения состава и регулирования его температуры металл в ковше подвергают вакуумированию, продувают инертными газами, обрабатывают жидкими или порошкообразными смесями или специальной лигатурой, подвергают электромагнитному перемешиванию и т.п.