От руды до чугуна

При этом столь широкое использование стали, которое мы наблюдаем в наши дни, обусловлено, в первую очередь, тем, что железо является одним из наиболее распространённых в земной коре элементов.

Однако железо находится в природе, преимущественно, в виде оксидов, реже – сульфидов. Соответственно, для получения железа в чистом виде (или в виде стали – сплава железа с углеродом) необходимо провести химическую реакцию восстановления. При этом единственным восстановителем, который целесообразно использовать для этой цели в условиях нашей планеты, является углерод.

Связано это с тем, что только углерод, благодаря тому, что растения (преимущественно деревья), используя энергию солнца, концентрируют его в процессе построения собственных «тел». При этом углерод, окисляясь в процессе горения, не только восстанавливает железо из его соединений, но и обеспечивает необходимую температуру для интенсивного протекания этого процесса (поскольку реакции восстановления железа эндотермичны и требуют затрат тепла).

На протяжении нескольких тысячелетий для производства железа из руд люди использовали собственно древесину, которую обугливали при недостатке воздуха, получая древесный уголь. При обугливании протекают эндотермические процессы удаления влаги и разложения и удаления сложных органических соединений, в результате чего использование древесного угля вместо дров позволяло достичь более высоких температур.

Для восстановления железа из руд использовался небольшой шахтный (то есть в виде сложенного из камней, глины и прочих огнеупорных материалов цилиндра) агрегат, называемый «сыродутный горн». В него слоями загружали руду и древесный уголь, а снизу подавали через трубки-фурмы необходимый для горения воздух. Поскольку температура в горне была недостаточно высока для расплавления полученного железа, оно скапливалось в нижней части в виде крицы – своего рода «железной губки», пропитанной шлаком – расплавом оксидов, которые не восстанавливались (в основном кремния и железа, а также некоторых других). В дальнейшем крицу проковывали, получая железный брусок, из которого с помощью кузнечной ковки изготавливали необходимые предметы.

Конструкции горнов у различных народов были различны, но принцип действия оставался неизменным. Такой способ применялся несколько тысяч лет, пока в XV веке в Европе не возросла потребность в металле. Для удовлетворения этой потребности размеры горнов стали увеличивать, а для подачи воздуха начали применять мощные мехи, приводимые в движение водяным колесом.

При этом температура возросла настолько, что железо стало насыщаться углеродом и плавиться: результатом плавки стала уже не железная крица, почти не содержащая углерода, а жидкий чугун – сплав железа с достаточно высоким содержанием этого элемента. Сам же сыродутный горн, увеличиваясь в размерах, постепенно превратился в доменную печь, которая и по сей день остаётся основным агрегатом для восстановления железа из руд. Отметим, что в Китае к использованию чугуна перешли ещё раньше, однако таких последствий, как в Европе, это не имело.

Таким образом, использование доменных печей обеспечило требуемую производительность, однако хрупкий чугун далеко не во всех сферах мог заменить ковкое железо. По этой причине там, где хрупкость не играла существенной роли, использовали чугун, а часть чугуна подвергали обезуглероживанию («фришеванию», т.е. «очитке»), в ходе которого получалось железо.

Для этого чугунный слиток помещали в открытый горн, заполненный горящим древесным углём, в нижнюю часть которого через фурмы подавали воздух. Чугун плавился и каплями стекал по углю в нижнюю часть горна. При этом он контактировал с потоком воздуха, в результате чего углерод окислялся и удалялся из металла. В результате в нижней части горна формировалась железная крица, которую далее обрабатывали обычным способом.

К началу XVIII века производительность доменных печей увеличилась настолько, что в отдельных странах, в первую очередь в Великобритании остро встала проблема нехватки древесины. На помощь пришли всё те же растения, только произраставшие миллионы лет назад и дошедшие до нас в виде каменного угля.

Однако проблема заключалась в том, что уголь содержит значительное количество серы, которая, попадая в металл, приводит к тому, что он трескается при ковке («красноломкость»). Тем не менее, долгие годы неудачных экспериментов увенчались успехом и в XVIII веке стало возможным выплавлять и фришевать чугун с помощью каменного угля.

Для использования в доменной печи каменный уголь, как в своё время древесину, подвергали нагреву без доступа воздуха, в результате чего из него удалялись сложные органические летучие вещества, а сам уголь превращался в достаточно прочный пористый материал – кокс. Железо же с помощью угля стали получать из чугуна в печах особой конструкции, получивших название пудлинговых.

Однако в середине XIX века значительно развившаяся европейская промышленность предъявила новые требования к свойствам используемых материалов, которым железо и чугун уже не удовлетворяли – чугун был слишком хрупким, а железо слишком мягким. Отметим, что в это время умели получать и жидкую сталь путём переплавки небольших кусочков стали в тиглях, однако производительность этого способа была очень низкой.

Для решения этой проблемы в середине XIX века англичанин Генри Бессемер разработал конструкцию бессемеровского конвертера, в котором, путём продувки жидкого чугуна воздухом стало возможно получить в значительных количествах сталь в жидком виде – литую сталь. Немного позднее англичанин Сидни Томас усовершенствовал конвертер Бессемера, в результате чего стало возможным выплавлять качественную сталь из чугуна с высоким содержанием фосфора (фосфор, как и сера – главные вредные примеси в стали).

Почти одновременно с Бессемером немцы Вильгельм (Уильям) и Фридрих Сименсы разработали печь особой конструкции, а французы, отец и сын Мартены – способ выплавки в ней литой стали из чугуна и металлолома. Последнее было особенно важно, поскольку человечество накопило к тому времени значительное количество лома, способы переработки которого были несовершенны.

До середины XX века бессемеровский и томасовский конвертера (в меньшей степени) и мартеновская печь (в большей степени) были основными агрегатами для выплавки рядовой стали из чугуна. Для выплавки же стали повышенного качества продолжали использовать тигельный способ, который на рубеже XIX и XX веков был вытеснен способом выплавки стали в электропечах (в основном – дуговых), которые также стали использоваться для производства стали повышенного качества.

Однако с развитием техники получения чистых газов в промышленных масштабах получил распространение кислородный конвертер, в котором чугун продувался не воздухом, как в конвертерах Бессемера и Томаса, а чистым кислородом. Всю вторую половину XX века этот способ вытеснял своих предшественников из металлургической практики, а в настоящее время он является главным способом получения стали из доменного чугуна.

Вторым по важности способом в настоящее время является производство стали в электропечах, которые только из агрегатов для получения стали повышенного качества стали также важными агрегатами для переплава металлического лома. Дело в том, что в конвертере можно использовать до 25 % лома, в то время как электропечь может работать полностью на ломе.

Помимо чугуна и лома электропечь может переплавлять металлизованное сырьё (DRI – железо прямого восстановления и HBI – горячебрикетированное железо) – практически чистое железо, полученное в агрегатах различной конструкции путём восстановления железорудных материалом восстановительным газом (СО и Н2).

Перейдём теперь непосредственно к технологии производства чугуна и стали. Если на протяжении всей истории человечества, до начала XX века, добытая железная руда подвергалась минимальной обработке – отмывалась от загрязнений, дробилась, сортировалась по крупности, то сейчас путь её от карьера до доменной печи весьма длителен.

Связано это с исчерпанием запасов руд с высоким содержанием железа (50-60 %) – так называемых богатых руд. Современные руды в своей массе бедные, содержащие порядка 20-30 % железа, что делает их переработку в доменной печи невыгодной из-за очень высокого расхода топлива и малого выхода чугуна, а зачастую и технологически невозможной.

Для решения этой проблемы на рубеже XIX и XX веков стали применять различные способы обогащения руд, благодаря которым от них отделяется не содержащая железа пустая порода, а содержание железа в полученном продукте возрастает, в среднем, до 60 %.

Однако, поскольку для отделения пустой породы руду необходимо подвергнуть дроблению до пудрообразного состояния, использование продукта обогащения – железорудного концентрата, в доменной печи невозможно. Проблема заключается в том, что для эффективной доменной плавки необходимо, чтобы загружаемые в печь материалы (шихта) имели оптимальную крупность (25-40 мм) для обеспечения прохода через них большого количества газов, образующихся в нижней части печи при горении кокса

Железорудные концентраты, производимые в настоящее время при обогащении руд, представлены частицами 0,1 мм и меньше. Такие мелкие рудные материалы непригодны для непосредственного использования в доменной плавке. Столб шихты высотой 20 м, сложенный из частиц такой крупности, практически непроницаем для газа. А если подобные пылевидные частицы и попадают в печь, то уже при скорости 0,5 м/с выносятся из неё восходящим потоком газа.

В настоящее время существуют три основных способа окускования железорудных материалов: агломерация, производство окатышей (окомкование) и брикетирование. Каждый из них обладает своими преимуществами и недостатками, которые обуславливают их применение в конкретных производственных условиях.

Брикетирование, то есть окускование мелкодисперсных материалов посредством их прессования (обычно с добавкой связующего) исторически было первым способом окускования, однако позднее было вытеснено агломерацией и окомкованием. В настоящее время брикетирование вновь начинает использоваться на металлургических предприятиях, преимущественно для окускования пылевидных железосодержащих отходов. Однако, зачастую, из-за неудовлетворительной брикетируемости материалов используются различные связующие (как правило, цемент), что приводит к снижению технико-экономических показателей доменной плавки. Кроме того, при брикетировании отходов требуется использование усреднительного оборудования для обеспечения стабильности химсостава и свойств продукта. По этим причинам брикетирование используется лишь эпизодически на отдельных предприятиях.

Окомкование производят непосредственно на горно-обогатительном комбинате (ГОК), где руда подвергается обогащению. При этом железорудный концентрат увлажняют и смешивают со связующим – бентонитовой глиной. Затем полученную массу помещают в барабанный или чашевый окомкователь, где в ходе вращения формируются достаточно прочные шарики – окатыши. Получившиеся сырые окатыши помещают на движущуюся ленту обжиговой машины (схожей по конструкции с рассматриваемой далее агломерационной машиной), где по ходу движения они продуваются раскалёнными продуктами сгорания природного газа. При этом мельчайшие частички концентрата оплавляются и спекаются между собой, в результате чего получается прочный кусковой материал.

Таким образом, на металлургическое предприятие окатыши прибывают уже в готовом виде по железной дороге или по воде, если комбинат расположен близ реки или моря, что позволяет избежать перевозок пылевидного концентрата с неизбежными его потерями от выдувания, вытекания и при перегрузках. Однако в их производстве используется только пылевидный железорудный концентрат, что не позволяет использовать более крупнофракционные материалы, в том числе железосодержащие отходы.

Агломерат же, ввиду его склонности к разрушению при перевозке, напротив, производят непосредственно на металлургических комбинатах. Сырьём для них служит также железорудный концентрат, который поступает на предприятие с ГОКа обычно по железной дороге. Агломерация является на сегодняшний день наиболее массовым способом окускования.

Аглофабрики, как правило, располагаются на территории металлургического комбината или на небольшом расстоянии от него и тесно интегрированы в его структуру. Это связано не только с невозможностью осуществлять транспортировку агломерата на дальние расстояния, но и с возможностью использования в качестве добавок в аглошихту широкого спектра железосодержащих отходов других производств. Однако процесс агломерации является одним из наиболее экологически неблагополучных (в первую очередь по выбросам оксидов серы, углерода, а также пыли).

Агломерация как способ окускования был открыт случайно в 1887 г. английскими исследователями Ф. Геберлейном и Т. Хатингтоном в ходе опытов по десульфурирующему (обессеривающему) обжигу руд цветных металлов на колосниковой решётке.

В ходе исследований выяснилось, что при обжиге руд с высоким содержанием серы выделялось так много тепла и температура поднималась до такого уровня, что происходило приплавление обожженных кусков руды друг к другу. После окончания процесса слой руды превращался в закристаллизовавшуюся пористую массу – спёк. Куски раздробленного спёка, которые назвали агломератом, оказались вполне пригодными по своим физико-химическим свойствам для плавки в печи шахтного типа, к которым относится и доменная печь.

Сравнительная простота технологии и высокая тепловая эффективность слоевого окислительного обжига сульфидных руд привлекли внимание специалистов чёрной металлургии. Появилась идея разработать термический способ окускования железорудных материалов на базе подобной технологии. Отсутствие в железных рудах серы как источника тепла предполагалось компенсировать добавкой к руде мелких частиц топлива – угля или кокса.

Железорудный агломерат по такой технологии в лаборатории впервые был получен в Германии в 1902-1905 гг. Некоторое время для производства агломерата использовались чашевые установки (Геберлейна, Гриневальта, AIB), а также, в 20-30 гг. XX столетия, трубчатые вращающиеся печи (Полизиуса).

Поскольку каждая из упомянутых агломерационных установок обладала теми или иными существенными недостатками (один из самых серьезных – низкая производительность), ни чаши, ни трубчатые печи не получили широкого распространения в металлургии. Прорыв в области окускования руд был сделан двумя американскими инженерами А. Дуайтом и Р. Ллойдом, которые в 1906 г. разработали конструкцию, а в 1911 г. ввели в эксплуатацию первую конвейерную агломерационную машину непрерывного действия.

Процесс спекания руд шел по тому же принципу, что и в котлах Геберлейна или в чашах – тепло, необходимое для оплавления рудных зёрен, выделялось при сжигании частичек твёрдого топлива в слое железорудного концентрата или мелкой руды (аглоруды). Для горения через слой материалов (шихты) просасывался воздух, а для обеспечения прохода воздуха через слой шихты, она размещалась на колосниковой решётке. Успех в быстром и широком распространении агломерации как главного способа окускования железорудных материалов был предопределен очень удачной конструкцией агломерационой машины, обеспечивающей непрерывность процесса.

Конвейерная агломерационная машина (рис. ) состоит из следующих основных частей: спекательных тележек – паллет (днище которых представляет колосниковую решетку с зазорами 5-6 мм), перемещающихся по направляющим – стальным рельсам; вакуум-камер (обеспечивающих разряжение под колосниками паллет для просасывания воздуха); привода (состоящего из большого зубчатого колеса диаметром 4-6 м, приводимого во вращение электродвигателем).

Работает машина следующим образом. Медленно вращающееся колесо в головной части машины захватывает зубцами подкатившуюся внизу тележку и поднимает её на верхнюю ветвь направляющих, где она прижимается к предыдущей, толкает её и через неё – все остальные паллеты, находящиеся на рабочей ветви машины. При этом последняя тележка в хвостовой части машины переходит на круговой участок направляющих и далее – на «холостую» ветвь машины, имеющую небольшой уклон к головной её части.

Тележка подхватывается зубчатым колесом, поднимается вверх, и цикл повторяется. При подходе к загрузочному устройству паллета заполняется шихтой и проходит под зажигательным горном, где осуществляется воспламенение топлива шихты в поверхностном слое. В течение времени, пока тележка находится на рабочей ветви машины, через слой шихты непрерывно просасывается воздух (под действием разрежения в вакуум-камерах, который создает эксгаустер).

Скорость движения паллет подбирается такой, чтобы за время перемещения тележки от зажигательного горна до последней вакуум-камеры зона горения – формирования агломерата – прошла сверху вниз весь слой (толщиной 200-400 мм). При опрокидывании паллеты в конце машины происходит её освобождение от образовавшегося пористого агломерационного спёка, который затем охлаждается и подвергается дроблению с последующим разделением по крупности.

Кроме железорудного концентрата и топлива в состав агломерационной шихты входит молотый известняк. Он является источником оксида кальция, который необходим для того, чтобы, взаимодействуя с тугоплавким оксидом кремния, который находится в пустой породе концентрата, перевести последний в состав легкоплавких соединений, которые затем формируют в доменной печи шлак.

Второй задачей оксида кальция является связывание серы, которая, как уже говорилось, существенно ухудшает качество металла. При использовании же оксида кальция, значительное количество серы удаляется из печи со шлаком и не попадает в металл. Известняк можно добавлять и непосредственно в доменную печь, однако в этом случае источником тепла на его нагрев и осуществление реакций разложения карбонатов и гидратов, а также образования легкоплавких соединений, будет служить дорогостоящий кокс. В то же время в процессе агломерации для тех же целей используется более дешёвая коксовая мелочь – фактически отход производства кокса.

Вторым компонентом доменной шихты, помимо железорудных материалов – агломерата и окатышей, является кокс. Помимо того, что он является топливом и восстановителем, чрезвычайно высока его роль для протекания доменного процесса– поскольку он занимает большую часть объёма доменной печи и остаётся при этом твёрдым (в то время как агломерат и окатыши плавятся), именно кокс обеспечивает прохождение газов по высоте доменной печи, что определяет как производительность агрегата, так и эффективность восстановления железа из оксидов.

Как уже говорилось, кокс представляет собой продукт нагрева каменного угля без доступа воздуха. Этот процесс происходит в узких вертикальных камерах коксования, объединённых в батареи по нескольку десятков камер (рис.), между которыми располагаются простенки, в которых сжигается газообразное топливо. Таким образом, камеры чередуются с простенками, один простенок греет две соседние камеры, а одна камера обогревается двумя простенками.

Каждая коксовая печь снабжена двумя герметичными дверями по торцам. В своде печи имеются три отверстия для загрузки шихты из трех бункеров загрузочного вагона. Под печью располагаются кирпичные регенераторы.

Нагрев угольной шихты в печи происходит только посредством теплопроводности от двух её стен. Температура сгорания газов в простенках составляет 1350-1400 °С, коксуемый уголь постепенно прогревается до 1100 °С. Выделяющиеся из шихты газы немедленно отводятся из печи через специальные отверстия. «Грязный» коксовый газ через газосборник и газоотводы направляется в химические цехи. Процесс коксования занимает 17-25 часов.

С машинной стороны печь обслуживается перемещающимся по рельсовому пути коксовыталкивателем. С помощью штанги эта машина выталкивает коксовый пирог из печи в тушильный вагон. Предварительно с коксовой стороны двересъёмная машина снимает дверь. После тушения кокса (водой или инертным газом – азотом) он выгружается на наклонную рампу и конвейером направляется на коксосортировку.

Общий вид коксовой батареи:

1 – приёмный бункер для сырого каменного угля; 2 – отделение для дробления и смешения угля; 3 – распределительная башня; 4 – погрузочная тележка; 5 – камера коксования; 6 – кокс; 7 – коксовыталкиватель; 8 – тушильный вагон; 9 – тушильная башня; 10 – платформа для выгрузки охлаждённого кокса (рампа); 11 – отвод коксового газа

Как правило, кокс сортируется на классы: 0-10, 10-25, 25-40 и крупнее 40 мм. Появление доменных печей большой мощности потребовало дополнительного разделения доменного кокса на два класса: крупнее 60 и 40-60 мм. В практике коксохимического производства сложились следующие виды доменного кокса, различающиеся по крупности и месту отбора. Кокс, выдаваемый из камеры коксования, называется валовым. Кокс, прошедший сортировку по крупности, размером более 25 мм, называется металлургическим или доменным. Кокс, переданный в доменный цех и прошедший там обязательную сортировку по крупности, называется скиповым. Средний выход металлургического кокса (>25 мм) из валового составляет 93-94 %.

Помимо описанных выше коксовых батарей кокс также производят в горизонтальных камерах со сводом, а сжигание топлива (коксового газа, выделяющегося из угля при коксовании) происходит не в простенках, а непосредственно внутри камеры. Однако такой способ распространён в существенно меньшей степени и на отечественных предприятиях в настоящее время не применяется.