/
Автор: Григорян В.А. Белянчиков Л.Н. Гасик М.И. Бородин Д.И. Валавин В.С.
Теги: цветные металлы в целом полезные ископаемые металлургия металлы учебное пособие черная металлургия металлы и сплавы
ISBN: 5-87623-092-8
Год: 2001
Текст
f
МОСКВА
•мисис*
2001
?
НА РУБЕЖЕ
СТОЛЕТИЙ
Допущено
Министерствам образования Российской Федерации
в качестве учебного пособия для студентов высших
учебных заведений, обучающихся по направлению подготовки
бакалавров и магистров • Металлургия г и направлению
подготовки дипломированных специалистов ^Металлургия*
ОАО
ШЧЕ0-ТЕШЧЕШ1
Б В В Д в 0 Т £ К -*
398040 ГДОПЕЦК. ПЛ-UHAR.WrOB, 2А
Рецензенты:
Кафедра «Теории и технологии металлургического производства»
Московского государственного вечернего металлургического института.
Член-корреспондент РАН, проф., докт. техн, наук С.П. Ефименко,
заведующий лабораторией пластической деформации металличес-
ких материалов Института металлургии и материаловедения
им. А.А. Байкова РАН.
Авторы:
Л.Н. Белянчиков, Д.И. Бородин, В.С. Валавин, М.И. Гасик,
В.А. Григорян, А.В. Дуб, Г.Г. Ефименко, А.В. Зиновьев,
Е.А. Капустин, Ю.С. Карабасов, А.И. Кочетов, Ю.В. Кряковский,
А.В. Кудря, Г.А. Лопухов, В.П. Лузгин, Ю.М. Нечкин,
Б.Н. Окороков, А.В. Павлов, Н.Ф. Пашков, Т.М. Полховская,
Б.А. Романцев, А.Е. Семин, Ю.И. Уточкин, П.И. Черноусов,
Л.Н. Шевелев, М.А. Штремель, Л.А. Шульц, О.В. Юзов,
Ю.С. Юсфин
УДК 669.245.018.28
Сталь на рубеже столетий. Колл, авторов. Под научной редакцией
Ю.С. Карабасова. - М: .МИСИС*, - 2001 - 664 с.
В основе учебного пособия — мировой опыт и достижения металлургов
России и стран СНГ.
Рассмотрены состояние производства и потребления основных конструк-
ционных материалов и их роль на перспективу; мировой рынок стали; про-
гноз энергетических ресурсов металлургии, использование природного и тех-
ногенного сырья, структура и тенденции развития сталеплавильного произ-
водства (энерго- и ресурсосбережения, кислородно-конвертерный процесс,
высокие электросталеплавильные технологии, развитие внепечной обработ-
ки и непрерывной разливки стали). Приведены эффективные технологии об-
работки металлов давлением. Большое внимание уделяется методам управ-
ления на основе качества и сертификации в черной металлургии. Показан
опыт приватизации предприятий черной металлургии России, стран СНГ и
некоторых зарубежных стран. Рассмотрены экологические и энергоэкологи-
ческие проблемы черной металлургии.
Допущено Министерством образования Российской Федерации в каче-
стве учебного пособия для студентов высших учебных заведений, обучаю-
щихся по направлению подготовки бакалавров и магистров «Металлургия»
и направлению подготовки дипломированных специалистов «Металлургия».
Представляет большой интерес для инженерно-технических и научных ра-
ботников металлургической промышленности. Ил. 116. Табл. 76. Библиогр.
список 163 назв.
ISBN 5-87623-092-8
© МИСиС, 2001
Предисловие..........................................7
Глава 1
ПРОИЗВОДСТВО И ПОТРЕБЛЕНИЕ ОСНОВНЫХ
КОНСТРУКЦИОННЫХ МАТЕРИАЛОВ
1. Объемы производства и потребления основных
конструкционных материалов............................ 11
2. Инженерно-технические свойства материалов
и области применения................................ 16
3. Экономическая оценка использования материалов.... 18
4. Экологическая оценка производства
и использования материалов............................21
5. Прогноз развития производства, потребления и рынка
конструкционных материалов............................23
Глава 2
МИРОВОЙ РЫНОК СТАЛИ
1. Производство стали.....................................27
2. Потребление готовой стальной продукции.................32
3. Экспорт и импорт стали.................................38
4. Цены на стальную продукцию.............................41
5. Конкурентоспособность отечественной металлопродукции...49
Глава 3
МИРОВОЙ РЫНОК ЖЕЛЕЗОСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ
И ПОЛУПРОДУКТОВ
1. Рынок железных руд и концентратов......................53
2. Рынок окисленных окатышей.............................64
3. Рынок металлизованных окатышей........................68
4. Рынок чугуна..........................................82
5. Рынок вторичных металлов..............................86
Глава 4
РЫНОК ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ РЕСУРСОВ
1. Мировые ресурсы и рынок металлургических углей.......... 100
2. Производство и мировой рынок кокса...................... 103
3. Качество кокса и основные направления развития
его производства........................................... 107
4. Использование других энергоносителей.................... ПО
3
Глава 5
ПОЛУЧЕНИЕ ПЕРВИЧНОГО МЕТАЛЛА ИЗ ПРИРОДНОГО
И ТЕХНОГЕННОГО СЫРЬЯ
1. Технологические схемы получения первичного металла... 119
2. Новые процессы и технологии получения первичного
жидкого металла................................... 125
3. Качество чугуна................................. 134
4. Внедоменная обработка чугуна.....................146
Глава 6
СТРУКТУРА И ТЕНДЕНЦИИ РАЗВИТИЯ
СТАЛЕПЛАВИЛЬНОГО ПРОИЗВОДСТВА
1. Динамика сталеплавильного производства.......... 151
2. Современное состояние и прооблемы производства стали. 155
3. Мини-заводы..................................... 164
Глава 7
ЭНЕРГО- И РЕСУРСОСБЕРЕЖЕНИЕ
В СТАЛЕПЛАВИЛЬНОМ ПРОИЗВОДСТВЕ
1. Ресурсо- и энергоемкость сталеплавильных процессов... 171
2. Структура энергоемкости сталеплавильных процессов.... 175
3. Основные направления снижения энергоемкости
сталеплавильных процессов......................... 178
4. Перспективы использования непрерывных
сталеплавильных процессов......................... 182
5. Пути снижения расхода металлошихты
в сталеплавильном производстве.....................184
Глава 8
КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНЫЙ ПРОЦЕСС
1. Состояние, проблемы, пути решения............... 193
2. Модели кислородно-конвертерной плавки........... 196
3. Разновидности современных кислородно-
конвертерных процессов..............................202
4. Совершенствование управления
конверторным процессом..............................209
Глава 9
ВЫСОКИЕ ЭЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ
1. Технологии плавки высокого уровня................221
2. Альтернативные источники энергии.................226
3. Интенсификация электроплавки.....................230
4. Тенденция развития дуговых печей.................241
5. Автоматизация и управление электроплавкой........253
6. Вопросы экологии в электросталеплавильном производстве.... 258
4
Глава 10
ДОСТИЖЕНИЕ И ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ ВНЕПЕЧНОЙ
ОБРАБОТКИ СТАЛИ
1. Классификация методов внепечной обработки.........264
2. Анализ результатов применения внепечной обработки
на зарубежных и отечественных предприятиях...........277
3. Внепечная обработка стали на машинах
непрерывной разливки...............................282
4. Опыт внедрения установки внепечной обработки......284
5. Проблемные вопросы внепечной обработки............286
Глава 11
СОСТОЯНИЕ И ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ
НЕПРЕРЫВНОЙ РАЗЛИВКИ СТАЛИ
1. Производительность МНРС............................293
2. Повышение и стабилизация качества металла..........297
3. Снижение трудовых, материальных
и энергетических затрат...............................300
4. Отливка заготовок, близких к размерам
к готовой продукции................................... 302
Глава 12
ФЕРРОСПЛАВНОЕ ПРОИЗВОДСТВО: ОСОБЕННОСТИ,
СОСТОЯНИЕ И ПРОБЛЕМЫ
1. Рынок ферросплавов................................309
2. Способы производства ферросплавов
и основные производители...........................313
3. Качество ферросплавов..............................331
4. Экологические аспекты производства ферросплавов и новые
ресурсосберегающие технологии.........................334
Глава 13
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
1. Новые конструкционные материалы —
основа технического прогресса........................339
2. Основные направления создания новых неорганических
конструкционных материалов............................341
3. Технологические процессы получения новых конструкционных
материалов (микрометаллургия).........................358
Глава 14
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ
МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
1. Современное состояние прокатного производства.....371
2. Листопрокатное производство..........................
3. Сортопрокатное производство.......................385
4. Трубопрокатное производство.......................396
5. Производство металлопроката с защитными покрытиями.... 418
6. Кузнечно штамповочное производство................426
7. Технология мини- и микрометаллургического производства.... 437
5
Глава 15
КАЧЕСТВО СТАЛИ
1. Составляющие качества.............................445
2. Металлургическое качество.........................469
3. Назначение стали и критические факторы
металлургического качества...........................509
4. Средства и тактика контроля сдаточных свойств.....529
5. Возможности неразрушающего контроля...............536
6. Информационная база управления качеством..........538
7. Стратегии управления качеством....................541
Глава 16
СОВРЕМЕННЫЕ МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ
НА ОСНОВЕ КАЧЕСТВА И СЕРТИФИКАЦИИ
В ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
1. Системы менеджмента качества......................545
2. Обзор состояния и развития отрасли................558
3. Разработки и внедрение систем качества и их
сертификация на металлургических предприятиях........569
4. Внедрение принципов всеобщего управления на основе
качества на металлургических предприятиях............574
Глава 17
ЭКОНОМИКА И УПРАВЛЕНИЕ (ОПЫТ ПРИВАТИЗАЦИИ
ПРЕДПРИЯТИЙ ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ РОССИИ
И ЗА РУБЕЖОМ)
1. Общие принципы приватизации и реструктуризации....581
2. Связь между реструктуризацией и приватизацией.....585
3. Приватизация в России.............................590
4. Приватизация в некоторых странах Западной Европы
и Латинской Америки..................................604
Глава 18
ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ И ЭНЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОБЛЕМЫ
ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
1. Черная металлургия как источник загрязнения
окружающей среды.....................................623
2. Энерго-экологическая оценка металлургического
производства.........................................638
3. Энерго-экологическая оценка производства стали
при максимальном обороте лома......................646
4. Энерго-экологическое качество производства........651
Библиографический список............................659
6
Ушедший XX век, особенно его вторая половина, вошел в
историю как период массового использования ранее неизвес-
тных человечеству и порой просто фантастических материалов.
Пластмассы, керамика, углерод, силикаты, волокна, ком-
позиты, широчайшая гамма цветных металлов, прежде всего
алюминий, титан, магний. Этот неполный перечень в основ-
ных конструкционных материалов может быть бесконечно
продолжен, если дополнить различными функциональными
материалами, такими как полупроводники, диэлектрики,
сверхпроводники, опто-, пьезо-, нано-, и другие материалы.
Не случайно в технической литературе последнего десяти-
летия акцентируется внимание на том, что мы живем в пери-
од бурного развития теоретического и практического матери-
аловедения и уже наступивший XXI век был неоднократно
назван веком новых материалов. Вместе с тем, объективным
остается и то, что главным конструкционным материалов XXI
века, а может быть и всего наступившего тысячелетия оста-
нется сталь.
Сталеплавильное производство при достаточно «почтенном
возрасте» в последнее десятилетие дало десятки новых марок
стали и тем самым решило проблемы надежности и техноло-
гичности для машиностроения и строительства, и других раз-
личных отраслей промышленности.
При ограниченности мировых природных ресурсов устой-
чивое развитие экономики возможно только за счет неуклон-
ного снижения ее ресурсоемкости. Чтобы повышать надеж-
ность и долговечность машин и сооружений при понижении
их металлоемкости и трудоемкости изготовления, необходи-
мо опережающее развитие фундаментальной металлургической
науки, а также соединение информационных технологий в
интегрированные системы управления процессами и каче-
ством продукта.
7
Бурные дискуссии по экологическим проблемам показали,
что черная металлургия является уникальной отраслью, обес-
печивающей практически завершенный рециклинг своих ос-
новных продуктов и кроме того способной с пользой утили-
зировать отходы других отраслей и производств.
Металлургическая отрасль в целом и черная металлургия в
частности является стратегическим национальным ресурсом.
Забота о конкурентоспособности ее продукции на основе при-
менения высоких технологий, создание благоприятного инно-
вационного климата — эти и другие факторы гарантируют го-
сударству в широких масштабах занятость высококвалифици-
рованных специалистов на привлекательных видах трудовой
деятельности и приумножение национального богатства в этом
активном секторе экономики.
Среди основных направлений развития отрасли ведущая
роль принадлежит созданию и внедрению эффективных про-
цессов внедоменного получения углеродистого полупродукта,
малоотходных экологически чистых ресурсосберегающих тех-
нологий выплавки стали со сверхнизким содержанием вред-
ных примесей, использованию литейно-прокатных модулей,
строительству электросталеплавильных комплексов (мини-заво-
дов) нового поколения с широким применением автоматизи-
рованных систем и компьютерным управлением всеми произ-
водственными процессами, внедрению так называемых «без-
людных» технологий.
Предлагаемая читателю книга характеризуется рядом осо-
бенностей. Здесь нет систематического изложения технологии
производства стали, поскольку она дается в соответствующих
учебниках по дисциплинам учебного плана. Цель предлагае-
мого пособия — дать анализ современного состояния вопро-
сов производства стали, показать основные направления рес-
труктуризации металлургии, рассмотреть научно-технологичес-
кие перспективы развития отрасли на базе отечественных
разработок металлургической науки по созданию инноваци-
онных и информационных технологий. Достаточно полно в
книге описан зарубежный опыт создания и внедрения техно-
логий, характеризующихся высокими показателями по управ-
лению и экономике. В основе предлагаемого труда лежит ми-
ровой опыт и достижения металлургов стран СНГ.
8
Книга является коллективным трудом большой группы
специалистов, представляющих собой научные школы Мос-
ковского государственного института стали и сплавов (техно-
логического университета), Национального технического уни-
верситета Украины «Киевского политехнического института»,
Национальной государственной металлургической академии
Украины (г. Днепропетровск) и Приазовского государствен-
ного технического университета (г. Мариуполь). Авторы бу-
дут признательны за все замечания и предложения по нашей
работе.
•Higgwm^waw^
ПРОИЗВОДСТВО « ПОТРЕБЛЕНИЕ
0CHOBHWX MOK? P ¥КЦ ИО ИНЫХ
И А ТЕРЗАЛО В
I. CM*«ы производства « ичтреб-
ЛвЗШЯ ОСЙйвНЫХ KOftcmpytOHtOHHktX
материалов
2. Ипжжкериа-техяипеекжв
аявц twynepatuo^ и в^лцеям
ЖЖШЖЯ1
3. Зконамнчесжая оцеЗМ ис/Змив”
вашзя материалов
4. Экомгвпческаа еи/епкл првизвее^
стлв и и£палбзорряцр мазндри^юв
5. Прогноз pO3fiaJftua лрвазз^дсПзва»
m»fnpa6.ifuii№ и рынка
дымных материалов
1. ОБЪЕМЫ ПРОИЗВОДСТВА И ПОТРЕБЛЕНИЯ
ОСНОВНЫХ КОНСТРУКЦИОННЫХ МАТЕРИАЛОВ
Среди множества конструкционных материалов можно выделить
главные, обладающие комплексом наиболее важных физико-технических
свойств, удовлетворяющих экономическим требованиям и имеющих наи-
более широкую область применения. Одним из таких материалов являет-
ся прежде всего сталь, наиболее полно отвечающая указанным требова-
ниям. Именно этим объясняется ее исключительно важная роль в разви-
тии производительных сил и создании материальной базы человечества. На
рис. 1.1 приведен график изменения индексов мирового производства ста-
ли и мирового промышленного производства [1]. Совпадение этих индек-
сов показывает, что сталь, начиная с 70-х годов XIX столетия и до наших
дней, является базовым конструкционным материалом всего промышленно-
го производства и можно прогнозировать, сохранит свою роль в будущем.
Значение других материалов можно оценить по рис. 1.2, где, по дан-
ным английских исследователей, на логарифмической шкале показано раз-
витие объемов производства главных конструкционных материалов в мире
почти за два века [2]. Видно, что после 70-х годов прошлого века, когда
началась выплавка стали, а господствующим материалом был чугун, ее
производство начало быстро развиваться и к началу нынешнего века объе-
мы их производства почти сравнялись. При этом нужно учитывать, что
основная часть чугуна перерабатывалась в сталь. «Его значение как конеч-
ного продукта резко снизилось, а
значение стали несопоставимо воз-
росло. Затем, как показывают объе-
мы производства, сталь стала глав-
ным массовым конструкционным
материалом человечества. Правда, в
60-е годы масса производимого це-
мента достигает объемов выплавля-
емой стали, а затем и превосходит
их. Но все же области их примене-
ния разные. Поэтому положение
стали как основы промышленного
производства не изменилось.
Рис. 1.1. Индекс I мирового производства
стали и промышленного производства с
1800 по 1980 гг. (1913 г. принят за 100):
1 — промышленное производство;
2 — производство стали
11
Приведенный график показывает также беспрецедентно быстрое разви-
тие производства пластичных масс и алюминия. Начавшись в 20—30-х го-
дах оно к 90-м годам превзошло производство всех старых традиционных
материалов, кроме цемента и стали.
Большинство прогнозов развития мирового промышленного производ-
ства сохраняет за сталью ее значение. Однако есть и другие мнения, счи-
тающие вероятным развитие процесса замены стали цветными металлами,
пластмассами и композиционными материалами. В настоящее время объе-
мы производства этих материалов в ведущих индустриальных странах до-
стигли уровня, показанного в табл. 1.1. Так как распад СССР и последу-
ющий экономический кризис искажают общие закономерности научно-
технического развития, то в табл. 1.1 приведены и анализируются данные
начала 90-х годов. Они показывают, что сталь, мировое производство ко-
торой в 1990 г. достигло 769 млн.т, а в 1999 г. составило 752 млн.т, бе-
зусловно, является главным массовым конструкционным материалом, на
котором основано все промышленное производство. Это подтверждается
и тем, что, если ее душевое потребление в мире составляет сейчас около
145 кг на душу, то в развитых
индустриальных странах оно до-
стигает 500, 600 и даже 800 кг в
год на человека. Эта величина
уже давно является показателем
индустриального развития госу-
дарства и будет сохранять это
значение в будущем. К началу
90-х годов самыми крупными
производителями стали были
СССР (160 млн.т в год), Япония
(НО млн.т) и США (87 млн.т).
Но за последние годы произош-
ли существенные изменения.
Разрушение экономической сис-
темы СССР привело к резкому
снижению производства стали,
которое в 1999 г. в СНГ соста-
вило 73 млн.т, в том числе в
Рис. 1.2. Мировое производство мате-
риалов для промышленности с 1820
по 1980 гг.
12
Таблица 1.1. Показатели производства и потребления основных конструкционных материалов в промышленно развитых странах
(1990 г.)1
Страны Сталь Алюминий Пластмассы Цемент
1 3 4 1 2 3 4 5 6 1 2 3 4 1 2 3 4
Мир 769 145 — 18,2 2,4 3,4 — — — 88,0 11,4 16,4 — 1200,0 150,1 227 —
СССР 160 534 534 2,3 1,5 8,0 8,0 100 1,5 4,5 5,0 16 16 135,0 85,0 475 475
Япония ПО 882 720 2,1 2,3 17,5 29,5 59 4,1 13,0 11,0 102 95 84,4 76,7 684 684
США 87 348 408 4,1 4,7 16,4 26,0 63 6,4 30,0 34,0 118 ПО 75,0 86,0 302 302
Китай 61 55 64 0,5 0,8 0,4 0,4 100 0,7 2,4 5,0 2 3 203,0 333,0 181 181
ФРГ 38 630 717 0,9 2,0 15,0 28,3 53 3,9 9,3 25,0 152 140 30,3 80,0 496 496
Франция 19 337 428 0,5 2,2 9,0 17,5 51 4,1 4,3 23,0 76 75 27,0 142,0 478 478
Обозначения: 1 — объем производства, млн.т; 2 — объем производства,% к производству стали (масс.); 3 — удельное произ- водство, кг/душу; 4 — удельное потребление, кг/душу; 5 — доля алюминия собственного производства в общем потреблении,%; 6 — удельное потребление алюминия,% к удельному потреблению стали (масс.).
ы
'F-г.
России 45, Украине 25 и Казахстане 3 млн.т. В эти же годы Китай бы-
стро развивал свою металлургию и в 1999 г. выплавил НО млн.т стали.
Но удельное потребление стали, определяемое как производством, так и
экспортом-импортом, было самое высокое в Японии, бывшем СССР и
ФРГ (720...430 кг на душу).
Мировое производство первичного (производимого из минерального сы-
рья) алюминия в 1990 г. достигло 18,2 млн.т, что составляет около 2,4%
от массы выплавленной стали и сохраняется на этом уровне. Наиболее
крупными производителями алюминия сейчас являются США, Россия,
Канада и Япония, а наиболее высокое его удельное потребление — в
Японии, ФРГ, США и Франции (29,5...17,5 кг на душу). Важно отметить,
что развитые страны сами производят только 50...60% потребляемого алю-
миния ввиду больших вредных выбросов при его производстве и высоких
действующих экологических требований.
Хотя крупное промышленное производство пластмасс началось только
в 30-х годах, развивалось оно очень быстро и к 1990 г. достигло объема
в 90 млн.т, т.е. почти 18% от выплавки стали. Самым крупным произво-
дителем пластмасс являются, млн.т в год: США — около 90, Япония —
13,0, ФРГ — 10,0. Доля этих стран в мировом производстве составляет
почти 60%. Оценивая эти показатели, нужно учитывать, что пластмассы
имеют специфическую область применения и ввиду полной несопостави-
мости со сталью по прочности, температуростойкости и другим свойствам
не могут рассматриваться как ее заменитель.
Цемент является единственным материалом, объем производства кото-
рого уже давно превысил объем выплавки стали. К 1999 г. его мировое
производство составило около 1500 млн.т, т.е. почти в два раза больше,
чем стали. Больше всех его производит Китай — более 200 млн.т в год,
СССР (до начала кризиса) — около 135, в то время как Япония — около
85, США — 75, ФРГ и Франция — по 30 млн.т. Это показывает, что раз-
витые страны не отличаются большим производством цемента, что опре-
деляется не малым объемом строительства, а широким использованием
металлических конструкций, железобетона и других материалов.
Сравнительная оценка динамики развития производства основных кон-
струкционных материалов приведена на рис. 1.3, где показаны индексы
объемов их производства в процентах от производства стали и индексы
двух объемов (1970 г. принят за 100%). Видно, что за двадцать лет про-
изводство пластмасс возросло почти в три раза, но его объем (по массе),
выраженный как процент от массы произведенной стали, повысился толь-
ко с 5 до 12%. Медленнее возрастала выплавка алюминия: она увеличи-
лась только в 2,2 раза, или с 1,4 до 2,6% от производства стали. Произ-
водство цемента по отношению к стали за этот период возросло в два
14
Рис. 1.3. Объемы мирового производства
альтернативных материалов (в процентах
от производства стали) и индексы этих
объемов (1970 г. принят за 100%):
1 — пластмасса; 2 — цемент; 3 — алюми-
ний; 4 — сталь
раза: со 100 до 150% от выплавки
стали. Но такое быстрое развитие
производства этих материалов не
отразилось на увеличении выплав-
ки стали, которая за этот период
увеличилась на 25...30%. Это дока-
зывает, что каждый из этих мате-
риалов имеет свои области приме-
нения, и взаимозамена их, если и
происходит, то в небольших масш-
табах. Причем это характерно для
стран с низким удельным потреб-
лением стали.
Для характеристики этих про-
цессов в табл. 1.2 приведены ин-
Годы
дексы развития производства конструкционных материалов в 1960—1990 гг.
в ведущих индустриальных странах. Они показывают, что если в I960—
1990 гг. в этих странах развитие производства алюминия возросло в 1,7—
4,4 раза (в Японии даже в 16 раз), цемента в 1,2—1,7 раза, то пластмасс
в 10—21 раза. Эти же изменения, выраженные через долю от производ-
ства стали, составили: для алюминия 1,5—3,8 раза, для цемента 0,7—1,7
раза и пластмасс 4,3—12,3 раза. Но при этом росло и производство стали:
Таблица 1.2. Индексы развития производства основных конструкционных материалов в
1960—1990 гг. в развитых странах (1990 г., % к 1960 г.)1
Материал США Япония ФРГ Франция
1 2 1 2 1 2 1 2
Сталь 96 100 500 100 113 100 ПО 100
Алюминий 191 220 1576 316 439 380 168 150
Цемент 134 139 375 75 122 109 189 172
Пластмассы 1052 1076 2145 432 948 845 1228 ИЗО
Обозначения: 1 - индексы объемов производства по массе;
2 — индексы объемов производства, % от производства стали.
15
оно увеличилось на 10...13%, а в Японии даже в пять раз. Таким обра-
зом, несмотря на развитие производства этих материалов, сталь сохрани-
ла свое значение как основа промышленного производства.
Это доказывается и тем, что страны с наиболее высоким удельным по-
треблением стали имеют и наиболее высокое потребление других матери-
алов. Например, Япония и ФРГ, отличающиеся высоким удельным рас-
ходом стали, характеризуются и самыми высокими расходами других ма-
териалов. В то же время США и Франция при более низких удельных
расходах стали (определяемой структурой промышленного производства)
тратят меньше и других основных материалов. Экономика бывшего СССР
отличалась высоким удельным потреблением стали, низким — алюминия
и недопустимо низким использованием пластмасс.
Эти сравнения показывают, что развитие производства главных кон-
струкционных материалов определяется областями их применения, кото-
рые формируются структурой промышленного производства. Взаимозаме-
на этих материалов на объемы их производства практического влияния
не оказывает.
2. ИНЖЕНЕРНО-ТЕХНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА
МАТЕРИАЛОВ И ОБЛАСТИ ПРИМЕНЕНИЯ
Область применения и масштабы использования конструкцион-
ных материалов определяются их инженерно-техническими свойствами и
экономическими и экологическими показателями их производства и при-
менения. Рассмотрим, прежде всего, влияние инженерно-технических
свойств. Оно определяется тем, насколько они отвечают требованиям ре-
шения поставленной технической задачи и организации современного про-
мышленного производства. По опыту предприятий, конструкторских и ис-
следовательских организаций и состоянию рынка материалов основное
значение придается механическим (прочность, упругость, деформируемость,
жесткость) и термическим (температуроустойчивость) свойствам. Это имен-
но те свойства, по которым сталь превосходит другие материалы. Кроме
того, в отдельных случаях важное значение может иметь плотность (удель-
ная масса), коррозионная стойкость, возможность формообразования и ряд
других свойств.
Общая характеристика свойств разных групп материалов по результа-
там одного из исследований приведена на рис. 1.4. Он показывает, что
разная физическая природа групп материалов определяет существенное
различие их свойств [3; 4]. Отмечается оно, прежде всего, по прочности,
16
Рис. 1.4. Зависимость нормализованной прочности (cs/E)
и модуля упругости (£) от нормализованной вязкости
(cs/EA), где о — вязкость разрушения, А — атомный ра-
диус для конструкционных материалов различных типов:
1 — металлы и сплавы; 2 — полимеры; 3 — композиты;
4 — керамика
упругости и вязкости. Металлы, обладающие
высокой вязкостью разрушения, имеют более
высокий модуль упругости. Однако они уступа-
ют керамике по нормативной прочности. Эти
различия затрудняют замену одного материала,
например металла, другим, скажем полимером.
Значение конструкционного материала мож-
но определить и по его положению на всем
диапазоне определенных свойств материала.
Например, доказательством уникальных качеств
стали является ее место во всем спектре меха-
нических и термических свойств, приведенных
ниже:
Плотность, г/см3 0,5(7) 7,8-7,9(2) 22,5(3)
Предел прочности при растяжении, Н/мм2 10(4) 440-2100(2) 4800(5)
Вязкость разрушения (коэффициент Ирвина), МНм 3/2 0,2(6) 140-220(2) 350(7)
Коэффициент термического расширения, 10~6/К 0,5(<S) 10—20(2) 250(9)
Теплопроводность, Вт/(м • К) 0,1(7) 15-60(2) 350(70)
Температура плавления, К 365(77) 1570-1800(2) 3925(72)
Примечание: 1 — древесина; 2 — сталь; 3 — осмий; 4 — свинец; 5 — стеклово-
локно; 6 — цемент; 7 — никель; 8 — стекло; 9 — полиэтилен; 10 — медь; 11 — поли-
винилхлорид; 12 — графит.
При достаточно высокой прочности сталь имеет широкий диапазон
по этому показателю, высокую температуру плавления, низкую теплопро-
водность, высокую вязкость разрушения [5]. Но особенно важным пре-
имуществом стали является возможность расширения диапазона нужных
свойств за счет изменения ее химического состава, термической обработ-
ки, придания определенной структуры, возможности формообразования
изделия в жидком и пластическом состоянии и соединения сваркой.
Л S (С ЗЛу 17
Сравнение инженерно-технических свойств массовых конструкционных
материалов показывает также, что принципиальное различие их свойств,
определяемое физической природой каждого материала, делает их взаи-
мозамену технически затруднительной, а во многих случаях и просто не-
возможной. Более целесообразно использование каждого материала в той
области, где требуются инженерно-технические свойства данного матери-
ала. Практика промышленного производства, прежде всего машинострое-
ния, подтверждает это положение.
Необходимо отметить, что реальная эффективность замены одного ма-
териала другим существенно отличается от формальной, полученной про-
стым сравнением этих свойств. Это объясняется необходимостью оцени-
вать влияние не одного какого-либо свойства, а сочетание нескольких из
них. Например, замена стали алюминием по формальным расчетам по-
зволяет снизить массу детали на 63%, а необходимость сохранения рав-
ной ударной нагрузки и жесткости снижает эту величину до 50%. Исполь-
зование стеклопластиков должно снизить массу изделия на 81%, а необ-
ходимость сохранения жесткости позволяет снизить ее только на 25%.
Опыт машиностроения показывает, что теоретически возможный эффект
замены одного материала другим в реальных условиях снижается на
10...90%, но в большинстве случаев на 40...50%.
Вот почему несмотря на многочисленные попытки расширить исполь-
зование различных материалов сталь сохранила за собой позиции и про-
должает оставаться главным конструкционным материалом. Это объясня-
ется и тем, что физическая природа строения металлов и сплавов позво-
ляет непрерывно их совершенствовать, придавать новые уровни и новые
сочетания свойств. Кроме того, развивающееся в настоящее время исполь-
зование металлопродукции с защитными покрытиями, биметаллических
материалов, совершенствование техники сталеплавильного производства,
выплавка сталей низколегированных, высокопрочных, коррозионностойких
и жаростойких и с другими необходимыми свойствами открывает новые
возможности стали как конструкционного материала будущего [6, с. 5—10;
82-86; 159-162].
3. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА
ИСПОЛЬЗОВАНИЯ МАТЕРИАЛОВ
Оценка использования конструкционных материалов показыва-
ет, что масштабы и объемы производства конкретного материала опре-
деляются в конечном счете не только инженерно-техническими свойства-
ми, а также технико-экономической эффективностью его применения.
18
Для доказательства этого положения оценим экономическую целесооб-
разность замены одного материала другим, например стали альтернатив-
ными ей материалами.
Для сохранения стоимости изделия из нового материала должна соблю-
даться зависимость:
Д€= Цзм, (1.1)
где Цс и Ц3 — цены материала основного (в данном случае стали) и за-
меняющего соответственно; М — масса изделия из заменителя, выражен-
ная в долях единицы от массы изделия из исходного материала, для ко-
торого М = 1,0.
Зависимость (1.1) можно выразить как \/М = Ц3/Ц& отношение цен
заменителя и стали обозначить как а = Ц3 : Цс
Зависимость отношений цен материалов а от массы изделия можно по-
казать в виде графика. Для условий, когда плотность заменителя ниже,
чем исходного материала, эта зависимость выражена кривой А на рис. 1.5.
Она показывает, что допустимое отношение цен заменителя и основного
материала возрастает по мере снижения массы изделия вначале незначи-
тельно, а затем более резко. Например, при снижении массы изделия на
50% цена заменителя должна быть не более чем вдвое выше, чем цена
стали. При облегчении изделия на 90% (М = 0,1) цена заменителя может
превышать цену стали в десять раз.
Из данных об экономической оценке замены стали как самого массо-
вого материала ее возможными заменителями по опыту промышленности
Рис. 1.5. Показатели экономичности заме-
ны стали альтернативными материалами в
машиностроении США в 80-е годы, Рос-
сии и Украины (А — линия равной сто-
имости материалов):
1 — углеродное волокно стоимостью
6 долл/фунт по сравнению со сталью;
2 — кованый алюминий по сравнению с
мягкой сталью; 3 — кованый алюминий по
сравнению с высокопрочной сталью;
4 — алюминий по сравнению с чугуном;
5 — углеродное волокно по сравнению со
сталью; 6 — магний по сравнению с алю-
минием; 7 — высокопрочная сталь в срав-
нении с мягкой сталью; 8 — алюминий по
соотношению мировых цен, 1995 г.;
9 — алюминий, по ценам России, 1995 г.;
10 — алюминий, по ценам Украины, 1995 г.
19
'ШЫЯц
США в 80—90-х годах, расширенному за счет показателей по России и
Украине за 90-е годы (рис. 1.5) [7], видно, что по чисто экономическим
соображениям, ни один из конкурирующих со сталью материалов пока
сравниться с ней не может. Замена стали алюминием может быть оправ-
дана экономически только при снижении его цены в 3,0—4,0 (для мягкой
стали) и в 2,5—3,0 раза (для высокопрочной стали). Уточнение этих ре-
зультатов по ценам середины 90-х годов показало, что такая замена стала
еще более неэффективной, поскольку требовала снижения цены алюминия
в 6,0—8,0 раз. В России экономический кризис указанное соотношение цен
алюминия к стали повысил с 4,3 до 14,3, на Украине с 4,0 до 8,0—10,0 раз.
Все приведенные данные показывают, что использование альтернатив-
ных стали материалов целесообразно только в том случае, если опреде-
ляющим условием является не экономическая целесообразность, а реше-
ние каких-то функциональных для данного изделия задач (снижение
массы, жаростойкость, износостойкость, особо высокая прочность, тех-
нологичность производства и др.). Для решения же инженерных задач,
которые требуют использования массовых материалов, наиболее перспек-
тивным заменителем стали является только сталь более высокого качества.
Кроме экономичности использования конструкционного материала важ-
нейшими его характеристиками являются наличие и цена исходного сы-
рья для его производства и энергоемкость этого производства. Оценим,
прежде всего, энергоемкость.
Потребление энергии для производства разных групп материалов [4]
приведено ниже, МДж/кг:
Алюминий (полуфабрикат):
первичный алюминий (из бокситов) 160...240
вторичный алюминий (переплав лома) 12...20
Пластмассы (гранулы, например,
поливинилхлорид, полиэтилен) 45...70
Сталь (заготовка):
кислородно-конвертерная (на базе руды) 16...27
электросталь (на базе скрапа) 10... 18
На основании этих данных можно считать, что удельные (масс.) затра-
ты энергии для производства разных групп материалов превышают этот
показатель для стали, число раз:
Кислородно-конвертерная Электросталь
сталь
Алюминий первичный 9,3 14,3
Алюминий вторичный 0,7 1,1
Пластические массы 2,7 4,1
20
' ч ...... ., Ла^Жд..»; ?:" •? :••> ’ л!Гу -^ у ,5- *..»< 4 '/>•; <.г — у Г ' и>. . >Г '-J- >::>• >: ”
Из приведенных данных следует, что энергоемкость производства едини-
цы массы первичного алюминия превышает эту величину для кислородно-
конвертерной стали в 6—15 раз, составляя в среднем 9,3 раза. По сравне-
нию с электросталью этот показатель повышается до интервала в 9—24 раза
и средней величины в 14 раз. Использование вторичного алюминия делает
эти затраты почти одинаковыми, но нужно учитывать резкое снижение его
качества, ограничивающее его применение. Таким образом, энергоемкость
(по массе) производства первичного алюминия по крайней мере в 10—14
раз больше, чем стали. Для пластмасс это превышение составляет 3—4 раза.
Полное сравнение материалов требует составления удельных показате-
лей не только по массе, но и по объему.
Энергоемкость производства разных материалов [7] приведена ниже,
ГДж/м3 (индекс по отношению к углеродистой стали):
Углеродистая сталь 452 (1,0) Титан и сплавы 2542 (5,6)
Нержавеющая сталь 855 (1,9) Полиэтилен 73 (0,2)
Алюминий и сплавы 783 (1,7) Углепластик 6000 (13,3)
Удельные показатели по объему показывают преимущество стали пе-
ред другими материалами. И только низкая плотность пластмасс делает
их менее энергоемкими, чем сталь. Это, однако, может иметь только фор-
мальное значение ввиду полной несопоставимости их свойств.
4. ЭКОЛОГИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ПРОИЗВОДСТВА
И ИСПОЛЬЗОВАНИЯ МАТЕРИАЛОВ
Современный этап промышленного производства характеризуется
непрерывным повышением экологических требований, в том числе к про-
изводству и использованию конструкционных материалов. Это выражает-
ся в расширении и ужесточении законодательных требований к промыш-
ленным предприятиям, повышении штрафов за их нарушения, ограни-
чении и даже запрещении отдельных производств и использования
некоторых материалов и др. В связи с этим при оценке использования
того или иного материала или замене одного из них другим значение эко-
логической целесообразности в общей оценке этих решений постоянно
возрастает, а в некоторых случаях может иметь главное значение. Но в
любом случае такое решение должно отвечать действующим законодатель-
ным нормам по этому вопросу.
Экологические требования к конструкционным материалам можно раз-
делить на три группы: медико-санитарные; требования к технологии про-
21
изводства данного материала и требование возможности многократного
повторного использования этого материала (способность к рециклингу).
Медико-санитарные требования относятся главным образом к материалам,
применяемым при изготовлении оборудования для медицинской и пищевой
промышленности, тары и упаковки продуктов питания, складского оборудо-
вания и др. Ввиду специфичности эти требования здесь не рассматриваются.
Во второй группе требований главным является количество и состав
выбросов предприятий, производящих конструкционные материалы. Наи-
более неблагополучно по этому показателю — производство алюминия,
которое отличается не только самыми высокими удельными значениями
выбросов, но и их составом. Они содержат кроме обычных оксидов угле-
рода еще и очень опасные фторсодержащие вещества.
Поэтому по экологичности производства сталь имеет огромное преиму-
щество перед алюминием. В развитых странах в последнее время законо-
дательно вводятся резкие ограничения на объем и состав производствен-
ных выбросов в атмосферу, что требует больших дополнительных затрат
или даже закрытия отдельных предприятий. В связи с этим, по крайней
мере с 70-х годов, наблюдается явная тенденция выноса производства алю-
миния из развитых стран. Если еще в 50-е годы здесь доля собственного
алюминия в общем его потреблении составляла около 100%, то сейчас она
снизилась до 50...60%. Необходимо отметить, что распад СССР и занятие
иностранными фирмами в алюминиевой промышленности России и Ук-
раины ведущего положения сделали их главными поставщиками необра-
ботанного алюминия в западные страны. Прогнозируя этот процесс, мож-
но считать, что в ведущих индустриальных странах производство первич-
ного алюминия будет постепенно сокращаться, а новое его производство
будет размещаться в экономически зависимых странах.
Третья группа требований характеризует способность материалов к мно-
гократному повторному использованию без получения каких-либо отходов,
загрязняющих или загромождающих окружающую среду. Сейчас уже не
вызывает сомнений, что любой материал массового применения может
иметь будущее только в том случае, если его производство, использова-
ние и утилизация составляют замкнутый цикл или, по крайней мере, при-
ближаются к нему.
Количественно этот процесс можно оценить коэффициентом рецир-
куляции Кр, показывающим долю материала, который используется вто-
рично после окончания службы первичного изделия. Самое высокое зна-
чение этого коэффициента у черных металлов, в том числе стали. Толь-
ко организационные причины снижают значение Кр до 60...90%. Сбор и
использование лома черных металлов являются важной подотраслью ме-
таллургии, а некоторые ее технологии позволяют работать на одном ломе.
22
Возможность повторного использования других материалов несопоста-
вимо ниже, чем стали. Рециркуляция алюминия резко ограничивается
крайне низким качеством вторичного, т.е. полученного из лома и сильно
загрязненного металла. Несмотря на постепенный рост его производства
такой алюминий в общей массе его производства составляет всего около
20%, а в промышленно развитых странах — до 30...40%. Развитие рецир-
куляции алюминия ограничивается также трудностями сбора алюминие-
вого лома, загрязнением его разными примесями. Поэтому даже в про-
мышленно развитых странах степень его утилизации не превышает 30%.
Для оценки пластмасс как конструкционного материала с точки зре-
ния экологичности важно прежде всего то, что сырьем для их изготовле-
ния являются дорогие и дефицитные нефтепродукты и природный газ, а
также наличие вредных выбросов в этом производстве. Кроме того, пла-
стмассы имеют свойство «стареть», т.е. терять необходимые служебные
свойства в процессе эксплуатации. Но главным экологическим недостат-
ком пластмасс является отсутствие технологии для организации их рецир-
куляции или, по крайней мере, для безопасной утилизации и недопуще-
ния загромождения окружающей среды. В связи с этим пока доля повтор-
но используемой пластмассы не превышает 10% и не имеет перспектив
на повышение.
Оценивая экологичность применения цемента, следует отметить, что он
является материалом одноразового пользования. Его повторное использо-
вание не только технологически невозможно, но и требует затрат труда
на обработку и захоронение. В то же время его преимуществом является
долговечность изделий и сооружений.
Исследования показали, что в середине 90-х годов коэффициенты ре-
циркуляции для основных материалов составляли, %: черные металлы — 55;
алюминий — 27; стекло — 45; пластмассы — 10; бумага — 35.
К этим данным нужно добавить, что новые, так называемые функци-
ональные материалы, разрабатываемые для решения специальных задач
(композиты, стекловолокно, керамика, углеродистые волокна и др.), во-
обще являются материалами одноразового пользования.
5. ПРОГНОЗ РАЗВИТИЯ ПРОИЗВОДСТВА, ПОТРЕБЛЕНИЯ
И РЫНКА КОНСТРУКЦИОННЫХ МАТЕРИАЛОВ
Анализ развития экономики и направлений научно-технического
прогресса как в отдельных странах, так и в мире в целом показывает, что
в обозримом периоде производство и потребление конструкционных ма-
териалов будет определяться прежде всего следующими факторами:
23
1) оно будет непосредственно зависеть от общего развития экономики,
промышленного производства и его отдельных отраслей. При этом будет
наблюдаться непрерывная конкуренция материалов в области их исполь-
зования в определенных отраслях промышленности или отдельных видах
производства. Основой такой конкуренции будет постоянное совершен-
ствование служебных свойств этих материалов, экономической эффектив-
ности и экологической безопасности их использования;
2) все проблемы развития производства отдельных материалов или за-
мены их другими будут решаться исходя из необходимости снизить энер-
го- и материалоемкость их производства при использовании менее дефи-
цитного сырья.
Прогнозируя развитие этих процессов, нужно учитывать, что распрост-
раненная в 60—70-е годы точка зрения о предстоящей замене стали алю-
минием, пластмассами и железобетоном и сокращении в связи с этим вып-
лавки стали не оправдалась. Производство цемента уже превышает 150%
от выплавки стали, но ввиду несопоставимости свойств этих материалов
это не ведет к сокращению ее производства. Оптимистические прогнозы о
замене стали алюминием были «приземлены» экономическими трудностя-
ми, высокой энергоемкостью его производства, низкой степенью рецирку-
ляции, большими вредными выбросами алюминиевых заводов. Для пласт-
масс определилась своя область использования, которая к стали никакого
отношения не имела.
Это доказывает, что каждый из материалов имеет свои, наиболее ра-
циональные области использования, которые определяются их служебны-
ми свойствами.
Как показывает опыт, главными из них являются прочность, жесткость,
износоустойчивость, температуростойкость, плотность, коррозионная стой-
кость, трудоемкость формообразования и обработки, способность к соеди-
нению и др. Не менее важны цена и экономическая эффективность ис-
пользования материала, энергоемкость производства, наличие исходного
сырья, долговечность работы изделия. Наконец, решающим может быть
экологичность производства и службы изделия, а для массовых материа-
лов — их цена.
В настоящее время эти области применения уже определились. Сталь яв-
ляется основным материалом в машиностроении, станкостроении, производ-
стве военной техники, транспортных средств, строительных конструкций,
производстве оборудования для пищевой промышленности, упаковочных ма-
териалов и др. Алюминий, отличающийся низкой плотностью, наиболее
широко применяется при производстве транспортных средств, строитель-
ных конструкций, упаковочных материалов, в электротехнической про-
мышленности. Пластмассы получили широкое применение при производ-
24
стве упаковочных материалов, мебели, пищевого оборудования и посуды,
электротехнических изделий, бытового оборудования и для других целей.
Дальнейшее развитие производства и технический прогресс будут посте-
пенно вносить изменения в эти области. Причиной этого будет конкурен-
ция разных материалов, прежде всего стали и алюминия, и появление новых
отраслей техники и промышленности, требующих новых материалов; раз-
работка материалов с новыми свойствами; достижения науки в полном ис-
пользовании возможностей физико-химической структуры материалов.
Таким образом, все массовые конструкционные материалы имеют сфор-
мировавшиеся устойчивые области использования, которые в основном не
совпадают. В некоторых случаях возможно использование для одних и тех
же целей нескольких материалов, что создает их конкуренцию, приводя-
щую к повышению их качества и эффективности применения. В подав-
ляющем большинстве отраслей промышленного производства базовым мас-
совым конструкционным материалом остается сталь, обладающая широ-
ким диапазоном технических свойств и высоким по отношению к
конкурирующим материалам уровнем. Дополнительное и значительное пре-
имущество стали в экономическом и экологическом отношении и боль-
шие возможности повышения ее качества приводят к выводу, что она
сохранит свое значение главного конструкционного материала на обозри-
мый период. Прогнозы о развитии процессов замены стали другими ма-
териалами при массовом использовании ошибочны.
Необходимо отметить, что объемы производства и потребности экспорта
и импорта главных конструкционных материалов и состояние рынка этих
материалов в отдельных странах будут определяться прежде всего уровнем
их экономического развития. Так, в развивающихся странах основным кон-
струкционным материалом будет цемент, а потребление стали, алюминия и
пластмасс будет низким. В развитых странах, наоборот, при низком и даже
сокращающемся потреблении цемента будет расти применение пластмасс,
а в некоторых странах — алюминия. Удельное потребление стали будет
сохраняться на достигнутом уровне. При этом импорт готовой стали и
проката из других стран будет ограничиваться, а ввоз металлического лома
поощряться; его доля в шихте металлургических агрегатов будет возрас-
тать. Мировое производство стали будет возрастать, прежде всего в Ки-
тае, странах с переходной экономикой и развивающихся. Причиной этого
будет как рост внутреннего потребления, так и возможность экспорта. Эти
изменения определят структуру рынка стали как мирового, так и в от-
дельных странах. Производство первичного алюминия в развитых странах
может даже сокращаться при расширении его выплавки в развивающихся
странах, имеющих сырье и электроэнергию. Производство пластмасс бу-
дет постепенно возрастать, прежде всего в США, Японии и Франции.
25
МИРОВОЙ РЫИОК СТАЛИ
1. ПРОИЗВОДСТВО СТАЛИ
В XX в. мировой объем производства стали увеличился с 28,3 до
~800 млн.т, т.е. в 28 раз (рис. 2.1). Прошедшие 100 лет можно разделить
на несколько периодов. В течение четверти века между двумя мировыми
войнами (с 1916 по 1940 гг.) общий объем производства стали в мире уве-
личивался умеренными темпами: с 78,2 до 140,5 млн.т, т.е. в 1,8 раза.
За четверть века после Второй мировой войны (с 1946 по 1970 гг.)
объем производства стали увеличивался очень высокими темпами: с 112,2
до 595,1 млн.т, т.е. более, чем в пять раз. Высокие темпы увеличения
объема производства сохранялись до 1974 г., т.е. до конца первого этапа,
когда мировая выплавка стали впервые достигла 700 млн.т. При этом доля
непрерывной разливки стали в мире составляла в 1974 г. лишь около 12%.
Начиная с середины 70-х годов в мире все более высокими темпами
возрастает объем разливки стали на МНРС. Это явилось одной из важ-
нейших причин того, что темпы наращивания мирового объема производ-
ства стали резко снизились — за последнюю четверть века он увеличился
лишь примерно на 20%. Однако именно в этот период, и особенно в
1990—1999 гг., в мире произошли значительные изменения структуры про-
изводства стали, потребления готовой стальной продукции и торговли ме-
таллопродукцией между отдельными странами и регионами. Резко изме-
нилась роль на мировом рынке стали стран бывшего СССР и прежде
всего России.
Уже на протяжении ряда лет, начиная с 1994 г., Россия занимает ве-
дущее место среди крупнейших в мире стран-экспортеров металлопродук-
ции. При этом на экспорт направляется около двух третей производимо-
го в стране стального проката.
При анализе развития мирового рынка стали применялась следующая
группировка стран и регионов мира [1]:
1) промышленно-развитые страны Западной Европы, Северной Америки
(США и Канада), Океании (Австралия и Новая Зеландия), Япония и ЮАР;
2) страны Восточной Европы,
включая бывш. СССР;
3) страны Африки (за исклю-
чением ЮАР), Ближнего Востока
и Латинской Америки;
Рис. 2.1. Динамика мирового производ-
ства стали в XX в. (по данным МИЧМ)
В подготовке данной главы к публикации принимал участие к.э.н. А.М. Седых
27
4) КНР;
5) Республика Корея;
6) остальные страны Азии.
В качестве исходной информации для анализа тенденций развития ми-
рового рынка стали использовали данные Международного института чу-
гуна и стали (МИЧМ) [2], Организации по экономическому сотрудниче-
ству и развитию (ОЭСР) [3], Межгосударственного евроазиатского объе-
динения угля и металла, Министерства экономики России и
Национальной программы развития горно-металлургического комплекса
Украины.
В 1997 г. мировое производство стали достигло рекордного уровня 798,8
млн.т, а в 1998 и 1999 гг. оно снизилось по сравнению с этим уровнем
на 2,9% и 1,5% соответственно (табл. 2.1).
В целом за 1990—1998 гг. производство стали в мире увеличилось на
0,7%. Резкое снижение объема производства стали в странах Восточной
Европы (в 1,9 раза) компенсировалось увеличением ее производства в
Азии, Латинской и Северной Америке.
Доля стран первой группы в мировом производстве стали увеличилась
с 50,8 до 51,7%, стран третьей группы — с 6,1 до 8,5%, стран шестой груп-
пы — с 5,1 до 6,5%. Наиболее высокими темпами за этот период увели-
чивалась выплавка стали в Республике Корея и КНР и соответственно их
доля в мировом производстве стали. В то же время доля стран Восточ-
ной Европы в целом, бывшего СССР (и в том числе России) в мировом
производстве стали снизилась в 2,0—2,1 раза.
Динамика объемов производства стали и других характеристик рынка
стали в бывшем СССР за 1985—1999 гг. приведена на рис. 2.2.
Темпы и характер изменения объемов производства продукции в от-
дельных странах СНГ существенно различаются. В 1990 г. металлурги-
ческие предприятия Казахстана, Беларуси, Грузии, Азербайджана, Мол-
довы и Узбекистана были малорентабельными и не располагали необхо-
димыми финансовыми ресурсами для работы в условиях
самофинансирования. Однако эти предприятия существенно различались
по своему техническому уровню. Наиболее современными по производ-
ственной структуре и техническому уровню производства являлись Бело-
русский и Молдавский мини-заводы. Промежуточное положение занима-
ли Карагандинский металлургический комбинат (75% стали выплавляли
в конвертерах) и Узбекский металлургический завод (70% стали выплав-
ляли в 100-т электропечах с разливкой на МНРС). Самыми худшими
потенциальными возможностями располагали Руставский и Азербайджан-
ский металлургические заводы, где производство стали осуществлялось в
мартеновских печах.
28
Таблица 2.1. Производство стали1 (в числителе — в миллионах тонн, в знаменателе —
доля в мировом производстве^)
Регионы, страны 1990 г. 1995 г. 1998 г. 1999 г.
Европа, всего 366,0/47,5 283,9/37,8 281,8/36,3 285,3/36,2
Страны Западной Европы 62,7/21,1 171,0/22,8 177,2/22,8 173,7/22,1
В том числе страны ЕС 136,7/17,7 155,8/20,8 159,9/20,6 155,4/19,7
Страны Восточной Европы, 203,4/26,4 112,9/15,0 104,6/13,5 111,6/14,2
В том числе бывшего СССР 154,4/20,0 78,8/10,5 74,4/9,6 85,3/10,8
Из них:
Россия 89,6/11,6 51,6/6,8 43,8/5,6 51,5/6,5
Украина 52,6/6,8 22,3/3,0 24,4/3,1 26,8/3,4
Казахстан 6,8/0,9 3,0/0,4 3,1/0,4 4,1/0,5
Беларусь 1,1/0,1 0,7/0,1 1,3/0,2 1,3/0,2
Молдова 0,7/0,1 0,7/0,1 0,7/0,1 0,7/0,1
Северная Америка, всего 101,9/13,2 109,5/14,6 113,6/14,6 112,4/14,3
В том числе:
США 89,7/11,6 95,2/12,7 97,7/12,6 96,1/12,2
Канада 12,2/1,6 14,3/1,9 15,9/2,0 16,3/2,1
Океания, всего 7,4/1,0 9,3/1,2 9,6/1,2 8,9/1,1
Латинская Америка, всего 38,5/5,0 47,7/6,4 51,6/6,7 50,9/6,5
Африка, всего 11,1/1,4 10,6/1,4 9,1/1,2 8,7/1,1
В том числе ЮАР 8,6/1,1 8,5/1,1 7,5/1,0 6,9/0,9
Ближний Восток, всего 6,3/0,8 10,4/1,4 12,0/1,6 12,4/1,6
Азия, всего 239,1/31,0 279,0/37,2 298,2/38,4 308,4/39,2
В том числе:
Япония 110,3/14,3 101,6/13,6 93,5/12,1 94,2/12,0
КНР 66,3/8,6 94,0/12,5 114,3/14,7 123,3/15,7
Республика Корея 23,1/3,0 36,8/4,9 39,9/5,1 41,0/5,2
Другие страны 39,4/5,1 46,6/6,2 50,5/6,5 49,9/6,3
Индия 15,0/1,9 20,2/2,7 23,5/3,0 24,3/3,1
Всего в мире 770,3/100,0 750,4/100,0 775,9/100,0 787,0/100,0
1 Показатели в табл. 2.1—2.3, 2.5—2.8 приведены по данным МИЧМ.
29
-'?:?'•: •;;"-Z ,<.«.,-,,......• ..• •,. ,.f,>:
Puc. 2.2. Динамика производствен-
ных мощностей по выплавке стали
(7), производства стали (2), види-
мого потребления (5), экспорта (4)
и импорта (5) металлопродукции в
странах бывшего СССР (по данным
ОЭСР)
Таким образом, все страны СНГ исходя из потенциальных (стартовых)
возможностей осуществления рентабельного в рыночных условиях произ-
водства металлопродукции можно в рассматриваемом периоде времени
условно разделить на три группы (по мере убывания этих возможностей):
1) Беларусь и Молдова; 2) Россия, Украина, Казахстан и Узбекистан;
3) Азербайджан и Грузия.
Средние по группам показатели отношения объемов производства ста-
ли в 1998 г. к уровню 1990 г. характеризуются следующими данными, %:
в первой группе 116,7; во-второй — 47,8 и в третьей — 3,2.
Прирост мирового производства стали в 1999 г. (на 1,4%) был обус-
ловлен в основном увеличением ее выплавки в бывшем СССР (на 14,6%,
в том числе в России на 17,9%) и в КНР (на 7,9%).
Перечень и рейтинг стран — крупнейших производителей стали приве-
дены в табл. 2.2. За 1990—1999 гг. только Индия смогла войти в десятку
этих стран, вытеснив из нее Францию. Резко увеличив производство ста-
ли, подняли свой рейтинг КНР, Республика Корея, а также Бразилия.
Значительно снизили производство стали и свой рейтинг Россия, Украи-
на и Япония. В крупнейших странах ЕС объем производства стали оста-
ется практически стабильным, и лишь Германия смогла повысить свой
рейтинг потеснив Украину.
В начале прошедшего десятилетия (1992 г.) по объему производства
стали в число 20 крупнейших металлургических компаний мира входили
три российских комбината: Магнитогорский (11,9 млн.т) — 5-е место,
Череповецкий (9,9 млн.т) — 11-е место и Новолипецкий (7,2 млн.т) —
19-е место, а также один украинский — Криворожский (8,3 млн.т) — 16-е
место. В 1998 г. в числе крупнейших остался лишь Череповецкий комби-
нат (8,5 млн.т) — 19-е место (табл. 2.3). Кроме него в число крупнейших
компаний входят четыре японские, три американские, две английские, две
китайские (КНР) и по одной компании еще восьми стран мира.
30
Таблица 2.2. Страны — крупнейшие производители стали
Страны 1990 г. 1999 г.
МЛН.Т. рейтинг МЛН.Т рейтинг
КНР 66,3 4 123,3 1
США 89,7 2 96,1 2
Япония 110,3 1 94,2 3
Россия 89,6 3 51,5 4
Германия 44,0 6 42,1 5
Республика Корея 23,1 8 41,0 6
Украина 52,6 5 26,8 7
Бразилия 20,6 9 25,0 8-9
Италия 25,5 7 25,0 8-9
Индия 15,0 12 24,3 10
Франция 19,0 10 20,2 11
Великобритания 17,8 11 16,6 12
Таблица 2.3. Выплавка стали крупнейшими металлургическими компаниями мира
Компания, страна 1997 г. 1998 г.
рейтинг МЛН.Т рейтинг МЛН.Т
Posko (Поско), Республика Корея 2 26,4 1 25,6
Nippon Steel (Ниппон Стил), Япония 1 28,1 2 25,1
Arbed (Арбед), Люксембург 3 18,8 3 20,1
Usinor (Юзинор), Франция 6 16,1 4 18,9
LNM (ЛНМ), Великобритания 10 11,4 5 17,1
British Steel (Бритиш стил), Великобритания 5 17,0 6 16,3
Thyssen Krupp (Тиссен Крупп), Германия 4 17,4 7 14,8
Riva (Рива), Италия 7 14,8 8 13,3
NKK (НКК), Япония 9 12,0 9 11,5
USX (Ю-эс-экс), США 8 12,0 10 11,0
Sail (Саил), Индия 11 10,9 11 10,4
Kawasaki (Кавасаки), Япония 12 10,9 12 10,4
Baoshan (Баошань), КНР 19 8,6 13 9,9
China Steel (Чайна стил), О.Тайвань 18 8,7 14 9,8
Bethlehem Steel (Бетлихем стил), США 14 9,6 15 9,6
Sumitomo (Сумитомо), Япония 13 10,6 16 9,6
ВНР (БХП), Австралия 16 8,9 17 9,2
Nucor (Ньюкор), США 17 8,8 18 8,8
ОАО «Северсталь», Россия 15 8,9 19 8,5
Anshan (Аншань), КНР 20 8,3 20 8,5
31
,'g .'-.
2. ПОТРЕБЛЕНИЕ ГОТОВОЙ СТАЛЬНОЙ ПРОДУКЦИИ
Изменение видимого потребления готовой стальной продукции1
в мировом масштабе является в основном результатом совместного влия-
ния изменения величины производственных мощностей по выплавке ста-
ли, степени их использования и масштабов внедрения непрерывной раз-
ливки стали. В отдельных регионах и странах изменение видимого потреб-
ления металлопродукции связано также с изменением величины экспорта
и импорта металлопродукции.
Укрупненные данные о производственных мощностях по выплавке ста-
ли и коэффициентах их использования приведены в табл. 2.4. В 1998 г.
мировые производственные мощности увеличились по сравнению с 1990 г.
примерно на 11%. Средний коэффициент их использования снизился с
80,3 до 72,8%. Динамика мировых производственных мощностей за
1985—1999 гг. приведена на рис. 2.3.
В странах первой группы (без учета ЮАР) производственные мощно-
сти за 1990—1997 гг. возросли на 5,4%, а средний коэффициент их ис-
пользования повысился с 79,1 до 79,5%. Доля этих стран в мировых про-
изводственных мощностях снизилась с 50,4 до 47,9%.
В странах Восточной Европы наблюдается устойчивая тенденция к сни-
жению производственных мощностей (за 1990—1997 гг. — на 25%). Сред-
ний коэффициент их использования является в настоящее время самым
низким среди рассматриваемых регионов и стран мира (см. табл. 2.4).
Аналогичные тенденции изменения производственных мощностей по вып-
лавке стали и коэффициента их использования наблюдаются и в черной
металлургии стран СНГ. Динамика коэффициентов использования произ-
водственных мощностей по выплавке стали в России и Украине приведе-
на ниже,%:
Производственные
мощности, млн. т
1200\-----------
800 -
600\______।______।_____I____I_____।_____।_____I______
1985 1989 1993 1997 2001
Годы
Рис. 2.3. Динамика производ-
ственных мощностей по выплав-
ке стали в мире (по данным
ОЭСР)
1 В дальнейшем словосочетание «готовая стальная продукция» используется наряду
с термином «металлопродукция».
32
1473
Таблица 2.4. Производственные мощности по выплавке стали и коэффициенты их использования1
Регионы и страны 1990 г. 1995 г. 1998 г.
производственная мощность коэффициент использования, % производственная мощность коэффициент использования, % производственная мощность
млн.т % к итогу млн.т % к итогу млн.т % к итогу
Европа, всего Н.д. Н.д. Н.д. 431,2 42,8 65,8 Н.д. Н.д.
Страны Западной Европы Н.д. Н.д. Н.д. 223,3 22,2 76,6 Н.д. Н.д.
В том числе страны ЕС Н.д. Н.д. Н.д. 201,1 20,0 77,3 194,4 18,2
Страны Восточной Европы 255,0 26,6 79,8 207,9 20,6 54,3 Н.д. Н.д.
Северная Америка, всего В том числе: Н.д. Н.д. Н.д. 117,6 11,6 93,1 130,3 12,2
США 105,8 11,0 84,8 102,1 10,1 93,2 113,3 10,6
Канада Н.д. Н.д. Н.д. 15,5 1,5 92,3 17,0 1,6
Океания, всего Н.д. Н.д. Н.д. 9,7 1,0 95,9 Н.д. Н.д.
Всего по странам Европы, Северной Америки и Океании 601,5 62,7 79,1 558,5 55,4 72,1 Н.д. Н.д.
Всего по странам Азии, Африки, Ближнего Востока и Латинской Америки В том числе: 357,5 37,3 82,3 449,5 44,6 77,3 Н.д. Н.д.
Япония 136,9 14,3 80,6 148,3 14,7 68,5 149,5 14,0
КНР и КНДР 86,0 9,0 85,1 118,0 11,7 85,6 127,72 12,0
Республика Корея Н.д. Н.д. Н.д. 38,7 3,9 95,1 49,2 4,6
з другие страны-3 134,6 14,0 82,3 144,5 14,3 74,9 Н.д. Н.д.
Всего в мире 1 По данным ОЭСР. 2 За 1998 г. только КНР. 3 Данные за 1990 г. приведен 959,0 ы с учетом 100,0 показате 80,3 лей Республики 1008,0 Корея. 100,0 74,4 1065,0 100,0
«Л'ПК
Годы 1990 1996 1998 1999*
Россия 95,3 66,1 63,0 74,0
Украина 90,1 51,6 62,0 70,7
’Оценка.
Суммарные производственные мощности стран Азии (за исключением
Японии и республик бывшего СССР), Африки, Ближнего Востока и Ла-
тинской Америки увеличились за 1990—1997 гг. с 221 до 364 млн.т, т.е.
примерно на 65%, а средний коэффициент их использования снизился с
83,7 до 77,0%. Доля этих стран в мировых производственных мощностях
возросла с 23,0 до 34,2%. В 1998 г. среднемировой коэффициент исполь-
зования производственных мощностей снизился примерно до 73%. Это
привело к нарушению равновесия в системе спрос — предложение.
Практически во всех регионах и странах мира (рис. 2.4), прежде всего
в Азии, Африке и Латинской Америке, высокими темпами продолжается
внедрение непрерывной разливки стали (табл. 2.5). В 1998 г. мировой
объем стали, разлитой на МНРС, увеличился по сравнению с 1990 г. на
41%. В странах первой группы доля непрерывной разливки стали в об-
щем объеме производства увеличилась за 1990—1998 гг. с 84,7 до 96,2%, в
странах третьей группы — с 65,7 до 86,0% и в странах шестой группы —
с 42,0 до 73,9%.
Видимое потребление готовой стальной продукции в мире за 1990—
1999 гг. увеличилось примерно на 7% (табл. 2.6), несмотря на то что рост
мирового производства стали за этот же период составил лишь 2,2% (см.
табл. 2.1). Очевидно, это было обусловлено дальнейшим увеличением
доли непрерывной разливки стали в общем объеме ее производства и
снижением расходного коэффициента стали на производство готовой
стальной продукции.
За 1990—1998 гг. в странах первой группы видимое потребление увели-
чилось на 12%, а доля этих стран в мировом видимом потреблении со-
ставила в 1990 г. и 1998 г. 50,4 и 53,3% соответственно. В странах Вос-
точной Европы видимое потребление и доля этих стран в мировом види-
Рис. 2.4. Динамика доли непрерывной
разливки стали (Д) в общем объеме про-
изводства (по данным МИЧМ):
1 — мир в целом ; 2 — промышленно
развитые страны; 3 — КНР; 4 — Россия;
5 — Украина
34
Таблица 2.5. Объем непрерывной разливки стали и отношение видимого потребления ста-
ли к видимому потреблению готовой стальной продукции1
Регионы и страны 1990 Г. 1995 Г. 1998 г.
непрерывная разливка, % отноше- ние непрерывная разливка, % отноше- ние непрерывная разливка, %
Европа, всего 50,1 1,222 69,7 1,177 77,5
Страны Западной Европы 89,1 1,123 93,9 1,149 95,5
В том числе страны ЕС 89,7 1,125 93,6 1,148 95,8
Страны Восточной Европы 19,1 1,308 33,1 1,252 47,0
В том числе:
бывшего СССР 17,9 1,310 29,9 1,265 40,2
Из них:
Россия2 23,0 1,248 37,1 1,216 51,7
Украина 7,8 Н.д. 16,1 1,313 17,5
Казахстан 0,2 Н.д. 1,320 —
Беларусь 68,5 Н.д. 85,5 1,169 92,9
Молдова 99,7 Н.д. 100,0 1,140 100,0
Северная Америка, всего 68,5 1,164 92,0 1,141 95,6
В том числе:
США 67,4 1,173 91,4 1,141 95,3
Канада 77,3 1,087 96,4 1,144 97,9
Океания, всего 85,0 1,145 99,4 1,140 99,5
Латинская Америка, всего 62,2 1,144 71,9 1,215 83,7
Африка, всего 71,2 1,388 89,1 1,205 97,4
В том числе:
ЮАР 73,7 1,222 92,4 1,156 98,0
другие страны 64,6 1,487 63,4 1,230 94,1
Ближний Восток, всего 99,4 1,126 100,0 1,220 100,0
Азия, всего 68,1 1,161 74,7 1,130 82,5
В том числе:
Япония 93,9 1,067 95,8 1,085 96,9
КНР 22,3 1,286 46,5 1,144 67,6
Республика Корея 96,0 1,075 98,2 1,050 98,6
Другие страны 42,0 1,218 61,2 1,194 73,9
Из них Индия 12,3 1,284 33,8 1,297 50,9
Всего в мире 59,1 1,192 75,9 1,153 83,3
1 Объем непрерывной разливки стали указан в процентах к общему объему произ- водства стали. Отношение видимого потребления стали к видимому потреблению готовой стальной продукции приведено в долях единицы. 2В 1999 г. доля непрерывной разливки стали в России составила 49,8%.
2*
35
Таблица 2.6. Видимое потребление готовой стальной продукции1
Регионы и страны 1990 г. 1995 г. 1998 г.
видимое потребление ДОЛЯ в мировом потребле- нии, % видимое потребление ДОЛЯ в мировом потребле- нии, % видимое потребле- ние млн.т. ДОЛЯ в мировом потребле- нии, %
млн.т. на душу населения, кг млн.т. на душу населения, кг
Европа, всего 276,8 332 42,5 195,2 218 29,8 200,6 29,0
Страны Западной Европы 127,1 292 19,5 142,4 291 21,7 153,6 22,2
В том числе страны ЕС 108,0 333 16,6 127,4 327 19,4 136,1 19,7
Страны Восточной Европы 149,7 373 23,0 52,8 131 8,1 47,0 6,8
В том числе бывшего СССР 116,6 404 17,9 36,3 124 5,5 29,6 4,3
Из них: Россия Н.д. Н.д. Н.д. 18,8 127 2,9 14,6 2,1
Украина Н.д. Н.д. Н.д. 10,0 193 1,5 7,0 1,0
Северная Америка, всего 98,3 352 15,1 112,2 387 17,1 134,4 19,4
В том числе: США 88,8 351 13,6 99,4 377 15,2 119,1 17,2
Канада 9,5 359 1,5 12,8 473 1,9 15,3 2,2
Океания, всего 5,4 266 0,8 6,5 303 1,0 6,5 0,9
Латинская Америка, всего 22,7 53 3,5 31,6 60 4,8 37,8 5,5
Африка, всего 10,2 17 1,6 9,9 20 1,5 9,6 1,4
В том числе: ЮАР 4,5 127 0,7 4,4 106 0,7 4,0 0,6
Другие страны 5,7 10 0,9 5,5 11 0,8 5,6 0,8
Ближний Восток, всего 16,3 90 2,5 15,4 97 2,4 17,0 2,5
Азия, всего 220,9 78 33,9 284,6 87 43,4 285,7 41,3
В том числе:
Япония 92,8 752 14,2 80,0 620 12,2 70,3 10,2
КНР 52,6 46 8,1 87,4 68 13,3 113,9 16,5
Республика Корея 20,0 460 3,1 35,5 793 5,4 25,1 3,6
Другие страны 55,5 36 8,5 81,7 45 12,5 76,4 11,0
Из них Индия 16,9 20 2,6 22,2 21 3,4 23,5 3,4
Всего в мире 650,9 126 100,0 655,4 115 100,0 691,6 100,0
1 В 1998 г. видимое потребление металлопродукции на душу населения составило кг/т: в мире 118, в бывшем СССР 101, в
России 99 и в Украине 138.
2 Предварительные данные.
mom потреблении снизились примерно в 3,3 раза. В бывшем СССР види-
мое потребление металлопродукции за 1990—1998 гг. снизилось в 3,9 раза,
а в России и Украине за 1992—1998 гг. — в 2,9 и 3,3 раза соответственно.
В странах третьей и шестой групп видимое потребление увеличилось на
35 и 38%, а их доля в мировом видимом потреблении повысилась с 6,9
до 8,7% и с 8,5 до 11,1% соответственно.
В целом по странам третьей — шестой групп видимое потребление
металлопродукции за 1990—1998 гг. увеличилось в 1,6 раза, а их доля в
мировом видимом потреблении повысилась с 26,6 до 39,9%.
Темпы прироста абсолютного объема видимого потребления металло-
продукции ниже, чем темпы роста численности населения в мире, и это
является причиной снижения видимого потребления металлопродукции на
душу населения со 126 до 118 кг (см. табл. 2.6). Наиболее значительное
изменение удельной величины видимого потребления металлопродукции
произошло в Восточной Европе. Если в 1990 г. (см. табл. 2.6) этот реги-
он, и в том числе бывший СССР, занимали по этому показателю веду-
щее место в мире, то к 1998 г. уровень его снизился в бывшем СССР в
четыре раза и в настоящее время составляет примерно на 14% ниже
среднемирового уровня.
В 1999 г. видимое потребление готовой стальной продукции в мире
несколько увеличилось. Это было обусловлено значительным улучшением
ситуации в Азии: увеличением видимого потребления на 17 млн.т (6%),
т.е. практически до рекордного уровня 1997 г. КНР по объему видимого
потребления металлопродукции вышла на первое место в мире. Несколь-
ко увеличилось (на 3%) видимое потребление металлопродукции и в стра-
нах бывшего СССР.
3. ЭКСПОРТ И ИМПОРТ СТАЛИ
Мировая торговля продукцией черной металлургии непрерывно
развивается (рис. 2.5). Экспорт (и соответственно импорт) готовой сталь-
ной продукции в мире за 1990—1997 гг. увеличился по данным МИЧМ
примерно на 57%, а его доля от производства этой продукции возросла с
26 до 38% (табл. 2.7).
Основная часть экспорта металлопродукции стран Европейского союза
(ЕС) направляется в страны первой группы (около 80%). Страны бывше-
го СССР экспортируют свою продукцию в основном в Республику Корея
и страны шестой группы (24%), страны третьей группы (16%), КНР (12%)
и Северную Америку (12%). Около 19% экспорта приходится на межстра-
новую торговлю внутри бывшего СССР.
38
Рис. 2.5. Динамика мирового объема
экспорта металлопродукции (по дан-
ным МИЧМ):
а — в миллионах тонн; б — в процен-
тах к объему производства
Страны третьей группы основную часть своего экспорта направляют в
Северную Америку (41%), Республику Корея, страны шестой группы (27%)
и страны своей же группы (17%). КНР около 76% своего экспорта на-
правляет в Республику Корея и страны шестой группы, а около 11% — в
Японию. Республика Корея и страны шестой группы экспортируют ме-
таллопродукцию в основном в страны той же группы (36%), КНР (23%)
и Японию (19%). Импорт металлопродукции в ЕС складывается в основ-
ном из поставок странами первой группы (около 85%) и Восточной Ев-
ропы (около 12%). Импорт металлопродукции в США осуществлялся глав-
ным образом из стран ЕС (24,0%), Канады (15,3%), России (10,7%), Мек-
сики (10,6%), Бразилии (9,2%) и Японии (8,2%).
Преобладающая часть импорта стран бывшего СССР (91%) приходится
на их торговлю между собой. Страны третьей группы ввозят металлопро-
дукцию в основном из ЕС (28%), стран бывшего СССР (26%) и стран
своей группы (13%). Импорт в КНР поступает главным образом из Рес-
публики Корея и стран шестой группы (38%), стран бывшего СССР (36%)
и Японии (10%). Республика Корея и страны шестой группы ввозят
продукцию в основном из Японии (26%), стран бывшего СССР (17%),
стран своей же группы (14%) и КНР (12%).
Как видно из табл. 2.8, в первой десятке стран — крупнейших экспор-
теров в 1994—1997 гг. установилось относительное равновесие. Можно
лишь отметить, что в 1995 г., резко увеличив (в 4,4 раза) объем экспорта,
в состав крупнейших стран-экспортеров вошла КНР, но в дальнейшем
она утратила свое место в десятке. Значительно повысила свой рейтинг
Украина (в 1994 г. — девятое место). В 1998 г. экспорт металлопродук-
ции из России снизился примерно на 15%. На первое место в мире среди
экспортеров металлопродукции вышла Япония (27,7 млн.т).
Достаточно стабилен за последние годы и состав стран, занимающих
первые семь мест в списке крупнейших импортеров металлопродукции.
Следует, однако, отметить значительное снижение импорта в КНР (в
1994 г. — 25,5 млн.т и в 1998 г. — около 13 млн.т). В 1998 г. резко возрос
39
I*.
о
Таблица 2.7. Структура экспорта металлопродукции по регионам и странам назначения в 1997 г., млн.т
Регионы и страны-экспортеры Регионы и страны-импортеры
Европей- ский Союз Остальная Европа1 Северная Америка Япония Океания Страны бывшего СССР Страны Африки, Ближнего Востока и Латинской Америки2 КНР Республика Корея и остальные страны Азии Всего экспорт
Европейский Союз 70,9 7,1 7,5 0,1 0,3 0,7 7,2 0,5 4,4 98,7
Остальная Европа1 10,6 7,7 1,5 0,1 — 2,9 0,1 4,9 27,8
Северная Америка 0,3 — 8,0 — — - 1,8 — 0,4 10,5
Япония 0,3 0,4 2,8 — 0,3 0,1 1,8 2,6 14,6 22,9
Океания 0,1 — 0,7 0,2 0,4 — 0,1 0,1 2,2 3,8
Страны бывшего СССР 3,8 2,7 4,8 0,2 - 7,7 6,6 5,0 9,6 40,4
Страны Африки, Ближнего Востока и Латинской Америки2 1,6 0,3 7,9 0,5 0,2 — 3,2 0,3 5,1 19,1
КНР 0,2 — 0,4 1,0 0,3 — 0,2 — 6,6 8,7
Республика Корея и остальные страны Азии 0,2 — 2,9 4,3 0,3 — 1,4 5,2 7,9 22,2
Всего импорт 88,0 18,2 36,5 6,4 1,8 8,5 25,3 13,8 55,6 254,1
1 За исключением стран бывшего СССР. 2 Включая ЮАР.
Таблица 2.8. Крупнейшие экспортеры и импортеры металлопродукции1
Страны- экспортеры 1996 г. 1997 г. Страны импортеры 1996 г. 1997 г.
МЛН.Т рей- тинг МЛН.Т рей- тинг МЛН.Т рей- тинг МЛН.Т рей- тинг
Россия 26,5 1 26,9 1 США 28,5 1 28,5 1
Германия 20,3 2 23,7 2 Германия 15,2 3 17,5 2
Япония 19,3 3 22,9 3 КНР 16,2 2 13,8 3
Бельгия и Люксембург 14,5 4 16,5 4 Италия 12,1 4 13,7 4
Украина 12,6 6 15,9 5 Франция П,1 6 12,6 5
Франция 12,9 5 14,9 6 О. Тайвань Н.д. Н.д. 12,2 6
Республика Корея 10,1 9 11,7 7 Республика Корея П,1 5 9,5 7
Италия 12,1 7 10,7 8 Бельгия и Люксембург 6,2 Н.д. 8,1 8
Великобритания 9,2 10 9,4 9 Таиланд Н.д. Н.д. 8,1 9
Бразилия 10,2 8 9,2 10 Канада 4,7 Н.д. 6,7 10
1 В 1998 г. экспорт металлопродукции из России и Украины составил 23,0 и 15,3 млн.т соответственно. В 1999 г. экспорт металлопродукции из России достиг по пред- варительным данным 26,6 млн.т.
импорт в США (до 37,7 млн.т), что является самым высоким показате-
лем за весь послевоенный период. На долю России приходилось 12,7%
общего объема импорта в США.
Крупнейшими нетго-экспортерами металлопродукции в 1997 г. явля-
лись, млн.т: Россия (24,2), Япония (16,5), Украина (15,5), Бразилия (8,4),
Бельгия и Люксембург (8,3). Крупнейшими нетто-импортерами, млн.т:
США (22,9), Таиланд (7,4), О.Тайвань (7,1), КНР (5,1) и Малайзия (4,9).
В 1998 г. впервые за свою историю страны ЕС стали нетго-импортера-
ми продукции: объем импорта черных металлов на 1,7 млн.т превысил
объем экспорта из стран Сообщества [4].
В 1997, 1998 и 1999 гг. на экспорт было направлено соответственно
около 70, 64 и 61% готового проката, произведенного в России. Это боль-
ше, чем экспортируют крупнейшие страны ЕС: Германия — 53%, Вели-
кобритания — 51% и Италия — 45%. Наиболее крупными российскими
экспортерами металлопродукции являются ОАО НЛМК, ОАО «Северсталь»
и ОАО ММК. На долю отдельных предприятий в 1997 г. приходилось от
общего объема экспорта (%):
41
| _ __ .... . TrfU. -А- . |
ОАО НЛМК 19 ОАО ЗСМК 6
ОАО «Северсталь» 18 ОАО «МЕЧЕЛ» 5
ОАО ММК 17 ОАО «НОСТА» 4
ОАО НТМК 8 Прочие 23
Россия в 1998 г. экспортировала продукцию (табл. 2.9) в основном в
Северную Америку, Азиатско-Тихоокеанский регион (АТР) и Западную
Европу. Наблюдалось увеличение экспорта металлопродукции по сравне-
нию с 1997 г. в Северную Америку при значительном снижении поставок
в АТР.
Слитки и заготовки экспортировали в основном в Западную Европу,
АТР и Северную Америку. Листовой прокат экспортировался прежде все-
го в Северную Америку и Западную Европу, а сортовой прокат — в АТР.
Одним из наиболее серьезных конкурентов российских предприятий на
мировом и внутреннем рынках являются украинские. В 1998 г. они экс-
портировали 15,3 млн.т готовой стальной продукции. Распределение об-
щего объема экспорта по регионам назначения в 1998 г. характеризова-
лось следующими данными,%: Западная Европа 9, Восточная Европа 7,
страны бывшего СССР И, Северная Америка 8, Африка, Ближний Вос-
ток и Латинская Америка 38, Азиатско-Тихоокеанский регион 27. И Рос-
сия, и Украина около четверти своего экспорта металлопродукции направ-
ляют в АТР. В то же время наибольшая часть украинского экспорта (око-
ло 30%) направляется на Ближний Восток (российского — 6,4%).
Таблица 2.9. Сортамент экспортируемой из России металлопродукции по регионам на-
значения в 1998 г., млн.т/% к итогу1
Регионы Всего В том числе
СЛИТКИ и заготовки сортовой прокат листовой прокат трубы
Страны Западной Европы 5,2/22,7 3,1/38,7 0,5/12,2 1,5/14,4 0,1/33,3
Страны Восточной Европы 0,9/3,9 0,3/3,7 0,2/4,9 0,4/3,8 —
Страны бывшего СССР 1,0/4,4 — 0,4/9,8 0,4/3,8 0,2/66,7
Северная Америка 7,4/32,3 1,3/16,3 0,4/9,8 5,7/54,8 —
Африка, Ближний Восток и Латинская Америка 3,1/13,5 1,2/15,0 0,4/9,8 1,4/13,5 —
Азиатско-Тихоокеанский регион 5,3/23,2 2,1/26,3 2,2/53,6 1,0/9,6 —
Итого 22,9/100,0 8,0/100,0 4,1/100,0 10,4/100,0 0,3/100,0
1 Показатели в табл. 2.9 и 2.10 приведены по данным Минэкономики РФ.
42
Значительно большую часть своей продукции (по сравнению с российс-
кими предприятиями) украинские экспортеры нацравляют в страны быв-
шего СССР.
В 1999 г. в связи с введением ограничений на экспорт российской
металлопродукции в США (экспорт снизился с 6,5 млн.т в 1998 г. при-
мерно до 2,0 млн.т в 1999 г.) произошла переориентация отечественного
экспорта на азиатские и другие мировые рынки. Наибольшая доля в об-
щем объеме экспорта металлопродукции из России в 1999 г. принадлежа-
ла Азиатско-Тихоокеанскому региону. В составе украинского экспорта ме-
таллопродукции в 1999 г. увеличилась доля поставок в страны Юго-Вос-
точной Азии и снизилась доля поставок в страны Северной Америки и
особенно в страны бывшего СССР.
За анализируемый период сортамент экспортируемой Россией металло-
продукции улучшился: снизилась доля полуфабрикатов (слитков и загото-
вок для переката), увеличилась доля готового проката,% к итогу:
1992 г.1 1998 г. 1999 г.
Слитки и заготовки 63,9 34,9 46,0
Сортовой прокат 9,7 18,2 14,3
Листовой прокат 23,6 45,6 38,2
Трубы 2,8 1,3 1,5
1 Без учета экспорта в страны СНГ.
Особенно заметное улучшение структуры экспорта металлопродукции
наблюдалось в 1992—1998 гг. Однако в 1999 г. в связи с резким сокраще-
нием экспорта в США структура экспорта снова ухудшилась. В целом за
1992—1999 гг. доля листового и сортового проката, труб и метизов в сто-
имости продукции черной металлургии, экспортируемой из России в стра-
ны дальнего зарубежья, увеличилась с 33 до 47% соответственно.
Несмотря на улучшение структуры российского экспорта она все еще
значительно хуже по сравнению с показателями промышленно-развитых
стран — ЕС, США, Японии и среднемировыми показателями. В 1997 г.
среднемировая структура экспорта металлопродукции характеризовалась
следующими ориентировочными данными, %: слитки и заготовки 15, сор-
товой прокат 25, листовой прокат 50, трубы 10. Следовательно, российс-
кий экспорт характеризуется значительно более высокой долей слитков и
заготовок и низкой долей труб.
В 1998 г. структура украинского экспорта стальной готовой продукции
характеризовалась следующими ориентировочными данными,%: заготовка
32, сортовой прокат 27, листовой прокат 35, трубы 6. Таким образом,
структура российского и украинского экспорта различается не очень зна-
43
чительно: в России больше доля листового проката и меньше доля труб.
В 1999 г. в Украине, как и России, структура экспорта ухудшилась, уве-
личилась доля заготовки.
О масштабах экспорта металлопродукции из России в основные стра-
ны-импортеры можно судить по табл. 2.10. В Западной Европе круп-
нейшими импортерами являются Турция, Италия, Великобритания и
Германия. Первые три страны импортируют из России в основном
слитки и заготовки (54...80% от общего объема импорта), а Германия —
листовой прокат (58% от общего объема импорта). Крупнейшим импор-
тером российской стали в 1998 г. являлись США, которые ввозили в
основном листовой прокат (78% к итогу). В группе стран Африки,
Ближнего Востока и Латинской Америки крупнейшими импортерами
металлопродукции из России являются Египет и Саудовская Аравия (на
долю слитков и заготовок приходится 86...89% общего объема), а также
Иран (75% общего объема приходится на листовой прокат). В Азиат-
ско-Тихоокеанском регионе наиболее крупным импортером металлопро-
дукции из России является КНР (58% общего объема приходится на
сортовой прокат).
Россия и Украина традиционно являются основными поставщиками
(экспортерами) продукции черной металлургии в страны СНГ. Экспорт
готового проката из России и Украины в страны СНГ и дальнего зарубе-
жья за 1990—1999 гг. характеризуется следующими данными:
Таблица 2.10. Экспорт металлопродукции из России в основные страны-импортеры в
1998 г., тыс.т
Страны Всего В том числе
СЛИТКИ и заготовки сортовой прокат ЛИСТОВОЙ прокат трубы
Великобритания 818,8 653,0 74,3 91,4 0,1
Германия 449,9 31,5 118,0 261,1 39,3
Италия 833,2 445,5 24,9 337,4 25,4
Турция 1719,9 1132,1 64,4 517,4 6,0
США 6547,5 1129,4 297,1 5118,6 2,4
Египет 658,6 568,6 8,5 71,5 10,0
Иран 599,7 — 134,7 450,9 14,1
Саудовская Аравия 563,0 503,9 0,2 58,9 —
КНР 3678,2 1167,2 2121,6 385,4 4,0
44
1990г.1 1997г. 1998г. 1999г.2
Россия:
экспорт, всего 11,1 26,4 21,8 25,1
в т.ч. в страны дальнего зарубежья 3,8 25,7 21,0 24,4
в страны СНГ 7,3 0,7 0,8 0,7
Украина:
экспорт, всего 18,0 14,5 14,3 18,9
в т.ч. в страны дальнего зарубежья 2,7 12,9 13,1 18,0
в страны СНГ 15,3 1,6 1,2 0,9
1 По России данные за 1991 г.
2 Предварительные данные.
За рассматриваемый период (табл. 2.11) российский экспорт в страны
СНГ снизился в 10 раз, а экспорт в страны дальнего зарубежья увели-
чился более чем в шесть раз. В Украине наблюдается аналогичная ситу-
ация: экспорт в страны СНГ снизился более чем в 15 раз, а экспорт в
страны дальнего зарубежья увеличился более чем в пять раз.
Экспорт слитков и заготовок из России в страны СНГ невелик и име-
ет тенденцию к дальнейшему сокращению. Объемы экспорта проката в
последние годы стабилизировались на уровне 0,7—0,8 млн.т в год. Наи-
более крупными импортерами проката являются Беларусь и Казахстан
(см. табл. 2.11). Экспорт в Украину, Беларусь, Молдову и Армению на
70—85% состоит из листового проката. В Узбекистан экспортируется прак-
Таблица 2.11. Экспорт стали, проката и стальных труб из России в страны СНГ, тыс.т
Страны- импортеры Слитки и заготовки Прокат Трубы
1995 г. 1998 г. 1995 г. 1998 г. 1995 г. 1998 г.
Украина 73,6 14,4 216,1 94,7 35,8 12,5
Казахстан 34,2 9,6 225,3 250,2 101,0 65,9
Беларусь — 219,8 335,2 22,0 28,2
Грузия — — 0,8 7,2 0,1 0,1
Азербайджан — - 5,0 31,2 3,4 10,7
Молдова 0,3 0,1 15,7 10,4 2,4 1,7
Узбекистан 1,7 0,3 95,2 63,8 62,8 32,2
Таджикистан 0,5 0,5 9,3 8,2 1,8 1,0
Кыргызстан — 0,5 6,1 17,6 3,0 2,7
Армения — - 0,8 2,5 0,4 од
Туркменистан Н.д. Н.д. Н.д. 6,9 Н.д. 2,0
45
тически в одинаковых объемах листовой и сортовой прокат. Экспорт в
Казахстан почти на 90% состоит из сортового проката. В остальные стра-
ны СНГ экспортируется в основном сортовой прокат.
Объемы российского экспорта стальных труб в страны СНГ сокраща-
ются. Наиболее крупными импортерами труб являются Казахстан, Узбе-
кистан и Беларусь (см. табл. 2.11).
В целом основными импортерами продукции российской черной ме-
таллургии среди стран СНГ являются Украина, Казахстан, Беларусь и Уз-
бекистан. Экспорт всех видов стальной продукции в Украину за 1995—
1998 гг. резко снизился: по слиткам и заготовкам — в 5 раз, по прокату —
в 2,3 раза, по трубам — в 3,2 раза. Снизился также по большинству ви-
дов продукции экспорт в Казахстан и Узбекистан. И лишь экспорт в Бе-
ларусь по большинству видов продукции либо не изменился, либо увели-
чился: по прокату — в 1,5 раза, по трубам — в 1,3 раза.
Объемы импорта продукции черной металлургии в Россию из стран СНГ
(табл. 2.12) за 1991—1998 гг. значительно уменьшились. Так, по готовому
прокату объем импорта за этот период снизился примерно в девять раз.
В целом можно отметить, что практически всю заготовку и 80...90%
стальных слитков, сортового проката и труб Россия ввозит из стран СНГ.
Минимальная доля импорта из стран СНГ наблюдается по листовому про-
кату (70%).
По большинству видов продукции черной металлургии наблюдается тен-
денция снижения доли импорта из стран СНГ и соответствующее увели-
чение доли импорта из стран дальнего зарубежья. Эта тенденция особен-
но заметно проявилась по таким видам продукции, как листовой прокат
и метизы. В то же время по заготовке и стальным трубам наблюдается
тенденция увеличения доли импорта из стран СНГ.
Таблица 2.12. Импорт стали, проката и стальных труб из стран СНГ в Россию1
Виды продукции 1995 г. 1998 г.
ТЫС. т. % ТЫС. т. %
Стальные слитки 8,3 94,3 4,2 80,8
Заготовки 147,7 80,1 69,4 99,3
Сортовой прокат 1483,1 98,4 823,3 89,7
Листовой прокат 797,2 80,6 442,6 70,2
Трубы 882,5 70,4 585,0 79,0
*В процентах указана доля в общем объеме импорта стальной про-
дукпии в Россию.
46
Основным экспортером стальной продукции в Россию является Укра-
ина (табл. 2.13).
Таблица 2.13. Импорт стали, проката и стальных труб в Россию из Украины1
Виды продукции 1995 г. 1998 г.
тыс.т % ТЫС. т %
Стальные слитки 42,4 27,2 4,0 95,2
Заготовки — — 5,4 7,8
Прокат, всего 1507,6 66,1 1064,3 84,1
В том числе:
сортовой Н.д. Н.д. 693,2 84,2
листовой — — 371,1 83,8
Трубы 829,8 94,0 582,0 99,5
1 В процентах указана доля в общем объеме импорта стальной про-
дукции в Россию из стран СНГ
Из Украины импортируется 85...99% ввозимых из стран СНГ стальных
слитков, сортового и листового проката, стальных труб.
4. ЦЕНЫ НА СТАЛЬНУЮ ПРОДУКЦИЮ
Цены мирового рынка на основные виды металлопродукции из-
менялись за рассматриваемый период в широких пределах (табл. 2.14).
Снижение и последующая стабилизация в 1990—1993 гг. мирового потреб-
ления металлопродукции и снижение среднего коэффициента использова-
ния производственных мощностей сопровождалось снижением цен. Со
второй половины 1994 г. вместе с постепенным увеличением мирового ме-
таллопотребления начали повышаться и цены. В 1996—1997 гг. цены от-
носительно стабилизировались.
Со второй половины 1998 г. началось значительное снижение цен прак-
тически на все виды металлопродукции. В январе 1999 г. цены на все
виды проката (см. табл. 2.14), кроме толстого листа, имели минимальный
уровень за весь рассматриваемый период. Основной причиной снижения
цен является наличие значительных избыточных мощностей металлурги-
ческого производства. В 1999 г. цены на сортовой прокат в основном ста-
билизировались. Цены на толстый лист продолжали снижаться, а на лист
в рулонах повысились. Таким образом, мировой рынок стали продолжает
испытывать трудности, связанные с перепроизводством металлопродукции.
47
Таблица 2.14. Экспортные цены в странах ЕОУС на основные виды металлопродук-
ции1, долл/т
Годы Арматурная сталь Сортовая сталь Катанка, проволока Крупно- сортный металл2 Толстый лист Лист в рулонах
горяче- катаный холодно- катаный
1990 300-310 340-370 305-320 390-420 440-450 370-380 490-510
1991 290-320 340-370 300-330 380-410 415-425 320-350 410-430
1992 235-270 290-310 270-290 350-380 360-380 300-320 390-410
1993 275-280 260-290 280-285 290-340 зю-ззо 245-265 350-370
1994 260-265 280-290 260-280 320-325 295-310 260-280 335-355
1995 280-290 290-320 295-340 350-400 420-450 420-440 500-550
1996 255-270 300-310 270-310 460-480 470-520 255-265 380
1997 270-275 300-315 265-285 430-450 400-410 290-295 380-390
1998 265-280 290-330 310-330 375-385 495-525 340-355 420-445
1999 195-210 240-260 200-235 290-300 390-410 195-215 300-320
2000 210-230 230-260 210-220 320-340 350-370 300-320 380-395
1 По материалам журнала «Metall Bulletin» приведены цены за январь соответству-
ющего года на прокат из рядовых марок стали при экспорте из стран ЕОУС в третьи
страны по цене ФОБ, включая 2,5% комиссионных.
2 Балки и швеллеры размером до 600 мм.
Экспортные цены на металлопродукцию стран СНГ, поставляемую в
третьи страны, существенно ниже экспортных цен, действующих на запад-
ноевропейском рынке. Это обусловлено более низким качеством металло-
продукции стран СНГ, отсутствием зачастую сертификации продукции в
соответствии с международными требованиями, использованием разовых
контрактов и другими причинами. Проведенный по материалам журнала
«Metall Bulletin» анализ показал, что средний уровень цен на прокат (ус-
реднялись данные по пяти видам проката: арматурной стали, катанке, тол-
стому листу, горячекатаному листу в рулонах и холоднокатаному листу в
рулонах), экспортируемый из стран СНГ, составлял на декабрь соответ-
ствующего года по отношению к ценам западноевропейского рынка,%:
1994 г. — 59,5; 1997 г. — 68,1; 1998 г. — 73,1 и 1999 г. — 70,8. Таким обра-
зом, постепенно цены на металлопродукцию стран СНГ, поставляемую в
третьи страны, приближаются к ценам западноевропейского рынка.
Ухудшение конъюнктуры мирового рынка значительно снизило стоимо-
стный объем и эффективность экспорта продукции российской черной
металлургии. В 1998 г. стоимостный объем экспорта отечественной сталь-
ной продукции (слитков и заготовки, проката и стальных труб), выражен-
ный в долларах, снизился по сравнению с 1997 г. более чем в 1,3 раза.
В 1999 г. несмотря на увеличение физического объема экспорта стальной
48
. I...I ,urлми.МГ
продукции примерно на 16%, его стоимостный объем уменьшился на 19%.
В этих условиях еще большее значение приобретает осуществление ком-
плекса технических, технологических и организационных мероприятий по
повышению эффективности производства и внешней торговли продукци-
ей черной металлургии со странами СНГ и дальнего зарубежья.
Особое внимание должно быть уделено преодолению сложившегося в
мировой черной металлургии дискриминационного «разделения труда», при
котором промышленно-развитые страны специализируются на производ-
стве и торговле наиболее технологически прогрессивными видами продук-
ции с высокой добавленной стоимостью (листовой прокат, изделия даль-
нейшего передела, стальные трубы), а Россия наряду с развивающимися
странами вынуждена поставлять на мировой рынок огромное количество
(8... 12 млн.т в год) полуфабрикатов — стальных слитков и заготовки для
переката.
5. КОНКУРЕНТОСПОСОБНОСТЬ
ОТЕЧЕСТВЕННОЙ МЕТАЛЛОПРОДУКЦИИ
В связи с тем что основная часть производимого в России сталь-
ного проката направляется на экспорт, большое значение имеет анализ
конкурентоспособности отечественной металлопродукции. В качестве по-
казателя уровня конкурентоспособности использовали соотношение выра-
женных в долларах внутренних цен (без НДС, ФОБ — Новороссийск) и
цен мирового рынка металлопродукции. При определении соотношения
внутренних и мировых цен производилось усреднение данных о ценах сле-
дующих шести важнейших видов металлопродукции: арматурной стали, уг-
ловой стали, швеллеров, листа тонкого горячекатаного, листа тонкого хо-
лоднокатаного и листа оцинкованного. Рассматривали влияние на изме-
нение уровня конкурентоспособности следующих основных факторов:
себестоимости продукции, рентабельности продукции, курса доллара и
уровня мировых цен. Анализ проводился за период 1992—1999 гг. Отно-
шение внутренних цен к мировым за рассматриваемый период времени
составляло (на 1 января соответствующего года):
Годы 1992 1993 1994 1995 1996 1997 1998 1999 2000
Отношение,% 18 24 58 54 134 125 108 50 79
В 1992 г. — на старте рыночных реформ, конкурентоспособность рос-
сийской металлопродукции была чрезвычайно высокой. Это было обус-
ловлено исключительно ценовыми факторами: резко заниженными (в дол-
ларовом выражении) ценами на потребляемые материальные и топливно-
49
энергетические ресурсы, стоимостью основных фондов и уровнем оплаты
труда на металлургических предприятиях.
Основными факторами повышения себестоимости товарной продукции
отрасли в период перехода к рынку являлись рост цен на ресурсы и тари-
фов на услуги, уровни номинальной оплаты труда, переоценка основных
фовдов, увеличение отчислений и платежей, включаемых в себестоимость.
При этом главную роль играл опережающий рост цен на продукцию и та-
рифов на услуги отраслей-монополистов — топливно-энергетического ком-
плекса (ТЭК) и железнодорожного транспорта. Средний за рассматривае-
мый период темп роста цен на продукцию ТЭК был примерно в 1,5 раза
выше темпа роста цен на продукцию отрасли.
Наряду с негативным влиянием внешних факторов рост себестоимости
был обусловлен ухудшением натуральных показателей материалоемкости,
фондоемкости и трудоемкости металлопродукции.
Рентабельность продукции отрасли в 1990—1992 гг. повысилась с 20,3
до 51,4%. В дальнейшем вплоть до 1997 г. происходило систематическое
(кроме 1995 г.) снижение рентабельности до уровня 3,1%. В 1998 г. сред-
няя рентабельность продукции повысилась до 9,5%, а в 1999 г. произош-
ло резкое (по предварительным данным — примерно до 34%) повышение
уровня рентабельности.
Поскольку изменение курса доллара оказывало значительное, а иногда
даже решающее влияние на уровень конкурентоспособности продукции
отрасли, целесообразно разделить рассматриваемый период на четыре этапа.
На первом этапе (1992—1994 гг.) темп роста курса доллара заметно от-
ставал от темпов инфляции. Тем не менее, рост курса доллара в опре-
деленной степени компенсировал повышение рублевых цен. Средний уро-
вень внутренних цен в долларах на начало 1995 г. все еще составлял око-
ло 54% от уровня мировых цен.
Второй этап продолжался с момента введения «валютного коридора» до
конца 1995 г. Средний курс доллара оставался практически на одном уров-
не — около 4500 руб. за доллар. В результате этого за период с 1 января
1995 г. до 1 января 1996 г. внутренние цены в долларовом выражении
выросли в среднем в 2,3 раза и примерно на 30% превысили уровень
мировых цен.
Третий этап продолжался в условиях действия «валютного коридора»
с начала 1996 г. до 17 августа 1998 г. В течение этого этапа рост курса
доллара в достаточной степени соответствовал темпам инфляции и даже
несколько опережал рост рублевых цен продукции отрасли. Поэтому на
начало 1997 г., начало 1998 г. и на 1 июля 1998 г. средний уровень внут-
ренних цен составлял около 125; 108 и 114% соответственно от уровня
мировых цен. Однако в условиях, когда внутренние резервы отрасли по
50
повышению эффективности производства оставались нереализованными,
изменение курса доллара в рамках «валютного коридора» уже не могло
принципиально изменить уровень конкурентоспособности продукции.
Переход Центрального банка РФ после 17 августа 1998 г. к политике
«плавающего» курса рубля резко изменил ситуацию на валютном рынке
и уровень конкурентоспособности продукции отрасли. Курс доллара за пе-
риод с 1 августа 1998 г. до 1 января 1999 г. повысился с 6,2 до 20,6 руб.
Естественно, что при этом имел место рост себестоимости и рублевых
цен продукции отрасли, поскольку цены на некоторые виды сырья уста-
новлены в долларовом эквиваленте. Но все же снижение курса рубля
было несопоставимо с ростом инфляции и рублевых цен на металлопро-
дукцию. Поэтому средний уровень внутренних цен в долларах по состо-
янию на I января 1999 г. составил около 50% от уровня мировых цен.
Уровень конкурентоспособности продукции черной металлургии резко
повысился.
В 1999 г. курс доллара повысился с 20,6 до 26,9 руб. Это создало до-
полнительные возможности для поддержания высокого уровня конкурен-
тоспособности отечественной металлопродукции. Однако под влиянием как
внешних (рост цен на продукцию ТЭКа), так и внутриотраслевых (резкий
рост рентабельности продукции) факторов цены на продукцию отрасли в
декабре 1999 г. повысились по сравнению с декабрем 1998 г. в среднем в
1,9 раза. Это сопровождалось значительным снижением конкурентоспособ-
ности отечественной металлопродукции.
Согласно прогнозам, мировое производство стали и потребление гото-
вой стальной продукции будут увеличиваться. Так, по данным аналити-
ческой группы MEPS (Великобритания), объем производства стали в
2003 г. может составить около 830 млн.т, что на 54 млн.т больше, чем в
1998 г. [5]. Если исходить из этого прогноза, то среднегодовой темп роста
объема производства стали в мире в 1998—2003 гг., составит около 1,4%.
Международный институт чугуна и стали прогнозирует рост мирового
потребления металлопродукции к 2005 г. примерно до 800 млн.т, что со-
ответствует ежегодным темпам роста этого показателя около 2,0%.
Изложенное выше позволяет предположить, что рост производства и
потребления черных металлов в мире в период до 2005 г. будет проис-
ходить (если отвлечься от конъюнктурных скачков) со скоростью
1,5...2,0% в год. По оценке Международного института чугуна и стали,
подавляющая часть общего прироста потребления металлопродукции
(около 90%) будет приходиться на страны Азии (в том числе КНР и
Республику Корея), Латинской Америки, Ближнего Востока и Африки,
которые по-прежнему останутся (кроме Латинской Америки) нетто-им-
портерами металлопродукции.
51
МИСиСШ*
Гявва 3
МИРОВОЙ РЫНОК
Ж ЕЛЕЗОСО ДЕРЖАЩЕГО
СЫРЬЯ И ПОДУЛ >ОДУКТС
. Рынок железных j .4 и гн п
: ШН
Z Рынок окисленные окатьн
X Рынок лашямаш^оваюаах акаты-
шаа
4. Рынок чугуне
5. Рынок вторичных лап Z4 ?
1. РЫНОК ЖЕЛЕЗНЫХ РУД И КОНЦЕНТРАТОВ
Запасы железных руд. В современном мире минерально-сырьевые
проблемы из национальных и региональных превратились в глобальные.
Экономика каждой отрасли отдельно взятой страны, особенно черной ме-
таллургии, развивается в зависимости от состояния и тенденций мирово-
го хозяйства. В связи с этим, разрабатывая стратегию развития сырьевой
базы черной металлургии России на перспективу, важно учитывать дина-
мику, тенденции, современное состояние и перспективы развития желе-
зорудных баз не только в нашей стране, но и в зарубежных странах (глав-
ных производителях и основных потребителях железорудного сырья и
продуктов его переработки), знать современную конъюнктуру на мировом
рынке и прогноз развития на перспективу.
Черная металлургия — одна из старейших горнодобывающих отраслей
промышленности — во второй половине XX в. изменялась не только коли-
чественно, но и качественно. С 1950 по 1990 гг. мировое производство то-
варных железных руд увеличилось в 3,5 раза, чугуна и стали в четыре раза.
Потребность в увеличении производства товарных железных руд и про-
дуктов их переработки потребовала соответствующего увеличения разве-
данных запасов железных руд. С начала 50-х до начала 90-х годов коли-
чество разведанных запасов руд в СССР возросло в 10,5 раз (с 8,85 до
93,3 млрд.т), в развитых капиталистических странах — в 4,8 раза (с 12 до
57,9 млрд.т), в развивающихся странах — в 4,7 раза (с 13 до 61 млрд.т).
Однако темпы прироста разведанных запасов руд в первые 20 лет
(с 1950 по 1970 гг.) значительно выше, чем в последующее двадцатилетие
(с 1970 по 1990 гг.). Между тем видно, что с 1950 по 1970 гг. мировое
производство товарных железных руд возросло в 3,5 раза, а разведанных
запасов за этот же период — в 6,2 раза [1].
По состоянию на 1 января 1991 г. (табл. 3.1) общие мировые запасы
железных руд составляют 452,3 млрд.т, из них разведанных 229,2 млрд.т.
Основу их составляют месторождения железистых кварцитов и образовав-
шихся за счет их богатых руд, на долю которых суммарно приходиться
более 70% мировых разведанных запасов (в отдельных странах и регионах
значительно больше, например в Украине 95%).
Из табл. 3.1. видно, что доля капиталистических стран в мировых за-
пасах с 1950 по 1990 гг. снизилась с 32,4 до 25,7% (а стран Западной
Европы — с 18,9 до 4,3%), тогда как доля стран с переходной экономи-
кой увеличилась с 32,4 до 48,1% (СССР — с 23,9 до 40,7%).
По состоянию на 1 января 1991 г. в СССР общие запасы составляли
147,5 млрд.т, разведанные 93,3 млрд.т (табл. 3.2), в том числе на долю
России приходилось соответственно 97,3 и 55,6, Украины 32,9 и 28,3,
Казахстана 16,6 и 8,8 млрд.т. При этом богатые железные руды (со сред-
ним содержанием железа 57...58%) в разведанных запасах составляли в
53
4Л
it»
Таблица 3.1. Динамика развития черной металлургии во второй половине XX в.
Показатели 1950 г. 1970 г. 1990 г. Отношение, число раз
1970 Г./1990 г. 1990 Г./1970 г. 1990 Г./1950 г.
Производство, млн.т: товарных железных руд 251 754 909,4 3,0 1,21 3,5
чугуна 132 429 534,7 3,2 1,25 4,0
стали 192 598 763,0 3,1 1,27 4,0
Разведанные запасы железных руд, всего млрд.т/% 37/100,0 135/100,0 229,2/100 3,6 1,7 6,2
В том числе: страны с плановой и переходной экономикой 12,0/32,4 70,6/52,3 110/48,1 5,9 1,6 9,2
Из них: СССР 8,85/23,9 62,5/46,3 93,3/40,7 7,1 1,5 10,5
развитые капиталистические страны 12,0/32,4 34,7/25,7 57,9/25,3 2,9 1,7 4,8
развивающиеся капиталистические страны 13,0/35,2 29,7/22,0 61,0/26,6 2,3 2,1 4,7
Таблица 3.2. Общие и разведанные мировые запасы железных руд
Группа стран, страна Общие запасы на 1 января 1991 г., млрд.т/% Разведанные запасы на 1 января 1991 г., млрд.т/% Среднее содержание железа, %
Мир в целом 452,5/100,0 229,2/100,0 —
Страны с плановой и переходной экономикой 186,0/41,1 110,3/48,1 —
В том числе: СССР 147,5/32,6 93,3/40,7 36
Китай 24,6/5,4 8,9/3,9 32
Развитые капиталистические страны 102,8/22,7 57,9/25,3
В том числе: США 24,4/5,4 16,1/7,0 26
Канада 24,7/5,4 11,9/5,2 35
страны ЕЭС 13,0/2,9 6,1/2,7 —
Швеция 4,5/1,0 2,8/1,2 60
ЮАР 9,3/2,1 4,0/1,7 60
Австралия 23,5/5,2 16,0/7,0 62
Развивающиеся страны 163,7/36,2 61,0/26,6 —
В том числе: Бразилия 50,2/11,1 17,9/7,8 58
Венесуэла 13,7/3,0 3,3/1,4 63
Индия 21,9/4,8 13,2/5,8 61
СССР 11, России 14, Украине 6,5, Казахстане 6% [1]. Прогнозируемые
ресурсы железных руд России на 1 января 1998 г. составили 256,3, из них
богатых 33 млрд.т (12,9%) [1].
В развитых капиталистических странах сосредоточено 102,8 млрд.т об-
щих и 57,9 разведанных запасов. При этом Австралия, ЮАР и Швеция
представлены богатыми рудами с содержанием железа 60...62%, США,
страны ЕЭС и Канада — в основном рядовыми и бедными рудами.
В развивающихся странах общие запасы составляют 163,7, разведанные
61 млрд.т. В большинстве стран месторождения представлены богатыми
рудами и характеризуются благоприятными горнотехническими условиями
разработки, что обеспечивает низкие издержки их добычи и переработки, вы-
сокую конкурентоспособность на мировом рынке. Такие страны, как Брази-
лия, Индия, Австралия, Канада и другие обладают большими потенциаль-
ными ресурсами железных руд и возможностями увеличения торговли ими.
55
II .IIIMIUI |14'ШГ~ШН1 мак JJM.^1
Основные характеристики железных руд и концентратов
По принятой в СССР классификации железные руды подразде-
ляются на следующие основные геолого-промышленные типы [1]:
1. Метаморфизированные железистые кварциты, расположенные на
древних щитах и платформах. Запасы руд этого типа часто составляют от
сотен миллионов до нескольких миллиардов тонн. Так, по состоянию на
1 января 1991 г. запасы категорий А + В + Ц и С2 на месторождениях
Курской магнитной аномалии составляют, млрд.т: Михайловском 14, Ле-
бединском 6,1, Стойло-Лебединском около 3 и т.д. Содержание железа в
рудах колеблется в пределах 25...30% и в среднем составляет 30%.
В России основные месторождения железистых кварцитов расположе-
ны в пределах Воронежского кристаллического массива (район КМА), Бал-
тийского (Оленегорское на Кольском полуострове, Костомукшское в Ка-
релии), Алданского (Чаро-Токкинский район и др.) щитов; на Украинс-
ком щите — месторождения Криворожского бассейна. Крупные
месторождения железистых кварцитов широко распространены в большин-
стве основных добывающих железные руды зарубежных стран: в Австра-
лии (бассейн Хамерсли), Бразилии (районы Каражас и «железного треу-
гольника»), США (район озера Верхнего), Канаде (Лабрадорский прогиб),
Китае (Аныпань-Бенси), Индии, Либерии, Гвинеи и др. Эти руды харак-
теризуются легкой обогатимостью, возможностью разработки открытым
способом. Их запасы составляют около 70% от всех разведанных.
2. Месторождения полигонных богатых гематит-, сидерит- и мартит-
магнетитовых руд. Эти руды формируются при преобразовании железис-
тых кварцитов в результате экзогенных и эндогенных процессов, благода-
ря которым происходит естественное обогащение руды железом за счет
выноса кремнезема и других веществ и преобразования железистых квар-
цитов в богатые руды с содержанием железа 55...62%. Такие руды имеют-
ся в России (КМА), Украине (Кривбасс), Бразилии, Австралии, Венесуэ-
ле, Индии, Либерии и др.
3. Месторождения скарново-магнетитовых руд. По составу силикатной
составляющей руд выделяются месторождения известковых скарнов (пре-
обладающих), магнезиальных скарнов и гидросиликатного типа. Промыш-
ленное значение имеют сплошные и вкрапленные руды. Главным рудным
минералом является магнетит, реже — гематит. Содержание железа обыч-
но составляет 25...45%. В рудах этого типа содержится значительное ко-
личество сульфидов, серы, фосфора, меди, цинка, золота и других эле-
ментов, поэтому они относятся к комплексным.
В зарубежных странах на долю месторождений этого типа проходится
5,5% разведанных запасов и 5,1% производства товарных руд. Месторож-
56
дения этих руд находятся в Перу (Макрона), Чили, Иране (Чегарт и Ча-
дор-Малю), Китае (Ма-аншань). В Казахстане к рудам этого типа отно-
сятся Канарское, Соколовское и Сарбайское месторождения. В России они
в основном расположены на Урале (Магнитогорское, гора Благодать, гора
Высокая и др.), на юге Западной и Восточной Сибири (Таштагольское,
Шерегешевское и др.). Разведанные запасы руд и их добыча составляют
соответственно: в России 15,8 и 24,1%, в Казахстане 55,7 и 64,3%.
4. Бурые железняки (гидрогетитовые, лептохлорит-гидрогетитовые, гид-
рогетитшамозит-сидеритовые, лептохлорит-сидеритовые) оолитового стро-
ения. К этому типу относятся мезозойские месторождения бурых желез-
няков Лотарингского бассейна (на территории Франции, Бельгии, Люк-
сембурга), Великобритании и ФРГ, нижнепалеозойские месторождения в
Канаде (провинция Ньюфаундленд) и США (Бирмингемский район).
В России к этому типу руд относится ряд месторождений сидеритовых
руд Урала (Бакальская группа), Читинской области (Безовское месторож-
дение), гематитовые руды Ангаро-Питского месторождения Красноярско-
го края; на Украине — месторождения Керченского бассейна. Наиболее
крупными месторождениями являются Лисаковское и Аятское в Казахста-
не. Содержание железа в рудах этого типа составляет от 30 до 44%.
5. Месторождения сплошных и вкрапленных магматогенных титано-
магнетитовых и апатит-магнетитовых руд. К первому подтипу относят-
ся титаномагнетитовые руды месторождения Бушвельдского комплекса
в ЮАР, ряд месторождений Швеции (Роутивара, Таберг), Канады (Лак-
Тио, Аллард-Лейк и др.), США, Бразилии, Индии. В России — это Гу-
севогорское и Качканарское месторождения на Урале и ряд других ме-
сторождений.
Содержание железа в рудах — от 14 до 40%. Очень ценной примесью
титаномагнетитовых руд является ванадий, а также повышенное содержа-
ние меди, кобальта, скандия, золота, платины и других.
Месторождения второго подтипа (апатит-магнетитовых руд) расположе-
ны на Балтийском щите (Ковдор), на Южно-Африканском щите (Пало-
бера), в Швеции (Кирунавара). В состав руд входят магнетит, апатит, пе-
ровскит, пирохлор, бадделеит и другие минералы.
На долю титаномагнетитовых и апатит-магнетитовых руд приходится
6,6% мировых разведанных запасов. В России они составляют 13,7% в
запасах и 13,2 — в добыче железных руд, в зарубежных странах — соот-
ветственно 5,5 и 5,5%.
6. Прочие гипергенные железные руды (бурые железняки). Образова-
ние связано с корами выветривания сидеритов, а также основных и уль-
траосновных пород. На их долю в разведанных мировых запасах прихо-
дится 2,4, а в добыче 2,0%. В России к этому типу относятся бурые же-
57
лезняки, связанные с корами выветривания сидеритов, расположенные на
Урале (Бакальская и Зигазино-Комаровская группы месторождений) и в
Читинской области (Бердовское месторождение). Содержание железа в
этих рудах от 37 до 51,9%. На их долю в запасах России приходится 0,7,
в добыче 1,1%.
Бурые железняки, связанные с корами выветривания ультраосновных
пород, имеют небольшое распространение: латеритовые руды Кубы, Фи-
липпин, Индонезии, Гвинеи, Мали, Урала (Серовское, Орско-Халиловс-
кий район). Такие руды, как правило, легированы никелем, хромом и
кобальтом. Доля хромоникелевых руд в запасах России составляет 0,4,
добычи 0,1%.
Качество железных руд определяется совокупностью химических, фи-
зических и технических свойств, обеспечивающих возможность их про-
мышленного использования. Качественная характеристика железной руды
зависит прежде всего от содержания в ней железа и других полезных
компонентов, что оказывает большое влияние на себестоимость концен-
трата. При прочих равных условиях она будет меньше во столько раз,
во сколько будет больше извлечено железа из 1 т руды. Достоверное
определение среднего содержания металла имеет исключительно важное
значение для правильной оценки большинства рудных месторождений,
так как ошибка в подсчетах запасов железной руды имеет гораздо мень-
шее значение по сравнению с ошибкой в определении содержания ме-
талла вследствие того, что последняя ошибка отразится на результатах
эксплуатации с первых дней. Чем беднее руда, тем большее значение
имеет правильное определение содержания железа. В первую очередь от
содержания железа в руде зависит и ее цена. Химический состав желез-
ных руд, применяемых в доменном процессе, оказывает влияние на по-
казатели доменной плавки, сталеплавильного передела, на свойства чу-
гуна и стали.
Все компоненты химического состава железных руд можно разделить
на железо, вредные (сера, фосфор, мышьяк, цинк, свинец) и полезные
примеси (ванадий, хром, кобальт, никель и др.) и шлакообразующие ком-
поненты (пустая порода).
Новые способы получения металла (металлургия железа и порошков)
требует использования более качественных руд, в частности, повышенно-
го содержания железа и отсутствия вредных примесей (особенно изомор-
фных) в главных рудных минералах — магнетите и гематите.
Кроме химического состава, первостепенное значение имеют: минераль-
ный состав сырья, распределение полезных компонентов и вредных при-
месей по отдельным минералам, форма и размеры зерен железосодержа-
щих минералов, характер их срастания друг с другом и с породообразую-
58
: • •••• :г- :-v- ' •• ' J__________________________________________________________________________________________________________-
щими минералами, текстуры и структуры минеральных агрегатов — все это
определяет выбор технологической схемы подготовки руды и способа обо-
гащения; физико-механические свойства минерального сырья; химический
и минеральный состав вмещающих пород.
Из большого количества железосодержащих минералов промышленно-
стью в настоящее время используется магнетит, мартит, гетит, гидрогетит
(лимонит), сидерит, магномагнетит, титаномагнетит. Железные руды в
большинстве своем являются комплексными и кроме железа содержат
целый ряд сопутствующих элементов (медь, цинк, свинец, кобальт, гер-
маний, бор, титан, ванадий, золото, платина и др.), извлечение и исполь-
зование которых улучшает технико-экономические показатели предприя-
тий по добыче железных руд.
Производство и потребление
товарных железных руд в мире
Вторая половина XX в. до начала 90-х годов характеризовалась
бурным использованием минерально-сырьевых ресурсов и продуктов их
переработки, что в значительной мере повлияло на мировую экономику.
Мировое производство товарных железных руд за 1950—1990 гг. увеличи-
лось в 3,6 раза (табл. 3.3). При этом в развитых капиталистических стра-
нах оно возросло в 1,5 раза, в развивающихся — в 17,6, в странах с пла-
новой и переходной экономикой — в 7 раз. За рассматриваемый период
доля в мировом производстве товарных железных руд в развитых капи-
талистических странах уменьшилась с 73,7 до 30,4%, в развивающихся
странах возросла с 6,4 до 31,0%, в странах с плановой и переходной эко-
номикой увеличилась с 19,9 до 38,6% [2]. Из приведенных в табл. 3.3
Таблица 3.3. Производство железной руды в мире в 1997—1998 гг., млн.т/год [2]
Страна 1997 г. 1998 г. 1998/1997,%
Австралия 165,7 161,1 - 2,7
Бразилия 187,9 183,0 ~ 2,6
Канада, США 100,3 101,8 1,5
Индия 69,4 75,0 8,1
Западная Европа 30,6 27,7 - 9,4
Остальные страны западного мира 103,8 102,5 - 1,3
Всего западные страны 657,7 651,1 - 1,0
Китай 122,8 123,0 0,1
Страны бывшего СССР 128,4 129,7 1,0
Всего в мире 912,3 905,6 - 0,7
59
§ Таблица 3.4. Мировое производство товарных железных руд в 1950—1990 гг., млн. т/%
Группа стран, страна 1950 г. 1970 г. 1980 г. 1990 г. 1970 Г./1950 г. 1990 Г./1970 г. 1990 Г./1950 г.
Мир в целом Страны с плановой 251/100,0 754/100,0 921/100,0 909/100,0 3,0 1,2 3,6
и переходной экономикой В том числе: 50,0/19,9 257,0/34,1 366,5/39,8 351,2/38,6 5,1 1,4 7,0
СССР Китай Развитые 39,6/15,8 Н.д. 197,0/26,1 Н.д. 245,3/26,6 Н.д. 235,2/25,8 5,0 1,2 5,9
капиталистические страны В том числе: 185,0/73,7 326,4/43,3 323,9/35,2 256,5/30,4 1,8 0,8 1,5
США 101,0/40,2 91,3/12,1 70,7/7,7 56,4/6,2 0,9 0,6 0,6
Канада 3,3/1,3 47,5/6,3 50,2/5,5 35,7/3,9 14,4 0,8 10,8
Страны-члены ЕЭС В том числе: 87,0/34,7 89,0/11,8 43,0/4,7 13,9/1,5 1,0 0,2 0,2
Великобритания 13,2/5,3 12,0/1,6 0,9/0,1 0,06/- 0,9 — —
Франция 30,0/11,9 56,8/7,5 29,2/3,2 8,7/0,96 1,9 0,2 0,3
Австрия 2,4/0,96 57,1/7,6 95,5/10,4 113,5/12,5 23,8 2,0 47,3
Развивающиеся страны В том числе: 16,0/6,4 170,7/22,6 230,4/25,0 281,7/31,0 10,6 1,6 17,6
Бразилия 2,0/0,8 34,8/4,6 100,3/10,9 152,3/16,7 17,4 4,4 76,2
Индия 3,3/1,3 31,4/4,2 41,9/4,6 53,7/5,9 9,5 1,7 16,3
Венесуэла Н.д. Н.д. Н.д. 20,1/2,2 — — —
Либерия — 23,7/3,1 18,2/2,0 4,0/0,4 — — 0,2
данных видно, что в развитии производства товарных железных руд от-
четливо проявляются три периода.
В первом периоде (1950—1970 гг.) производство товарных железных руд
в большинстве стран увеличивалось достаточно высокими темпами. Так,
в развитых странах производство товарных руд возросло в 1,8 раза, в раз-
вивающихся странах — в 10,6. Наиболее высокими темпами производства
железных руд увеличивалось в Австралии (в 23,8 раза) и Бразилии (в
17,4 раза).
В то же время в ряде промышленно развитых стран к 1970 г. намети-
лось снижение производства товарных руд: в США и Великобритании
почти на 10%, в ФРГ — почти на 70%.
Для второго периода (1970—1990 гг.) характерно снижение темпов ро-
ста, а в большинстве промышленно развитых странах — сокращение про-
изводства товарных железных руд. В целом по развитым странам произ-
водство их сократилось на 15%, в США — на 39%, в странах ЕС — в
6,4 раза, а в Великобритании и ФРГ почти полностью. Это обусловлено
снижением потребности в чугуне и стали за счет снижения металлоем-
кости изделий, высокими издержками при разработке бедных руд, по-
вышением стоимости энергии и расходов на охрану окружающей среды.
Этим странам оказалось наиболее экономически выгодным импортиро-
вать товарные руды из других стран, обладающих месторождениями бо-
гатых руд.
В третьем периоде (1990—1998 гг.) наблюдалось дальнейшее снижение
темпов роста производства товарной железной руды в мире и даже не-
которая стабилизация его. В 1998 г. производство железной руды в за-
падном мире составило около 651 млн.т и лишь на 1% не достигло ре-
кордного уровня 1997 г. (657,7 млн.т), а общее мировое производство
(905,6 млн.т) уменьшилось на 0,7% (912,3 млн.т в 1997 г.) [2].
В течение 1998 г. основные страны — поставщики железной руды —
сократили производство, за исключением Канады и Индии. Производство
в двух крупнейших странах — Китае и бывшем СССР продолжало стаби-
лизироваться и составило соответственно 123 и 130 млн.т.
Хотя добыча железной руды ведется во многих странах (примерно в
50), основной объем руды поступает лишь из нескольких стран. Пять
крупнейших производителей (Китай, Австралия, Бразилия, Россия, Индия)
производят более 70% всей мировой товарной руды.
В 1997 г. 45,2% от всей мировой добычи железной руды было экспор-
тировано (42,5% в 1996 г.); экспорт железной руды достиг рекордного
уровня 474,8 млн.т.
Экспорт железной руды основными странами-экспортерами в 1995—
1997 гг. характеризуется следующими данными, млн.т/год:
61
'H/KHt*.
1995 г. 1996 г. 1997 г.
Австралия 137,1 135,5 155,6
Бразилия 131,4 129,7 140,4
Россия 32,6 29,4 33,7
Канада 28,7 27,9 32,3
Индия 32,3 31,7 31,9
Южная Африка 21,8 19,3 20,7
Швеция 17,1 16,1 18,3
Мавритания Н,5 Н,2 11,7
Венесуэла 10,6 9,6 9,3
Прочие 25,2 23,4 20,9
Всего в мире 448,3 433,8 474,8
Австралия и Бразилия по-прежнему являются основными экспортера-
ми. Из дополнительно добытых 41 млн.т железной руды, экспортирован-
ной в 1997 г., на Австралию и Бразилию приходится соответственно 49,0
и 26,1%. Австралия увеличила поставки железорудного сырья на мировой
рынок на 14,8% (до 155,6 млн.т), Бразилия — на 8,2% (до 140 млн.т) [3].
Рост объема экспорта произошел за счет увеличения спроса на данный
вид сырья со стороны стран-импортеров.
Мировой импорт железной руды в 1995—1997 гг. характеризуется сле-
дующими данными, млн.т:
1995 г. 1996 г. 1997 г. 1995 г. 1996 г. 1997 г.
Япония 120,4 119,2 126,6 Польша 12,2 10,6 11,8
Китай 41,2 43,9 55,1 Бельгия,
Люксембург 15,8 13,0 ИД
Германия 43,3 39,4 42,2 Нидерланды 8,7 8,4 8,6
Южная Корея 35,1 34,8 38,6 Румыния 7,1 6,1 7,4
Великобритания 20,8 20,4 21,0 Канада 6,0 6,9 7,1
Франция 20,2 18,4 20,2 Испания 7,3 6,1 5,9
США 17,5 18,4 18,6 Аргентина 4,4 4,9 5,3
Италия 18,3 16,0 16,7 Австрия 4,3 4,5 5,1
Тайвань 9,2 10,1 14,0 Финляндия 3,0 з,з 3,7
Чешская и Сло- Прочие 33,0 33,8 36,9
вацкая республики 13,8 11,7 12,9 Всего в мире 441,0 429,9 468,8
Япония принадлежит к крупнейшим импортерам: на ее долю прихо-
дится 27% мирового импорта железной руды. За ней следует Китай, им-
порт которого (от мирового) составил 11,8%, затем Германия — 9,0%.
Япония получает основную часть необходимой железной руды из Австра-
лии. На Азию, которая занимает большую и возрастающую часть мирово-
го экспорта, приходится 51,6% от импорта. Азиатские страны занимают
три из четырех верхних позиций среди стран-импортеров железной руды.
62
Основными поставщиками железной руды в США являются Канада и
Бразилия (более 80% общего объема импорта в страну).
Цены на мелкую железную руду, продающуюся в Европе, упали при-
мерно на 1%, в то время как в Японии поднялись примерно на ту же
величину. В Европе цена падает и на кусковую руду, в то время как в
Японии цена кусковой руды остается постоянной. Цена окатышей немного
снизилась как в Европе, так и в Японии.
В течение 1997 г. поднялись цены на морской фрахт. Средние реаль-
ные цены на морской фрахт железной руды из Бразилии в Западную Ев-
ропу поднялись с 5,63 в 1966 г. до 6,19 долл/т в 1997 г.
Цена фрахта от Бразилии до Японии поднялась до 9,14 долл/т. Для
Австралии цены поднялись при фрахте в Западную Европу с 7,01 до 7,55
долл/т, для Канады в Западную Европу — с 5,28 до 5,49 долл/т [3].
В 1998 г. объем международной торговли железной рудой уменьшился
до 458 млн.т, т.е. на 2,5%, или на 12 млн.т. Экспортные поставки из Ав-
стралии за год оказались ниже на 7,1% и составили 144,6 млн.т, но, с
другой стороны, такой экспортер, как Бразилия увеличила поставки на 2%
(до 143,2 млн.т). Индия, Перу и Южная Африка также зарегистрировали
повышение, а экспорт Швеции упал почти на 13%. Главным регионом,
где произошло сокращение импорта, оказалась Азия (включая Японию и
Южную Корею); в этих странах отмечено резкое падение импорта — при-
мерно на 13%. Импорт США также значительно сократился (на 8,6%).
Между тем Западная Европа и латиноамериканский регион увеличили
импорт [2].
Железная руда используется почти исключительно для производства
чугуна и губчатого железа, которые служат основным сырьем для выплав-
ки нерафинированной стали. Прогнозы показывают, что торговля на ми-
ровом рынке железорудной продукцией может резко возрасти, причем в
разных регионах по-разному [4].
Прогнозируется, что мировая добыча железной руды в 2001 г. составит
около 1170 млн.т. Наиболее значительно она будет расширена после ввода
новых рудников в Австралии, Индии, ЮАР, Бразилии, т.е. в странах с
низкими издержками производства [5]. Отмечается, что кризис в странах
Юго-Восточной Азии окажет серьезное влияние на производство стали и
на спрос на железную руду. Несмотря на экономические проблемы стран
Азии, по прогнозу австралийских экспертов, в 2005 г. потребности черной
металлургии стран Азии в товарной железной руде увеличатся на 60 млн. т
(до 265), а в мире — на 34 млн.т. Прогнозируется, что в течение следую-
щего десятилетия Россия, Украина и страны Центральной Европы будут
играть основную роль в определении цен на железорудную продукцию (и
на ее количество), импортируемую металлургическими заводами Европы [4].
63
**жмя
2. РЫНОК ОКИСЛЕННЫХ ОКАТЫШЕЙ
Окомкование тонкоизмельченных концентратов как новый метод
окускования железных руд получил широкое распространение в мире с
1954 г., а в СССР — с 1963 г. [1]. Широкое развитие процесса окомкова-
ния обусловлено рядом фактов:
— значительным увеличением производства тонкоизмельченных богатых
концентратов (крупностью менее 0,044 мм), получаемых в результате глу-
бокого обогащения бедных тонковкрапленных руд, окускование которых
методом агломерации снижает технико-экономические показатели процес-
са, резко ухудшает условия труда;
— возможностью транспортирования окатышей на большие расстояния
с неоднократными перегрузками. Агломерат в таких условиях разрушается
с образованием большого количества мелочи, теряя свои свойства;
— обеспечением высокого содержания железа, равномерной крупности
и низкого (не более 4%) содержания мелочи;
— возможностью производства окатышей с заданными металлургичес-
кими свойствами при использовании соответствующих добавок и возмож-
ности регулирования атмосферы обжига (окислительная, нейтральная, вос-
становительная);
— более экологически чистым процессом, по сравнению с агломераци-
ей. В отходящих газах при обжиге отсутствует монооксид углерода (при
агломерации его содержание достигает 30 кг/т агломерата), выбросы ок-
сида азота на порядок ниже, чем при агломерации (0,3 против 3,0 кг/т),
примерно такое же положение с выбросом пыли;
— снижением топливно-энергетических затрат в процессе окомкования,
которые составляют около 0,5—1,75 МДж/т окатышей, в то время как при
агломерации — 2,0—2,35 МДж/т агломерата.
Технология производства окатышей из тонкоизмельченных концентра-
тов осуществляется в два этапа: получение сырых окатышей и упрочняю-
щий высокотемпературный обжиг.
Сырые окатыши получают в барабанных и чашевых грануляторах. В про-
цессе производства сырых окатышей в шихту вводят связующие добавки,
такие, как бентонитовая глина с не менее чем 12-кратной набухаемостью.
Кроме того, в качестве связующих добавок могут служить нонтронитовые
и келловейские глины, известь, отходы целлюлозно-бумажной промышлен-
ности, крахмалы и другие органические и неорганические добавки.
Прочность сырых окатышей должна обеспечивать трех-четырехкратную
перегрузку без разрушения до укладки их на обжиговую тележку. С этой
целью сырые окатыши испытывают на прочность на раздавливание (не
менее 0,8 кг/окатыш) и на сбрасывание с высоты 300 мм на стальную
64
плиту (не менее 8 раз). Если сырые окатыши разрушаются при испыта-
нии, то процесс их производства регулируется количеством связующей
добавки, добавлением влаги в окомкователи, производительностью оком-
кователя, изменением крупности компонентов шихты.
Производство окатышей осуществляется по специальной технологии
в основных отделениях фабрики окомкования: приема и подготовки
шихтовых материалов к окомкованию; дозировки и производства сырых
окатышей; обжига окатышей; сортировки и складирования обожженных
окатышей.
Процесс упрочнения окатышей высокотемпературным обжигом может
осуществляться на конвейерной колосниковой машине, комбинированной
установке (решетка — трубчатая печь), в шахтной печи, на кольцевой ко-
лосниковой машине или перфорированной ленте.
Процесс упрочнения окатышей высокотемпературным обжигом основан
на спекании частиц концентрата за счет протекания физико-химических
реакций в твердой и расплавленной фазах. Оптимальное упрочнение ока-
тышей происходит при наличии 12...20% жидкой фазы, которая служит
затем цементирующей связкой. В этом случае получают окатыши с высо-
кой холодной и горячей прочностью (при восстановлении). На современ-
ных окомковательных фабриках упрочняющий обжиг осуществляется в
окислительной атмосфере с окислением магнетита до гематита с замет-
ным выделением тепла:
2Fe3O4 + i/i®! = 3Fe2O3 + 247 МДж.
Твердофазные реакции в процессе обжига неофлюсованных окатышей
связаны с образованием силикатов железа (фаялиты), а при обжиге оф-
люсованных окатышей решающее значение имеет образование ферритов
кальция.
Независимо от типа применяемого оборудования процесс упрочняющего
обжига состоит из следующих технологических зон:
— сушки с продувом и прососом теплоносителя с температурой
300...400 °C;
— подогрева окатышей до температуры 800... 1100 °C;
— обжига при температуре 1150... 1350 °C (три зоны);
— рекуперации (отбора тепла от горячих окатышей и возврата горячего
теплоносителя в процессе сушки и обжига);
— охлаждения окатышей с продувкой и прососом с целью снижения
их температуры до 120...150 °C и возврата в процесс (две зоны).
На конвейерной машине все технологические зоны находятся в одном
агрегате и разделяются перегородками в комбинированной установке ре-
шетка — трубчатая печь. Сушка и подогрев окатышей производятся на ре-
3 — 1473
65
шетке, обжиг — во вращающихся печах, охлаждение — в охладителях
кольцевого или чашевого типа.
Улучшение металлургических свойств окатышей позволило увеличить их
долю в шихте доменных печей до 75% и выше в США и до 100% в
Швеции. Применение современного оборудования и совершенствованной
технологии на фабриках окомкования позволило улучшить экологическую
обстановку и снизить эксплуатационные и топливно-энергетические зат-
раты на 1 т готовой продукции по сравнению с производством агломерата.
Качество железорудных окатышей,
их производство и потребление
В зависимости от способа окомкования и последующего метал-
лургического передела определяются требования металлургического произ-
водства к окускованному сырью [1]. Крупность металлургического сырья
различных производств характеризуется следующими данными, мм:
Доменное:
агломерат
Сталеплавильное:
агломерат
Содержание мелочи
< 5 мм,%, не более:
в агломерате
<35 >5;
<80 >5;
окатыши
окатыши
в окатышах
< 16 >5;
< 16 > 5;
Прочность и истираемость агломерата и окатышей определяются по
ГОСТам и согласовываются с потребителем.
Для агломерата: прочность на удар — не менее 65% фракции > 5 мм;
истираемость — не более 11% фракции <0,5 мм.
Для окатышей: прочность на удар — не менее 92% фракции > 5 мм;
истираемость — не более 5% фракции < 0,5 мм; прочность на сжатие —
> 200 кг/окатыш.
Содержание железа и основность в окускованном сырье определяются
составом шихты и прямым договором с потребителем.
Содержание легирующих элементов и вредных примесей, а также вос-
становимость, температурный интервал размягчения, содержание FeO, по-
ристость, горячая прочность и другие показатели включаются в техничес-
кие требования по согласованию с потребителем.
По состоянию на 1990 г. в мире работало 45 фабрик окомкования, на
которых было произведено 236 млн.т окатышей, в том числе в СССР
68 млн.т. Наряду с удовлетворением потребности страны с черных ме-
таллах увеличение добычи железных руд в значительной мере определя-
лось также нуждами экспорта. В 1990 г. основная часть экспортируемой
66
железорудной продукции отгружалась в страны Восточной Европы, не-
значительная — в развитые страны: Австрию, Швецию, Италию, Испа-
нию, Финляндию, Германию и т.д. В общей доле экспорта 32,5% прихо-
дилось на РСФСР, 67,4 — на Украину, 0,1 — на Казахстан.
Общее производство окатышей в СССР заметно наращивалось с 1970 г.
и в 1990 г. составило в РФ 31,2 млн.т (содержание железа 62,2%, основ-
ность 1,1).
За рубежом основными экспортерами железорудных окатышей являются
Канада, США, Бразилия, Австралия, Венесуэла, Чили и др. Канада зани-
мает четвертое место в мире по экспорту железорудной продукции и усту-
пает лишь Австралии, Бразилии и Индии. Вместе с тем Канада занимает
второе место в мире по экспорту окатышей, уступая лишь Бразилии [4].
В последнее время производительность канадских предприятий достиг-
ла примерно 41,1 млн.т железорудной продукции в год, причем производ-
ство фирмы «Quebec Cartier Mining Со» составило 18 млн.т концентрата,
включая 8,4 окатышей; производство фирмы «Iron Ore Со of Canada» со-
ставило 16 млн.т концентрата, включая 10,6 окатышей. В Бразилии про-
изводство окатышей увеличилось с 29,9 млн.т в 1996 го до 31,1 млн.т в
1997 г., причем, главным образом они предназначались на экспорт (в
1995 г. он достиг 27 млн.т по цене 33—35 долл/т [5].
Для полного удовлетворения внутренних потребностей в железной руде
США приходится импортировать более 18 млн.т данного сырья. Ниже
представлены данные об импорте железорудного сырья по видам в США
в 1997 г., млн.т: [5]:
Концентрат 1,449
Крупнокусковая руда 1,296
Рудная мелочь 3,058
Окатыши 11,570
Прочее окускованное сырье 1,225
Прочие виды сырья 0,012
Всего 18,610
Основная доля железорудного сырья в импорте США приходится на
окатыши, доля которых в общем импорте данного сырья превышает 62%.
Основными поставщиками железорудного сырья в США являются Канада
и Бразилия (более 80% от общего объема импорта), далее следуют Вене-
суэла, Австралия, Перу, Чили. В Венесуэле мощности по производству
окатышей возрастут с 9,9 в 1997 г. до 16 млн.т в 2001 г.
В Чили на фабрике окомкования «Уаско» производится 4,0 млн.т в год
окатышей, из них 3,4 — офлюсованные окатыши для доменных печей и
0,6 — окатыши для процессов прямого восстановления. Для этих процес-
э*
67
сов выпускается два вида окатышей: один с содержанием железа 66,5% и
1,6% SiO2 для процесса HIL, второй 67% Fe и 1,2% SiO2 для процесса
Midrex. В дальнейшем намечается производить 3,2 млн.т в год окатышей
для доменных печей и 9,8 — для прямого восстановления [6].
Окатыши служат основным сырьем для установок прямого восстанов-
ления. Согласно данным Midrex Corp. (США) в 1997 г. в производстве
губчатого железа переработано 56,2 млн.т железорудного сырья, из них
79% приходится на окатыши, 19% — на кусковую руду и 2% — на руд-
ную мелочь. Производство окатышей в западном мире в 1998 г. несколь-
ко увеличилось, но экспорт сократился на 3,4%. Более значительно (на
8,9%, или на 17,5 млн.т) выросло производство окатышей в период с
середины 1997 г. до конца 1998 г. [2].
Однако в дальнейшем ввод в эксплуатацию новых мощностей по про-
изводству окатышей не предполагается, в связи с недостатком этого вида
сырья. Этот факт отчасти может быть связан с неблагоприятной ситуаци-
ей, касающейся спроса на сырье для производства губчатого железа. Ока-
тыши для установок прямого восстановления имеют более высокое каче-
ство, чем обычные, и это обусловливает ценовую надбавку. Цены на ока-
тыши обеих категорий качества в течение ряда лет удерживались на
стабильном уровне, но в ходе переговоров на 1999 г. оказались снижен-
ными на 13%, что значительно превосходит 10,6%-ное снижение цен на
концентрат и кусковую руду.
Прогнозы показывают, что даже если по-прежнему будут наблюдаться
избыточные поставки железорудных концентратов на рынок, все равно
будет увеличиваться рынок окатышей. Таким образом, капиталовложения,
направленные на увеличение производства окатышей, окупятся уже в на-
чале XXI века.
3. РЫНОК МЕТАЛЛИЗОВАННЫХ ОКАТЫШЕЙ
Способы производства металлизованного сырья
и виды продукции
В настоящее время основное количество черных металлов произ-
водится по двухступенчатой схеме чугун — сталь, но все большее внима-
ние и развитие получают процессы внедоменного (бескоксового) получе-
ния металла. Причины возникновения и развития процессов внедоменно-
го получения металла следующие:
— дефицит и дороговизна коксующихся углей, ухудшение их качества,
отсутствие во многих регионах мира;
68
— стремление более рационально использовать топливно-энергетичес-
кие ресурсы и необходимость увеличения в черной металлургии доли наи-
более экономичных видов топлива — газа, нефти, некоксующихся углей;
— ограниченность ресурсов скрапа гарантированной чистоты и стабиль-
ного состава;
— постоянно растущие требования к качеству металла и возможность
достижения более высокого качества стали при использовании для ее вып-
лавки металлизованного сырья вместо скрапа вследствие повышенной чи-
стоты металлизованного сырья по вредным примесям, и особенно приме-
сям цветных металлов;
— возможность организации маломасштабной металлургии (строитель-
ство мини-заводов) и расширение экономико-географических районов рен-
табельного металлургического производства на основе получения и исполь-
зования металлизованного сырья, что особенно важно для многих разви-
вающихся стран;
— уменьшение загрязнения окружающей среды.
Процессы внедоменного получения металла разделены на два больших
класса: твердофазные и жидкофазные. В твердофазных процессах удале-
ние кислорода из руды при использовании газообразного или твердого
восстановителя происходит при температурах ниже температуры размягче-
ния компонентов шихты. Продукты восстановления называются губчатым
железом или металлизованными окатышами. В высокотемпературных —
процесс восстановления оксидов железа частично происходит при темпе-
ратурах расплавления, а довосстановление — при температуре плавления
оксидной и металлической фаз или восстановление происходит полнос-
тью из расплава.
Сырье для металлизации выбирают в соответствии с требованиями,
предъявляемыми к качеству металлизованного продукта со стороны его
дальнейшего передела, а также с учетом физико-химических изменений,
которым оно подвергается в процессе металлизации. Для успешного про-
текания процессов восстановления в шахтных печах существует ряд спе-
цифических требований к железорудному сырью. В процессах прямого
получения железа используют руды и окатыши с высоким (> 66%) содер-
жанием железа.
Пустая порода большинства руд и окатышей состоит в основном из
кремнезема. При выплавке стали в электропечах основность шлака
(СаО + MgO)/(SiO2) поддерживают в пределах 1,5...2,0, вводя для офлю-
сования пустой породы известь. При увеличении содержания кремнезема
в пустой породе возрастают расходы электроэнергии и извести, снижает-
ся скорость плавления шихты, увеличиваются потери железа со шлаком,
осложняются уборка и вывоз шлака. В связи с этим для получения губ-
69
чатого железа стремятся использовать богатое железорудное сырье с низ-
ким содержанием кремнезема.
Из применимых в мире окатышей для прямого получения железа наи-
более высокое содержание оксида кремния отмечено в окатышах ОАО
ОЭМК. При современных средствах обогащения возможно получение Ле-
бединского концентрата с содержанием 0,4...0,6% кремнезема, однако при
этом затраты на обогащение значительно превышают экономию на элек-
троплавку [7]. Поскольку фосфор, как и кремнезем, при металлизации не
удаляется, желательно, чтобы в железорудных материалах его было как
можно меньше. В окатышах ОАО ОЭМК содержится около 0,01% Р.
Из железорудных материалов при восстановлении удаляется 40...80% S
в виде соединений H2S и COS, что в некоторых случаях, когда для кон-
версии используется колошниковый газ, может привести к отравлению
катализатора. В этом случае технологический газ для очистки от серы
перед подачей в реформер приходится пропускать через губчатое желе-
зо, используя его как охлаждающий (заводы «Гамбургерштальверке» и
«Сидор»).
Большое значение для процессов металлизации в шахтных печах имеет
неполное окисление магнетита при окислительном обжиге окатышей, т.е.
присутствие в окисленных окатышах двухвалентного железа. В зернах маг-
нетита поры в процессе восстановления не образуются. Он восстанавли-
вается в плотный вюстит, окруженный тонкой железной оболочкой, ко-
торая препятствует дальнейшему восстановлению оксидов, тогда как ис-
ходные зерна гематита восстанавливаются полностью. Кроме того,
двухвалентное железо при температуре обжига может образовывать с крем-
неземом легкоплавкие соединения, которые в виде пленок будут блоки-
ровать значительные участки оксидов. Если окатыши при обжиге окисля-
ются недостаточно, то остаточный магнетит находится в основном в цен-
тре окатыша и восстановление его полностью прекращается.
Содержание двухвалентного железа в окисленных окатышах ОАО
ОЭМК в среднем составляет 0,35%, однако бывают случаи, когда в пуль-
пу для окомкования добавляется неконтролируемое количество шламов с
установок металлизации, в которых содержатся металлическое железо и до
10% углерода, в результате чего в обжигаемых окатышах создаются вос-
становительные условия и магнетит не окисляется [7].
Тогда содержание двухвалентного железа поднимается до 1% и выше и
обязательно наблюдаются значительные колебания степени металлизации.
Фракционный состав железорудных материалов играет большую роль в
процессах прямого получения железа в шахтных печах.
Исследованиями установлено, что время восстановления окатышей пря-
мо пропорционально их размерам [7]:
70
................................................. ..щшщц,,..^ щ „
х = AR,
где А — постоянный коэффициент. Кроме того, с уменьшением размеров
окатышей растет производительность обжиговой машины и снижаются
удельный расход топлива при производстве окисленных окатышей и вре-
мя их расплавления при плавке в электропечи.
С этой точки зрения предпочтительно использовать более мелкие фрак-
ции железорудных материалов, однако уменьшение среднего диаметра
шихты с 12 до 8 мм увеличивает вдвое газодинамическое сопротивление
слоя, что снижает активный вес столба шихты и может быть причиной
нарушения равномерного схода материалов. Кроме того, уменьшение ди-
аметра окатышей приводит к росту числа контактов между частицами
шихты в единице объема, что способствует увеличению склонности ших-
ты к спеканию. Установлено, что если количество фракции 9... 11 мм в
окисленных окатышах ОАО ОЭМК превышает 50%, то возможны зат-
руднения схода шихты из-за кострения образовавшихся в печи спеков и
остановок маятникового разгрузочного устройства. Это явление можно ус-
транить приемами, препятствующими спекообразованию окатышей.
Размер окатышей влияет на разупрочнение их в процессе восстановле-
ния и образования мелочи. При увеличении диаметра окатышей с 8... 13
мм удельная прочность их уменьшается в шесть раз. Размер окатышей
влияет на содержание углерода в них после металлизации в шахтных пе-
чах. Углерод в металлизованных окатышах находится в основном в по-
верхностном слое (например, наружная часть 1/3 даметра) содержит 3,48%
углерода, а середина и центр 1,75 и 0,65% соответственно). Снижение
среднего размера окатышей с 12 до 10 мм при неизменных параметрах
работы шахтной печи увеличивает содержание углерода на 0,3%.
Резкие колебания фракционного состава окисленных окатышей сильно
влияют на процесс металлизации в шахтных печах, так как обслуживаю-
щий персонал не успевает реагировать на изменения размеров окатышей.
Фракционный состав окисленных окатышей, получаемых в цехе окомко-
вания ОЭМК, приведен ниже [7]:
Фракция, мм 0...5 5...9 9...11 11...13 13...15 >15 (9...11)+(13...15)+(>15)
Количество
фракции,% 0,8±0,1 1,9±0,2 41 ± 9 27 ±3 21 ± 7 7±2 89±2
Наибольшим колебаниям подвержены фракции 9...11 и 13...15 мм. Из-
менение количества этих фракций происходит в основном за счет друг
друга, так как сумма их колеблется незначительно. Наблюдаются случаи,
когда в процессе производства окисленных окатышей за 4 ч количество
фракции 9...11 мм может измениться с 38 до 50%, а фракции >13 мм с
71
32 до 20%. Наблюдениями за работой шахтных печей установлено, что при
резких колебаниях содержания этих фракций резко изменяется степень
металлизации губчатого железа. В настоящее время по техническим усло-
виям окисленные окатыши цеха окомкования ОАО ОЭМК должны иметь
содержание фракции 9... 15 мм >85%. По опыту работы зарубежных уста-
новок оптимальная крупность руды составляет 10...40 мм. Окатыши круп-
ностью >15 мм склонны к разрушению в процессе их восстановления.
Использование руды фракции >40 мм может вызвать кострение материа-
лов в загрузочном устройстве шахтной печи.
Ход процесса металлизации зависит от содержания мелочи (0...4 мм) в
шихте. При увеличении содержания мелочи нарушается газовый поток в
зоне восстановления, сопротивление столба материалов возрастает, газ идет
по каналам с меньшим сопротивлением. Это ведет к снижению произво-
дительности, подвисанию шихты и ухудшению показателей процесса. Окис-
ленные окатыши перед подачей в печь проходят грохочение, и в них ос-
тается 0,5...0,7% мелочи. Руду перед подачей в печь также подвергают гро-
хочению. Некоторые руды, имеющие слоистую структуру, в шахтной печи
разрушаются на 70...100%, поэтому применение их в шихте ограничивается.
На скорость восстановления влияет пористость окисленных окатышей,
которая в основном зависит от температуры окислительного обжига. На-
пример, при снижении температуры обжига с 1250 до 1200 °C общая по-
ристость повышается на 15...20%, что при неизменных параметрах работы
шахтной печи приводит к увеличению степени металлизации на 2...3%.
Производительность шахтных печей зависит от температуры восстанови-
тельного газа, поэтому необходимо работать при максимально возможной
температуре, которая ограничивается температурой образования спеков.
При работе на неофлюсованных окатышах ОАО ОЭМК температура
начала спекообразования составляет 750...760 °C, поэтому шахтные печи
работают при меньшей температуре восстановительного газа. Температу-
рой спекообразования окатышей можно управлять путем изменения со-
става и количества пустой породы, уменьшения площади контакта между
кусками материала и нанесения защитного покрытия на окатыши.
Исследования показали, что с повышением количества пустой породы
и основности окатышей образование спеков затрудняется. Сила сцепле-
ния между окатышами зависит от площади контакта между ними. С по-
вышением количества пустой породы и ее основности уменьшается спо-
собность окатышей к деформации под нагрузкой, в результате чего умень-
шается площадь контакта между ними. Такие окатыши в горячем
состоянии под нагрузкой разрушаются на куски, а не расплющиваются.
Уменьшения площади контакта между кусками шихтовых материалов
можно добиться путем добавления руды к окатышам. Так как место кон-
72
такта кусков руцы между собой и с окатышами имеет малую площадь,
опасность образования прочных спеков уменьшается даже при значитель-
ном повышении температуры.
Одним из путей предотвращения спекания железорудных материалов
является нанесение на них покрытий, отделяющих восстановленное желе-
зо, но не влияющих отрицательно на последующий металлургический пе-
редел. Тонкая пленка может наноситься на окисленные окатыши при об-
рызгивании их водными растворами Са(ОН)2, Mg(OH)2. На ОАО ОЭМК
для этой цели применяют обрызгивание окатышей меловой суспензией,
что позволяет поднять температуру в шахтной печи не менее, чем на
150 °C. Исследования показали, что, применяя одновременное офлюсо-
вание Лебединских окатышей доломитизированным известняком до ос-
новности 1,7 и омелование, температуру восстановительных газов мож-
но поднять до 950...1000 °C.
Процессы получения губчатого железа осуществляются при умеренных
температурах с использованием газообразного или твердого восстановите-
ля в различных агрегатах: шахтных, трубчатых, муфельных, отражательных,
электронагревательных печах, ретортах периодического действия, конвей-
ерных машинах, реакторах с кипящим слоем и др. Иногда эти агрегаты
соединены в комплексы, в которых наиболее часто сочетаются с электро-
печью (электродоменной или дуговой) для получения жидкого металла
(чугуна и стали).
Чаще всего губчатое железо применяют как высокочистую добавку к
стальному лому, а также для замены лома в случае его дефицита или
высоких цен. Однако повышение цен на лом не является главной причи-
ной возросшего интереса к губчатому железу. Наиболее стабильный спрос
на него отмечается в странах с недостаточными мощностями доменного
производства и поставками стального лома. Меньшую роль в производ-
стве металла губчатое железо играет в промышленно развитых странах
Европы, В Японии и США, где железная руда, стальной лом и твердое
топливо продолжают оставаться достаточно дешевыми, что обеспечивает
производство чугуна при более низких затратах, чем производство губча-
того железа.
Основными процессами, используемыми на работающих, строящихся и
проектных установках для производства губчатого железа, являются про-
цессы с применением шахтных печей (главным образом процесс Midrex,
HIL-III) и реторт периодического действия (процессы HIL-I, HIL-II). Про-
цессы с использованием вращающихся печей и твердого восстановителя
(процессы SL-RN, Krupp, Kawasaki и др.) в последние годы находят про-
мышленное применение главным образом при переработке металлургичес-
ких отходов — пыли и шламов, которые содержат примеси цинка, свинца
73
и др., а также комплексных железных руд (богатых титаном, хромом,
никелем, марганцем и др.), не пригодных для использования в домен-
ных печах [8].
Процессы в кипящем слое получили меньшее распространение в связи
с целым рядом специфических особенностей (жесткие требования к гра-
нулометрическому составу, газодинамические ограничения существования
кипящего слоя, температурные условия и др.). Преимущественное разви-
тие в мировой практике прямого восстановления процессов Midrex и HIL
обусловлено их лучшими технико-экономическими показателями (табл. 3.5.)
На долю процессов Midrex и HIL приходится около 80% производства
металлизованного сырья в мире, в том числе на долю Midrex 60...65%.
Этот процесс реализован в России на ОАО ОЭМК.
Установки прямого получения железа сооружаются в основном в раз-
вивающихся странах, с относительно малой потребностью рынка в стали,
ограниченными капиталами, малыми ресурсами лома, коксующихся углей
и природного газа. Например, ЮАР не имеет газа и строит свою метал-
лургию на собственных углях.
Качество металлизованного сырья
Химический состав. Основными показателями качества метал-
лизованного продукта являются степень металлизации, содержание угле-
рода и вредных примесей.
Степень металлизации равна отношению металлического железа к же-
лезу общему:
Для губчатого железа предназначенного для выплавки стали, степень
металлизации составляет 87...97%. Такая низкая степень металлизации при-
меняется в случае использования высокофосфористых руд и для получе-
ния необходимой окисленности шлака при дефосфорации металла в про-
цессе расплавления губчатого железа.
Практикой установлено, что с целью использования высокой мощнос-
ти трансформаторов электропечей и предохранения футеровки стен и сво-
дов от воздействия электрических дуг плавление металлизованных окаты-
шей должно сопровождаться вспениванием шлака за счет реакций окис-
ления углерода. Толщина шлакового слоя на ванне металла при этом
увеличивается в 4—5 раз и экранирует электрические дуги. Создать такой
шлаковый слой можно, вдувая в ванну газообразный кислород, а в слу-
чае его отсутствия — добавляя окисленные окатыши или применяя ме-
74
Таблица 3.5. Технико-экономические показатели производства металлизованного сырья в различных агрегатах
Агрегат Процесс Производи- тельность, т/сут Степень металли- зации^ Расход на 1 т металлизованного сырья Расход, тепла, млн. МДж/т продукта Удельные капиталовло- жения, долл/т
железорудное сырье, т природный з газ, м3 электроэнер- гия, кВт-ч вода, м
Шахтные печи Midrex 1200 93 1,4 360-400 120-140 1-2 12,2-13,4 70-75
Armco 800-1050 90 1,4 360-400 35-40 1,9-2,7 13,0-14,4 60-75
Purofer 500 90 1,4-1,5 385-400 100-150 1,5 13,0-13,8 70
Периодически действующие реторты HIL 700-1200 90 1,4 460-600 6-15 3,8 15,6-21,0 60-63
Установка с кипящим слоем FIOR 400 92 1,5 500 150 Нет. св. 15,3-17,0 90-125
Вращающиеся печи1 Krupp 400 90 1,48 155 Н.д. Н.д. 16,8-18,9 50
SL-RN 60-100 90 1,4 95 Н.д. Н.д. 14,7-16,8 Н.д.
'Во вращающихся печах расход твердого топлива составляет: в процессе Krupp 0,45 т/т, в процессе SL-RN0,41; расход флюса
соответственно 0,09 т/т и 0,04.
таллизованные окатыши с пониженной степенью металлизации. Такая тех-
нология применялась некоторое время на ОАО ОЭМК, однако это вело
к повышенному расходу электроэнергии при расплавлении. С повышени-
ем степени металлизации с 90 до 94% удельный расход электроэнергии
на расплавление 1 т металла снижается примерно на 18 кВт*ч на каж-
дый процент степени металлизации [7].
Оптимальное содержание углерода в металлизованном продукте, пред-
назначенном для получения стали, должно быть достаточным для восста-
новления оксидов железа металлизованных окатышей и науглероживания
металла до требуемых пределов. Это важно при выплавке ответственных
марок стали, поскольку углерод окатышей по сравнению с углеродом дру-
гих науглероживателей, особенно кокса, не содержит вредных примесей.
Кроме того, в настоящее время стоимость углерода, полученного из при-
родного газа, значительно меньше, чем углерода кокса. В некоторых слу-
чаях выгодно иметь в губчатом железе большое (до 3,5%) содержание уг-
лерода. Выжигание 3% углерода кислородом во время плавления губчато-
го железа позволяет экономить до 59 кВт • ч /т жидкой стали. На
установках металлизации ОАО ОЭМК производят металлизованные ока-
тыши с содержанием углерода 0,5.„2,0% по требованиям заказчиков.
Физические свойства. Крупность кусков губчатого железа, используе-
мого при выплавке стали составляет 3...50 мм. Время расплавления ме-
таллизованньгх окатышей, т:
тт = AR1,
где А — постоянная величина; R — размер окатышей.
С уменьшением среднего размера окатышей, например с 12 до 10 мм,
время расплавления уменьшается почти в полтора раза, что, по-видимо-
му, существенно сказывается на производительности электропечей, так как
электропечи ОАО ОЭМК имеют большой резерв по мощности трансфор-
маторов. Нижний предел размеров ограничивается выносом пыли при не-
прерывной загрузке, а также повышенным окислением железа при плав-
лении [7].
Кажущаяся плотность губчатого железа (отношение массы частицы к
ее объему, ограниченному внешней поверхностью) также влияет на ско-
рость плавления окатышей; с увеличением плотности скорость плавления
увеличивается. Кажущаяся плотность зависит от пористости материала, ко-
торая составляет 50...60% и обусловлена пористостью исходных материа-
лов и уменьшением объема оксидов в результате восстановления. Высо-
кая пористость уменьшает теплопроводность губчатого железа, которая для
Лебединских окатышей при нагреве от 20 до 1000°С изменяется от 1,6 до
1,0 Вт/(м*К). Прочность металлизованных окатышей на раздавливание за-
76
V
висит от свойств обожженных окатышей и температуры восстановления в
шахтных печах; обычно она составляет 500...1500 Н/окатыш.
Прочность металлизованных окатышей на истирание в барабане (содер-
жание фракции менее 0,5 мм после 100 оборотов барабана) должна быть
< 5%, а на удар (содержание фракции более 5 мм) 95%, что обеспечивает
транспортировку, складирование и загрузку окатышей в электропечь с
образованием небольшого количества мелочи.
Большое значение для хранения металлизованных окатышей имеет
удельная поверхность, доступная взаимодействию железа с окислителями,
включающая внешнюю поверхность кусков и внутреннюю поверхность
открытых пор. Удельная поверхность металлизованных окатышей обычно
составляет 0,5... 1,5 м2/г. Большая величина внутренней поверхности губ-
чатого железа объясняется большим количеством пор малого размера (в
основном 0,1...1,0 мкм), количество которых уменьшается, а размер уве-
личивается с увеличением степени металлизации. При степени металлиза-
ции 83—85% удельная поверхность окатышей составляет 2...3 м2/г, тогда
как при степени металлизации 90% удельная поверхность сокращается в
полтора—два раза [7].
Окисление губчатого железа. Благодаря большой площади поверхности
металлизованных окатышей окисление и коррозия железа проходят зна-
чительно быстрее, чем компактного куска. После выгрузки из шахтной
печи свежевосстановленное железо активнее вступает в реакцию с кисло-
родом воздуха с окислением железа до магнетита и гематита. Реакции идут
с выделением тепла, но благодаря образованию плотного защитного слоя
оксидов железа окисление быстро затухает и не приводит к значительно-
му росту температуры окатышей. Степень металлизации при этом умень-
шается на доли процента.
Быстрее проходят процессы взаимодействия кислорода с железом в
присутствии воды (коррозия):
Fe + Н2О + х/-р2 ~ Fe(OH)2 + 9300 кДж/кг.
Продукты реакции этого процесса получаются пористыми и не служат
защитой от дальнейшей коррозии. На окисление 1 кг железа требуется 0,2
кг кислорода, с которым поступает 0,75 м3 азота и 0,4 м3 паров воды.
Если учитывать испарение влаги, нагрев азота и окатышей и не учиты-
вать потерь тепла, то при окислении 1% железа система должна нагреть-
ся на 60 °C. Если в штабель материала попадает вода, то окатыши начи-
нают разогреваться, в результате чего образуется ток воздуха через метал-
лизованные материалы и фронт окисления начинает передвигаться по ходу
потока, нагревая окатыши (обычно снизу вверх). Тепло химической реак-
ции в этом случае расходуется только на нагрев азота воздухом, поэтому
77
температура слоя будет постоянно расти. Однако этот процесс ослабляет-
ся потерями тепла через наружную открытую поверхность окатышей и на
испарение излишнего количества влаги. Чем больше масса окатышей и
выше высота штабеля, тем благоприятнее условия для разогревания ока-
тышей, так как уменьшается поверхность отвода тепла и увеличивается
фронт окисления. Практика показала, что при перевозке металлизованных
окатышей в открытых вагонах не было случаев возгорания.
При значительном разогреве губчатого железа может идти реакция
2Fe + 2Н2О = Fe(OH)2 + Н2.
При этом с небольшим поглощением тепла (59,7 кДж/т) выделяется
водород, который может образовывать взрывоопасные смеси или гореть.
По содержанию водорода в бункерах судят о степени нагрева окатышей.
Склонность губчатого железа к вторичному окислению определяется его
реакционной способностью, которая измеряется количеством прореагиро-
вавшего кислорода с 1 т окатышей за сутки. На ОАО ОЭМК измерение
количества водорода проводится при неизменной концентрации кислоро-
да в реакционном сосуде, достигаемой периодической компенсацией по-
глощенного кислорода. Метод позволяет определять реакционную способ-
ность окатышей в сухом и влажном состоянии в любых условиях [7].
Временная зависимость реакционной способности для окатышей в су-
хом состоянии описывается следующим уравнением: Rc = 10 (0,1т + I)-1,
где т — время, мин; для увлажненных окатышей: Rt = 4,5 (0,1т + I)-1,
где т — время, сут.
При увлажнении окатышей их реакционная способность возрастает
пропорционально увеличению содержания влаги: RB = 0,25 Ж, где W —
влажность,%.
Линейная зависимость наблюдается также при изменении концентра-
ции кислорода в газовой фазе.
Температурная зависимость вблизи 80 °C удовлетворительно описыва-
ется уравнением: RB = 0,80219ехр(1,11037 — 0,000679Т2), где Т — темпе-
ратура окисления, °C.
При низкотемпературном восстановлении (температура восстановитель-
ного газа 680 °C) и степени металлизации менее 85% окатыши загорают-
ся на открытом складе через 6...8 ч, тогда как при степени металлизации
более 90% в этих условиях они хранятся очень долго. При высокотемпе-
ратурном восстановлении (температура восстановительного газа 880 °C)
окатыши со степенью металлизации 80% на открытой площадке не заго-
раются, даже политые водой.
Скорость окисления металлизованного продукта зависит от температу-
ры, при которой он хранится. Если в результате воздействия влаги или
внешнего источника тепла металлизованные окатыши, полученные низ-
78
котемпературной технологией, нагреваются до 100...ПО °C, то при даль-
нейшей выдержке их температура постепенно снизится и самовозгорания
не произойдет. Для высокотемпературных окатышей эта температура со-
ставляет 130...150 °C.
При более высокой температуре окатышей для низкотемпературного и
высокотемпературного восстановления в зависимости от условий охлажде-
ния и содержания кислорода в газовой фазе дальнейшая выдержка может
привести либо к охлаждению окатышей, либо к резкому подъему темпе-
ратуры вплоть до самовозгорания.
Если окатыши каким-либо образом нагреть до 200 °C, то со временем
температура начинает резко повышаться и окатыши загораются. При этом
внутри бункера или штабеля развиваются температуры более 1000 °C и
могут произойти сваривание и плавление материала. Характеристика губ-
чатого железа и брикетов Midrex приведены в табл. 3.6.
Таблица 3.6. Характеристика губчатого железа и брикетов Midrex, полученных на раз-
личных заводах
Показатели Geprgtown Nordferro ОАО ОЭМК
для собственных нужд экспорт
Химический состав, % :
реобщ 92,0 91-93 89,7 >90
ремет Н. д. 83-88 83 >86
Состав,%:
С 1,4 1,0-2,5 2,0 >1,2
SiO2 1,2 -1,4 2,0-3,5 4,34 <4,5
ai2o3 0,5-1,2 0,5-1,5 0,3-0,75 —
СаО 0,3 -1,7 0,2-1,6 0,18-0,20 —
MgO 0,1-0,5 0,3-1,1 0,31-0,36 —
МпО 0,039 0,1-0,2 0,06 —
Р 0,03 0,02-0,04 0,01 <0,015
V 0,01 0,01-0,015 0,001 —
тю2 0,01 0,017-0,30 0,48 —
1,0 0,01-0,20 Сл. —
Pb, Sn, As, Sb, Си Сл. Сл. Сл. <0,010
Со, Ni, Zr, Zn, Cr Сл. Сл. Сл. <0,0037
Степень металлизации, % н д. Н д. 92,5 >94
Угол естественного 35 31...34 32 —
откоса, град
Количество мелочи 5 5 1,91 <3
(—3,2 мм),%
79
Проблема хранения и транспортировки
металлизованного сырья
Перевозку окатышей железнодорожным транспортом можно осу-
ществлять в открытых полувагонах и окатышевозах. При использовании
только сухих окатышей из перевозят в закрытых хопперах.
Если окатыши в пути подвергнутся воздействию осадков и содержание
влаги в поверхностном слое будет более 5%, то мокрые окатыши нужно
отделить от сухих и складировать отдельно в штабель высотой менее 1 м.
Использовать этот материал в сталеплавильных печах можно после удале-
ния из него влаги естественным путем, добавляя его к сухому продукту в
количестве < 10%.
Для хранения металлизованных окатышей можно использовать герме-
тичные бункеры, обособленные складские помещения, открытые или обо-
рудованные навесом площадки, а также контейнеры. Длительное хране-
ние окатышей предпочтительно осуществлять в герметичных бункерах с
инертной атмосферой или в крытых складских помещениях с естествен-
ной вентиляцией. Длительное хранение окатышей на открытых площад-
ках не гарантирует сохранения качества продукции.
Минимальная высота штабеля не должна превышать 3 м, максималь-
ная толщина 10 м, длина штабеля не ограничивается. Не допускается раз-
мещение штабеля над теплотрассами, а также под транспортными эстака-
дами, по которым перемещаются нагретые и раскаленные материалы, лег-
ковоспламеняющиеся вещества и обожженная известь. Не допускается
кладка в штабель увлажненных окатышей. Если температура < 40 °C, то
максимальная высота штабеля составляет 3 м, если 90... 100 °C, то высота
не должна превышать 0,5 м. Окатыши с температурой более 100 °C раз-
гружают на отдельную площадку слоем до 0,5 м.
При хранении металлизованных окатышей в бункерах в качестве за-
щитной атмосферы можно использовать азот, охлажденный и осушенный
дымовой газ с содержанием кислорода < 2%. Избыточное давление азота
в бункере должно поддерживаться на уровне 20...30 Па. Контроль за со-
стоянием окатышей осуществляется путем ежемесячного отбора проб газа
из бункера, определения содержания в нем кислорода, водорода и изме-
рения температуры при выгрузке. Суммарное содержание водорода и ок-
сида углерода в бункерном газе не должно превышать 3% [7].
Прогноз развития рынка и технологии
производства металлизованного сырья
Мировое производство металлизованного сырья в 1997 г. соста-
вило 31,2 млн.т. В перспективе, если учитывать рынок лома и накопле-
80
ние цветных металлов, из балансовых соображений производство железа
прямого восстановления составит в 2005 г. 53 млн.т.
Развивается мировой рынок товарного металлизованного сырья. В 1995 г.
например, 7,6 млн.т железа прямого получения было перевезено по суше и
по морю в регионы с отрицательным балансом чистой металлошихты. При
этом мировая потребность к 2005 г. стабилизируется на уровне 27...29 млн.т.
Это указывает на наличие хорошего рынка и перспективность инвестиций
в этот металлургический передел.
Переход к строительству мини-заводов полного цикла на основе про-
изводства губчатого железа наметился еще в 70-х годах. Это связано с тем,
что при соизмеримой энергоемкости 21,0...22,2 ГДж/ч [9] непрерывноли-
той заготовки схема «шахтная печь — электропечь» имеет следующие пре-
имущества:
— меньший эффект масштаба: схема «доменная печь — конвертер» эко-
номически эффективна при производстве 3 млн.т стали в год, а схема
«шахтная печь — электропечь» уже при 300...400 тыс.т в год;
— более низкая стоимость основных фондов: капитальные затраты в
схему «доменная печь — конвертер» и «шахтная печь — электропечь» со-
ставляют 750 и 380 долл/т непрерывнолитой заготовки соответственно [10];
— меньшая потребность в рабочей силе: при мощности завода 1 млн.т
первичного металла этот показатель составляет 2,6 и 1,2 чел.-ч на 1 т для
схем «доменная печь — конвертер» и «шахтная печь — электропечь» соот-
ветственно:
— возможность быстрого ввода мощностей — в течение 20 мес. с на-
чала строительства.
Наиболее промышленно освоенным процессом в мире и нашей стране
является технология металлизации Midrex. В 90-х годах по разным оценкам
с использованием этой технологии производилось 60...65% губчатого железа.
По другим данным [2] производство губчатого железа в мире, которое рос-
ло быстрыми темпами в 90-е годы достигло в 1998 г. 37 млн.т по сравне-
нию с 15,8 млн.т в 1989 г. Однако темпы роста (годовой прирост) произ-
водства существенно замедлились. Так, в 1998 г. прирост составил только
4,1%, а загрузка производственных мощностей составила лишь 82%. Несмот-
ря на замедление темпов роста, сохранился высокий уровень инвестиций в
увеличении мощностей по производству прямого восстановления. За 1997—
1998 гг. они увеличились на 7,5 млн.т, или на 20%. Сюда входят дополни-
тельные мощности на 2,5 млн.т в Австралии (фирма ВНР), на 1,5 млн.т в
Венесуэле («Rosven»), на 1,4 млн.т в Тринидаде («Ispat»), на 1,1 млн.т в
Саудовской Аравии («Hadeed»), на 0,9 млн.т в России (Лебединский ГОК)
и на 0,8 млн.т в Южной Африке («Saldanha»), что в целом осложнит ситу-
ацию на рынке металлизованного продукта в краткосрочной перспективе [2].
81
a®
Мировая потребность в товарном губчатом железе составляет, млн.т:
Северная Америка 1996 г. 7,05 2000 г. 9,26 2005 г. 9,26
Западная Европа 2,10 3,10 3,10
Азия и Океания 7,60 10,90 12,60
Ближний Восток 1,20 1,00 1,00
Латинская Америка 0,90 0,70 0,70
СНГ и Восточная Европа 0,07 0,22 0,22
Африка 0,20 0,20 0,20
Всего 19,10 25,30 27,00
4. РЫНОК ЧУГУНА
Мировое производство и движение
товарного чугуна в мире
Мировое производство чугуна после бурных событий начала 90-х
годов в странах Восточной Европы, бывшего СССР, а также Южной
Америке, Китае и Юго-Восточной Азии, где происходило быстрое разви-
тие отраслей тяжелой индустрии, постепенно стабилизировалось на уров-
не 540...550 млн.т в год. В табл. 3.7 приведены данные о динамике вып-
Таблица 3.7. Ведущие производители чугуна в мире, млн.т в год
Страна 1994 г. 1996 г. 1998 г. Страна 1994 г. 1996 г. 1998 г.
Китай 97,4 105,3 117,5 Австралия 7,5 7,4 7,5
Япония 78,3 74,6 75,0 Польша 6,7 6,6 6,2
США 49,4 49,4 48,1 ЮАР 6,0 6,0 6,1
Россия 36,5 37,1 34,6 Нидерланды 5,4 5,5 5,6
Германия 29,6 27,7 30,5 Чехия 5,3 4,9 5,0
Бразилия 25,2 24,0 25,3 Турция 4,6 5,3 5,0
Южная Корея 21,2 23,0 23,3 Румыния 3,5 4,1 4,6
Украина 20,2 18,2 20,9 Мексика 3,5 4,2 4,5
Индия 17,8 20,5 19,3 Испания 5,4 4,1 4,3
Франция 12,9 12,0 13,9 Австрия 3,3 3,4 4,1
Великобритания 11,9 12,8 12,6 Швеция 3,0 3,1 3,1
Италия Н,2 10,3 10,7 Словакия 3,3 2,9 2,8
Тайвань 6,0 6,2 9,4 Финляндия 2,6 2,5 2,9
Канада 8,1 8,6 8,9 Казахстан 2,4 2,5 2,6
Бельгия 9,0 8,6 8,7 Мир в целом 508,8 516,3 538,5
82
Рис. 3.1. Структура современного рынка чугуна
лавки чугуна в 1994—1998 гг. в странах, производящих не менее 5 млн.т
чугуна в год. Как видно, в числе лидеров устойчивое положение занима-
ют Бразилия, Южная Корея, Индия, Тайвань, Австралия, Турция — стра-
ны, которые еще в начале 80-х годов практически не имели развитого
производства черных металлов. Еще одним обстоятельством, определившим
современное состояние рынка чугуна, стало активное изменение структу-
ры отрасли в США, где в последние десять лет происходило постоянное
увеличение доли мини-заводов и соответственно сокращение мощностей
производства первичного металла.
В результате на мировом рынке товарного чугуна укрепились позиции
тех производителей, которые сумели обеспечить поставки высококачествен-
ной продукции, прежде всего для машино- и автомобилестроения. Совре-
менная структура рынка, установившегося на уровне 13... 16 млн.т чугуна
в год, приведена на рис. 3.1.
Специалисты прогнозируют, что на период до 2005 г. основным им-
портером товарного чугуна останется США, а экспортерами, млн.т в год:
Япония 4,4...5,0, Китай 3,3...4,2, Канада 2,1...2,7, Россия и Бразилия —
до 2,5.
Производство товарного чугуна в России
В России на производстве товарного чугуна специализируются
следующие предприятия: АК «Тулачермет»; ОАО «Косогорский металлур-
гический завод»; ОАО «Саткинский металлургический завод»; ОАО «Вер-
хне-Синячихинский металлургический завод»; ОАО «Алапаевский метал-
лургический завод»; ОАО «Староуткинский металлургический завод».
В 1995—1999 г. они устойчиво производили в общей сложности
2700...3000 тыс.т в год товарного продукта, включая передельный и ли-
83
'/тЛ
тейный чугун и ферросплавы (ферромарганец и феррофосфор), что состав-
ляет около 70...75% всего производства товарного чугуна. Помимо выше-
перечисленных предприятий периодически значительное количество товар-
ного чугуна (свыше 150 тыс.т в год) производилось ОАО НЛМК, ОАО
НТМК и ОАО КМК. Подробная информация о структуре товарного рын-
ка первичного черного металла России приведена в табл. 3.8.
Самым крупным производителем товарного чугуна в России является
АК «Тулачермет», доля которого от общего уровня производства в 1998 г.
достигла 50,6%. Кроме того, это предприятие является единственным в
Таблица 3.8. Товарный рынок российского чугуна и его основные импортеры в 1994—
1998 гг., тыс.т в год
Производство и основные импортеры чугуна 1994-1996 гг. (в среднем) 1997 г. 1998 г.
Произведено товарного чугуна, всего 3917 3809 4004
В том числе: АК «Тулачермет» 1819 1823 2025
ОАО «Косогорский металлургический 530 531 532
завод» ОАО НЛМК 232 321 335
ОАО «Саткинский металлургический 178 196 243
завод» ОАО «Чусовской металлургический завод» 288 283 284
Реализовано: на внутреннем рынке 1151 1387 1703
на внешнем рынке (экспорт) 2766 2422 2301
Структура экспорта: литейный чугун 1018 752 1028
ферромарганец 76 51 80
нодулярный чугун 1672 1619 1107
СИНТИКОМ 0 0 86
Основные направления экспорта: страны ЕС 1128 1536 1815
В том числе: Германия 181 66 684
Великобритания 121 988 532
Италия 372 279 371
США 1007 714 340
страны СНГ 71 23 15
Китай и Юго-Восточная Азия 61 30 —
Япония 267 — —
84
_______' _________'___________________________________ '______________________ '__________'.___l. _____________________ - '____________ • ___: - . ' ’ - ___________ • ____ ' _______ _ - - - ч
России, на котором получают нодулярный чугун, выплавляемый также в
Бразилии и Канаде. Этот чугун отличается повышенной чистотой по со-
держанию марганца, фосфора, серы и, что особенно важно, микропримес-
ных элементов и производится в чушках массой не более 8 кг.
Требования к чугуну марки ПВК-Н (повышенного качества нодулярный)
согласно ТУ 14-127-268-95 и ГОСТ 22536.1. — 22536.8 приведены ниже:
Примесный Другие
элемент С Si Мп Р S Сг Ti V Си микроэле-
менты1
(в сумме)
Массовая доля,
не более,% 3,5...4,5 0,500 0,050 0,050 0,015 0,040 0,030 0,030 0,020 0,030
'Алюминий, никель, кобальт, сурьма, бор, теллур, мышьяк, свинец, цинк, олово,
селен, висмут, молибден.
Производство нодулярного чугуна является особенно сложной техноло-
гической задачей именно в российских условиях, где имеет место дефи-
цит чистых по примесям металлургических руд.
Синтиком
Синтиком представляет собой новый вид композитного шихтово-
го материала для сталеплавильного производства. Относительная доля син-
тикома в металлошихте электропечей может достигать 50...60%, а в ме-
таллошихте для кислородных конвертеров 20...30%. Синтиком состоит из
двух основных железосодержащих компонентов: высокоуглеродистого спла-
ва (чугуна) в количестве 70...95% и материала на основе оксидов железа
(окатышей, агломерата) 5...30%. Отличительной чертой материала являет-
ся низкое содержание микропримесных элементов.
Первородность основы и оксидных составляющих синтикома, оптималь-
ное сочетание Fe, Fe3C, FeSi, Fe2O3 и механизм их взаимодействия при
переплавке позволяют получать высокие результаты по химическому со-
ставу и физико-механическим свойствам сталей. Синтиком производится
ОАО НЛМК и ОАО «Северсталь», а также АК «Тулачермет» и применя-
ется на предприятиях европейской части России и в Белоруссии. В 1999
г. его производство превысило 300 тыс. т. Максимальное содержание мик-
ропримесных элементов в синтикоме приведено ниже:
Си Pb Zn Сг Ni Ti As Al Sn Sb Bi
Содержание,
не более, %
0,05 0,04 0,004 0,05 0,05 0,01 0,01 0,004 0,003 0,003 0,003
85
5. РЫНОК ВТОРИЧНЫХ МЕТАЛЛОВ
Металлический лом — основная шихта
сталеплавильных процессов
Чугун и стальной лом входят в разных пропорциях в металло-
шихту в зависимости от процесса производства стали,%:
Чугун Лом
Мартеновское производство 53 47
Кислородно-конвертерное производство 75 25
Электросталеплавильное производство 4 96
Чугунное литье 51 49
Основные источники образования лома и отходов черных металлов
и их вклад (по оценке АО «Втормет» на 2000 г.) представлены на
рис. 3.2.
Образование металлоотходов при производстве черных металлов вызва-
но в основном технологическими причинами: используемым оборудовани-
ем, уровнем внедрения современных (прогрессивных) технологических схем
ведения процессов. При производстве чугуна в доменных печах металло-
отходы в виде сплесков, скардовин, скрапа составляют 4...7 т. В стале-
плавильном производстве (при разливке в слитки или формы) в виде не-
доливков, литников, скрапа, брака, выброшенной из печи смеси металла
со шлаком и т.д., на 1 т выплавляемой стали приходится 40...50 кг ме-
таллоотходов. Доля отходов снижается при внедрении передовых техноло-
гических и технических решений при выплавке, разливке, обработке дав-
лением. Например, в ФРГ с 1966 г. по 1990 г. доля непрерывнолитого
металла увеличилась с долей процента до 85...90%, при этом количество
оборотного лома уменьшилось с 240 кг/т стали почти до 100 кг/т. Такая
тенденция характерна для всех стран. В ближайшей перспективе количе-
ство этого вида вторичных металлов, наиболее ценного для сталеплавиль-
ного производства, в мире составит менее 100 млн.т/год [11], или менее
2О...25% от общего объема лома.
Количество отходов металлообработки определяется видимым потреб-
лением готовой стали. Так как все потребители стремятся к повышению
эффективности ее использования, доля отходов металлообработки (по от-
ношению к потреблению) не возрастает и составляет 10... 15%. Исходная
масса металла, перерабатываемого на каждом технологическом этапе, рас-
пределяется на три части: готовый продукт, отходы (включая брак) и без-
возвратные потери (угар, неиспользуемые отходы). Средняя удельная ве-
86
Рис. 3.2. Схема образования вторичных черных металлов
личина отходов при производстве и обработке металла по различным ис-
точникам приведена ниже, кг/т готовой продукции:
[12] [13]
Производство чугуна 4,0 4,0
Производство стали 35 37
Стальное литье 550 525
Чугунное литье 350 330
Прокат 200 189
Стальные трубы 80 80
Чугунные трубы 90 —
Поковки и штамповки 180 —
Метизы 65 —
Прочие 40 —
87
В табл. 3.9. приведена динамика изменения расхода сырья на произ-
водство стали и проката в России.
Таблица 3.9. Динамика расхода сырья в металлургическом производстве России1, кг/т
Показатели расхода 1990 г. 1995 г. 1996 г. 1997 г.
Чугун в сталеплавильном производстве 615,2 718,2 719,3 730,4
Лом стальной в сталеплавильном производстве 460,5 378,6 370,8 361,2
Сталь на прокат 1250,2 1218,6 1202 1180,7
Сквозной расход на производство проката:
железорудной части шихты 1304,8 1503,7 1480,6 1447,3
чугуна 769,1 875,2 864,6 862,4
лома стального 575,7 461,4 445,7 426,5
1 По данным корпорации «Росчермет».
Приведенные данные показывают существенное снижение расхода
лома в сталеплавильном производстве и возрастание расхода чугуна.
Одним из факторов, влияющих на эти показатели, следует считать умень-
шение доли оборотного вторичного металла, вызванное в первую оче-
редь возрастанием доли непрерывной разливки стали. С 1990 по 1997 гг.
объем стали, разливаемой на машинах непрерывной разливки, увеличил-
ся с 23,1 до 46,5%, что привело к снижению отходов на стадии проката
(оборотного лома) почти на 28%. Имеющиеся запасы амортизационного
лома из-за его более низкого качества, обусловленного отстающими от
требований способами подготовки, не могут полностью удовлетворить
заявки металлургических предприятий. Как видно из табл. 3.9, следует
ожидать снижения расхода вторичных металлов в железорудной части
шихты при производстве проката. В 2000 г. расход стального лома сни-
зится до 400 кг/т, в 2005 г. — до 375 кг/т. Данные по России, отража-
ющие зависимость доли оборотного лома от метода разливки стали, кор-
респондируют с рядом государств — основных производителей качествен-
ной стали.
Амортизационный лом
Количество амортизационного лома определяется металлофондом
стран, который по прогнозам в 2000 г. в мире превысит 10 млрд.т. Ана-
лиз возвращения металлофонда в оборот в виде амортизационного лома
показал, что через 17 лет эксплуатации доля возврата колеблется от 39
88
до 59%. Для амортизационного лома степень возврата в мире в 1993 г.
оценивали в среднем 42%. Прогнозируется, что этот показатель возрас-
тет до 48% к 2005 г. Объем амортизационного лома в мире в 1994 г.
достиг 272 млн.т (при объеме производства стали около 742 млн.т), что
составило 70% стали, выплавленной в 1974 г. и около 40% стали, вы-
плавленной в 1994 г. По данным японских специалистов, объем аморти-
зационного лома составляет около 2,7% металлофонда страны. Амортиза-
ционный лом — это единственный источник лома, количество которого
возрастает.
Металлофонд стран СНГ (по оценке акад. Н.П. Лякишева) составляет
немногим более 2 млрд.т, что позволяет использовать для выплавки ста-
ли около 60 млн.т в год вторичных металлов, или почти 3% от
металлофонда.
Количество амортизационного лома определяется по фактическим дан-
ным или планируемым, если ресурсы лома оцениваются на перспективу.
Определить количество лома от ликвидации основных средств, состоящих
из множества наименований, с большой точностью практически невозмож-
но. В связи в этим выход амортизационного лома чаще всего определяют
исходя из металлофонда страны и срока службы металла в различных ви-
дах основных средств.
Ниже приведены нормативные сроки службы производственных и не-
производственных зданий, некоторых видов рабочих машин и транспорт-
ных средств, лет [12]:
Здания производственного и непроизводственного назначения 40... 100
Металлорежущее оборудование 12... 15
Оборудование литейного производства 6...10
Кузнечно-прессовое оборудование 10... 16
Насосы 3...8
Машины и оборудование:
подъемно-транспортные 8...20
для бетонных и отделочных работ 5... 10
для дорожно-строительных работ 5...15
для подземных и открытых горных работ 3...7
черной металлургии 10...20
цветной металлургии 8... 17
Сельскохозяйственные машины 5... 10
Железнодорожный подвижной состав 15...30
Суда:
морские 14...27
речные 21...36
рыболовецкие 16...20
Автомобильный транспорт 6...12
89
Средний срок службы металла в основных фондах составляет 24—25 лет,
т.е. металл, вложенный в основные фонды, через 25 лет превращается в
амортизационный лом. Таким образом, ресурсы амортизационного лома
2000 г. должны соответствовать объему металловложений в основные фон-
ды в 1975 г., ресурсы лома 2020 г. — объему металловложений в 1995 г.
Оценим объем амортизационного лома в 2000 г. если прирост метал-
лофонда в 1975 г. составил 63,3 млн.т. Потери металла от коррозии в ат-
мосферных условиях примем 1,0% в год от массы металдоконструкций,
безвозвратные потери от истирания 0,5% в год. Только с учетом указан-
ных потерь, количество амортизационного лома в 2000 г. от прироста
металлофонда в 1975 г. составит 39,6 млн.т. Однако эта цифра весьма
приблизительна.
Обследование группы машиностроительных предприятий позволило зак-
лючить, что количество лома от списанных машин и оборудования состав-
ляет 75...80% от первоначальной массы содержащегося в них металла [12].
Анализ динамичного развития промышленного производства в период
1960—1985 гг. [14] позволил получить зависимость уровня ресурсов амор-
тизационного лома (77) от величины металлофонда (МФ):
Л = 7,9 + 0,015 Л/Ф.
При величине металлофонда России в 1995 г. 1 млрд.т потенциальные
ресурсы амортизационного лома должны составить около 23 млн.т. Для
определения ресурсов амортизационного лома на перспективу [15] можно
использовать формулу
= МФ„ - МФ„^ + л^„
где МФп — металлофонд на начало фактического базисного года; МФп_} —
металлофонд на начало года, предшествующего базисному, Лп и Лп_} —
количество металла от ликвидации основных фондов (ОФ) на перспективу
и за период, предшествующий базисному.
Интервал времени между базисным и перспективным годами должен
быть равен периодам возмещения металлофонда, которые близки к
средним срокам службы ОФ. Приняв показатель выхода в лом металла
от ликвидации и ремонтов ОФ равным 0,6 (обычно этот показатель
менее 0,6), получили [15] объем амортизационного лома на 2000 г.
55...60 млн.т.
Данные по объему амортизационного лома весьма оптимистичны, о чем
свидетельствуют данные промышленной группы МАИР по плотности рас-
пределения металлофонда по регионам России. В то же время по стати-
стическим данным вовлечение в кругооборот металла не превышает
90
15... 30%. Основные причины низкого вовлечения в оборот лома, как счи-
тают многочисленные авторы работ (и с этим нельзя не согласиться), сле-
дующие:
1. Убыточность или слишком низкая рентабельность работы с вторич-
ным сырьем в отдаленных от перерабатывающих предприятий районах
Восточной и Северо-Восточной России.
2. Качество амортизационного лома имеет четкую тенденцию к ухуд-
шению. Возрастает доля низкосортного легковесного лома, содержащего
примеси цветных металлов, а отечественные предприятия по подготовке
лома к плавке оснащены устаревшим оборудованием, не способным вы-
полнить требования заказчика по качеству вторичных металлов.
3. Ужесточение требований к качеству выплавляемой стали по содер-
жанию вредных примесей ограничивает применение в шихте не только
низкокачественных, но и высококачественных оборотных отходов.
4. Меняющаяся конструкция дуговых сталеплавильных печей, вывод из
строя мартеновских печей предъявляют специфические требования к вто-
ричным металлам, используемым в шихте по физическим и химическим
параметрам.
Методы оценки степени вовлечения в оборот
вторичных черных металлов из основных фондов
Для оценки степени использования выбывшего из основных фон-
дов металла (млн.т) можно использовать балансовое уравнение металло-
фонда, входящего в отслужившие основные средства
М = Р„м + S(P + РПМ + Рб п),
где Л/мв — масса выбывшего из основных средств металла без учета его
потерь, млн.т; Рам — масса амортизационного лома, использованного в
металлургическом производстве; Ран — масса неучтенного амортизацион-
ного лома; Рпм — масса металла от ликвидации основных фондов, по-
вторно используемого; Рбп — масса безвозвратных потерь металла при эк-
сплуатации и после выбытия основных фондов.
К неучтенному лому относятся: ликвидированные, но не разобранные
в этом же году машины, оборудование и др.; металл от списания объек-
тов, не переданный как вторичное металлосырье; вывезенный на свалки
металл и др.
На основе этой формулы можно установить несколько показателей,
необходимых для анализа выбытия металла в лом и последующей его
оценки как сырья черной металлургии:
91
ОС
показатель (коэффициент) выхода металла в лом, А^м = (Рам/Л7мв)100%;
показатель, характеризующий долю неучтенного (невовлеченного в хо-
зяйственный оборот) лома, К&ы = (Ран/Л/мв)100%;
показатель уровня повторного использования металла, выведенного из
основных фондов, Кпм = (Рп м/Л/м в)100%;
показатель, характеризующий безвозвратные потери металла при эксп-
луатации и после выбытия основных фондов, КЪп = (Рбп/Л/мв)100%.
Для определения ресурсов амортизационного лома по России, исходя
из анализа имеющихся данных о степени сохранения металла в процессе
и после использования металлоизделий, рекомендуются следующие оце-
ночные значения вышеприведенных показателей: = 40...45%; =
= 15%; К^м = 10%; = 30—35%.
Анализ процессов образования и накопления в стране амортизацион-
ного лома, выполненный под руководством В.Г. Минина, показал, что на-
чиная с 60-х годов сбор и использование лома постоянно уменьшаются.
За последние 25—30 лет коэффициент полноты сбора и использования
амортизационного лома снизился с 80 до 40%, причем эта тенденция и
на перспективу.
Качество металлолома
Ресурсы металлолома формируются из различных источников, что
сказывается на неоднородности его качества. Основными качественными
показателями металлолома как шихтового материала являются насыпная
плотность, химическая однородность, содержание неметаллических приме-
сей (земли, песка, масла, деталей из органических материалов и т.д.) и
цветных металлов. Металлолом по своим физическим и химическим свой-
ствам должен обеспечивать максимально возможную скорость загрузки
сталеплавильных агрегатов, темп нагрева и плавления шихты (обусловлен-
ные конструктивными особенностями плавильной установки), не оказы-
вать отрицательное влияние на качество выплавленной стали и работу аг-
регатов, давать минимальную нагрузку на экологическую обстановку. Сле-
довательно, чтобы улучшить характеристику металлолома и показатели его
использования в металлургических процессах, необходимо производить
предварительную его подготовку, которая включает сортировку, разделку,
прессование и т.д.
Вторичные черные металлы, используемые при производстве стали и
чугуна, имеют определенную металлургическую ценность. В мировой прак-
тике намечается тенденция увеличения доли и объема низкосортного лома.
Например, в Японии к низкосортному относят вторичные металлы, со-
держащие >0,23% меди и >0,017% олова, причем, по мнению специали-
92
стов, в 2010 г. масса этого лома значительно превысит его возможную
применимость. Данные, характеризующие возрастание меди и олова в
ломе, приведены на рис. 3.3.
Отечественные металлурги также постоянно отмечают, что наиболь-
шую проблему для большегрузных электропечей, работающих на при-
возном ломе, представляет наличие в этой шихте примесей меди. Из
расчета баланса меди, выполненного НИПИвторчерметом для Молдав-
ского, Белорусского металлургических заводов, ОАО «Волжский труб-
ный завод» и ОАО «Амурсталь», следует, что из общего количества
меди, внесенного в готовую сталь, на долю отдельных видов шихты
приходится, %: товарный габаритный лом 64,5; лом собственной пере-
работки 26,1; оборотный лом 9,1; добавки 0,1. Наиболее загрязнен
медью лом в виде пакетов и стружки (0,44 и 0,37% соответственно). В
отдельных партиях этого вида лома общее содержание меди достигает
1,2...1,5%.
Рис. 3.3. Увеличение содержания меди (а) и олова (б) в различных видах лома:
1 — высококачественный тяжеловесный лом; 2 — лом фасонных, прокатных профилей;
3 — лом простых прокатных профилей; 1 — 3 — минимальная величина
93
Электросталеплавильное производство предъявляет более высокие тре-
бования к лому, чем мартеновское и конвертерное. Поэтому, если по эко-
номическим причинам невозможно подготовить к плавке вторичные ме-
таллы нужного качества, сбор такого лома падает практически во многих
странах. Например, в США и некоторых других странах до 60% образу-
ющегося амортизационного лома не используется, причем это связано
прежде всего с его низкой металлургической ценностью. К сожалению,
предприятия России, занимающиеся сбором и переработкой лома, осна-
щены в большинстве своем устаревшим оборудованием, мало пригодным
для работы с низкокачественным сырьем.
Наиболее сложной задачей является обеспечение в подготовленном
ломе минимального содержания примесей цветных металлов (главным
образом — меди и олова). Эта проблема удовлетворительно не решена во
всем мире.
В настоящее время наиболее радикальным решением является разбав-
ление шихты первородными материалами (чугуном, железом прямого вос-
становления, горячепрессованным железом (ГПБ), карбидом железа, син-
тикомом и др. Однако общий объем указанных шихтовых материалов (без
чугуна) в 1995 г. составил 30,7 млн.т. Из них на Латинскую Америку
приходится 36%, Ближний Восток 25, Дальний Восток 24, Россию 5,4,
Канаду 3,3, США 1,5, Германию 1,3%. В 2000 г. объем железа прямого
восстановления достигнет всего 40 млн.т (при объеме производства стали
780...800 млн.т). Поэтому можно считать, что заменители лома еще долго
будут занимать относительно малую долю в общем объеме металлошихты
при выплавке стали.
Одним из условий, обеспечивших развитие электросталеплавильного
производства, была возможность завалки практически любого скрапа при
открытом и отведенном своде. Однако изменение конструкции печи (при-
менение шахты для подогрева лома), поиск технологических решений с
целью оптимизации энергопотребления и прочих затрат на передел, по-
требовало дифференциации используемого лома по химическому составу,
насыпной плотности, размерам кусков и прочим параметрам. Был вве-
ден коэффициент ценности использования скрапа Ацис. Этот показатель
зависит от рыночной цены на чистый быстро расплавляемый скрап, с
учетом усвоения и содержания энергетически ценных элементов (таких,
как углерод, кремний), вредных примесей (медь, никель, молибден, хром,
сера, фосфор), органических компонентов, степени окисленности и ко-
личества пустой породы. Этот коэффициент можно представить как фун-
кцию: *ц.и.с = ^.ф’ *ф.ф)>
где, КрЦ ~ рыночные цены; — химический фактор; А^ф — физичес-
кий фактор.
94
Увеличение в ломе содержания углерода, кремния и алюминия на 1%
позволяет сократить расход электроэнергии при электроплавке на 30—70;
61 и 64 кВт-ч/т соответственно; повышенное содержание серы и фосфо-
ра требует дополнительного рафинирования металла; присутствие меди,
хрома, никеля и ряда других элементов требует их удаления либо ограни-
чивает использование этих вторичных металлов при плавке стали; нали-
чие мелочи в шихте уменьшает выход годного; превышение массы кусков
лома приводит к поломке загрузочных устройств, увеличивает продолжи-
тельность процесса плавления [16].
Скрап должен быть подготовлен к использованию в плавильном агре-
гате. Поэтому вторичные металлы необходимо тщательно готовить к пе-
реплаву путем сортировки, порезки, пакетирования, брикетирования и дру-
гими способами. Это тем более важно, если осуществляется предваритель-
ный подогрев шихты. Предварительный нагрев скрапа — новый фактор
при определении коэффициента ценности его использования. Этот фак-
тор учитывает не только насыпную плотность и габариты, но и органи-
ческие загрязнения.
Дополнительные резервы
вторичных металлов
Дополнительным резервом вторичных металлов, который в насто-
ящее время практически не используется, является лом в виде конструк-
ций, оборудования, техники, требующий больших затрат на подготовку к
переплаву или в связи с отсутствием надежных способов обезвреживания.
К таким вторичным металлам относятся отработавшие срок морские и
речные суда, военная, в том числе броневая техника, оборудование атом-
ных электростанций, крупногабаритные отходы металлургической отрасли
и др. Объем переработки судового лома в мире колеблется от 15 до 50
млн.т в год, причем в ряде стран (о. Тайвань, Южная Корея, Индия и
др.) перерабатывается до нескольких миллионов тонн этого металла в год.
В России запасы судового лома оцениваются примерно в 3 млн.т, и еже-
годно образуется до 300...400 тыс.т, а объем переработки в СССР в сис-
теме «Вторчермет» не превышал 50 тыс.т.
К крупногабаритным относятся монолитные металлоотходы толщиной
до 3,5 м; их масса достигает 30...70, а в ряде случаев 150 т; нередко они
имеют весьма значительные шлаковые и огнеупорные включения. Исполь-
зование такого лома в сталеплавильных агрегатах требует предварительной
и весьма дорогой подготовки. Применение резаков приводит к потере до
5% и более металла; процесс низкопроизводительный, сопровождается
высоким пылегазовыделением.
95
Ж2
Дополнительным резервом вторичных металлов следует считать шла-
ковые отвалы металлургических предприятий. В последнее время широ-
ко разрабатываются только шлаковые отвалы заводов, на которых произ-
водится высоколегированная сталь. Исследования Уральского научно-ис-
следовательского института черных металлов показали, что в шлаках
содержится до 1,2% металла (от массы шлака). Средний выход доменно-
го шлака при получении передельного чугуна составляет 44%, литейного
50% (от массы чугуна), в мартеновском процессе 22...35%, в кислород-
но-конвертерном 18...19%, в электросталеплавильном 8...10% (от количе-
ства выплавляемой стали). Отсюда можно оценить количество металла,
находящегося в шлаках. Например, при производстве в России в 1998 г.
чугуна 37,8 млн.т, мартеновского, кислородно-конвертерного и электро-
сталеплавильного металла 12,1; 26,1; 5,5 млн.т соответственно количество
вторичного металла в шлаках составило примерно 300 тыс.т. Это весьма
значимая цифра, а по составу металл из шлаковых отвалов близок к обо-
ротному лому, что повышает его ценность.
Весьма непросто вернуть в производство вторичный металл, сосредо-
точенный в броневой технике. Требуется поиск оптимального способа
подготовки техники к переплаву, а, возможно, и изменение конструк-
ции сталеплавильного агрегата. В одном танке, по оценке специалистов,
около 20 т броневого листа ( хром ~ 1,5%, никель ~ 1,5%, молибден
~ 0,5% и другие легирующие), около 0,5 т алюминия, до 50 кг меди. Ин-
ститутом «Стальпроекг» разработана концепция утилизации бронетехни-
ки, в первую очередь — танков. Например, цех разделки и утилизации
танков производительностью 12 тыс.т в год оборудован двумя стендами
контактно-дуговой резки (производительность разделки одного танка 12
ч при расходе электроэнергии 850 кВт*ч). Из одного танка получается
44 куска брони габаритами не более 500x500x800 мм. Участок плазмен-
но-дуговой резки с одним плазмотроном за 14 ч разделывает танк на 93
куска.
Использование вторичных черных металлов в качестве сырья позволя-
ет сохранить природные ресурсы, улучшить экологическую обстановку.
Экологическая оценка процессов производства чугуна и переработки лома,
выполненная НИПИвторчерметом, установила усредненный коэффициент
металлургической ценности лома равным 0,8. Такая эквивалентная заме-
на чугуна на лом может служить мерой экологической эффективности,
т.е. мерой снижения пылегазовых выделений в атмосферу. Однако, если
учесть выбросы как при производстве чугуна, так и при подготовке сы-
рых материалов, то по данным Н.В.Дорошенко пылегазовыделения при
подготовке 1,25 т лома составят 0,99 кг/т, в то время как при производ-
стве чугуна 27,7 кг/т.
96
Своевременная и максимально полная утилизация вторичных металлов
снижает негативное воздействие на природу, разрушение поверхности ме-
таллоизделий от химического воздействия среды. Металлические изделия
и конструкции в зависимости от условий эксплуатации могут подвергать-
ся различным видам коррозии: атмосферной, почвенной, биокоррозии,
коррозии от трения и другим; при этом безвозвратные потери металла до-
стигают 1% в год.
Учитывая огромное количество несобранного металлолома, образовав-
шегося на неработающих, вышедших из эксплуатации или временно ос-
тановленных объектах в регионах Урала, Кузбасса, Поволжья, Среднего и
Дальнего Востока, многие регионы находятся на грани экологической ка-
тастрофы. При разрушении металлообъектов под действием коррозии вме-
сте с окалиной в атмосферу, почву, водную среду попадают содержащая-
ся в ломе пыль, органические соединения, остатки горючесмазочных ве-
ществ, нефтепродукты, масла и другие отходы.
Разрушению от коррозии наиболее подвержены тонколистовой и лег-
ковесный углеродистый и низколегированный лом, металлоотходы и ме-
таллическая стружка. В то же время экологический ущерб природе от раз-
рушения металлического фонда страны (в результате коррозии), не воз-
вращающегося для повторного использования (по данным Н.В.Дорошенко)
составляет около 7 млрд. руб. в год.
4 — 1473
Структура потребления энергоресурсов в черной металлургии различных
регионов и отдельных стран определяется многочисленными факторами:
наличием тех или иных видов ресурсов на данной территории, общим
уровнем экономического развития государства, уровнем технической и тех-
нологической культуры отрасли, историческими приоритетами развития
производства черных металлов, современным экономическим положением
в отрасли, жесткостью природоохранного законодательства и многими дру-
гими. Тем не менее статистические данные показывают, что в последние
10—15 лет основные статьи потребления энергии предприятиями черной
металлургии передовых стран изменялись незначительно (табл. 4.1).
Как следует из приведенных данных, структура энергетического балан-
са отечественных предприятий коренным образом отличается от структу-
ры баланса передовых государств. Причины этого хорошо известны и зак-
лючаются: в высокой энергоемкости устаревшего оборудования (прежде
всего на мини-заводах); в низкой доле использования вторичных энерго-
ресурсов (на предприятиях полного цикла); в специфической ценовой
политике государства, стимулирующей применение в отраслях промышлен-
ности, продукция которых пользуется спросом на мировом рынке, деше-
вых энергоносителей — природного газа и электричества.
В передовых странах главным источником энергии при производстве
черного металла является уголь, хотя его доля в общем балансе постепен-
но снижается. По мнению ряда специалистов, это снижение, связанное с
увеличением доли выплавляемой электростали и развитием технологии
внедоменного получения железа, должно привести к стабилизации доли
угля в потреблении энергии при производстве черного металла на уровне
55...60% к 2010—2015 гг. Тем не менее именно уголь, прежде всего кок-
сующийся, останется основным энергоносителем в черной металлургии
мира в XXI в. Рассмотрим ситуацию с использованием металлургических
углей, т.е. углей, применяемых при производстве кокса и непосредствен-
но для вдувания в металлургические агрегаты (главным образом — в до-
менные печи), более подробно.
Таблица 4.1. Структура потребления энергоресурсов предприятиями черной металлургии
передовых индустриальных стран и России в 1990-х годах
Регион, страна Доля в потреблении энергии, % Доля отрасли в общем потреблении энергии, %
угли коксующиеся, энергетические и ПУТ жидкие нефте- продукты природный газ электри- чество
США 65-70 1-3 22-25 8-10 10
Япония 75-78 6-8 — 17-20 13
Западная Европа (ЕС) 75-80 10-12 2-4 6-8 11-12
Россия 30-35 3-4 28-30 35-40 9
99
4*
f А-«Г;;.7:&.,,. :< . • S^’. ". ; :ff .,. ~;: -^ \..»-л
--с* «
1. МИРОВЫЕ РЕСУРСЫ И РЫНОК
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ УГЛЕЙ
Мировые ресурсы коксующихся углей оцениваются в настоящее
время примерно в 1,5 трлн, т и составляют менее 10% общих ресурсов
каменных углей. Разведанные запасы насчитывают около 400 млрд, т,
большая их часть сосредоточена в США, Китае, России, Германии, Авст-
ралии (табл. 4.2.).
По единодушным оценкам экспертов, на мировом рынке металлурги-
ческих углей существует избыточное предложение товара, которое должно
сохраниться в течение нескольких ближайших лет, по крайней мере, до
2005—2007 гг. Таким образом, мировой рынок металлургических углей яв-
ляется «рынком потребителей», о чем свидетельствует динамика цен на
все виды углей, используемых при производстве кокса и для вдувания в
металлургические агрегаты (табл. 4.3.).
Основными импортерами металлургических углей являются Япония,
Южная Корея, страны Западной Европы и Бразилия, а главными постав-
щиками продукции: Австралия, США, Канада и Польша (рис. 4.1.). В
1997 г. Австралия поставила на рынок 87 млн. т металлургических углей,
Канада 34, США 44 млн. т.
Общий объем мировой торговли металлургическими углями в 90-е годы
стабилизировался на уровне 182... 187 млн. т в год при постоянном увели-
чении доли углей, используемых для вдувания в доменные печи. К 2005 г.
Таблица 4.2. Ресурсы коксующихся углей и их добыча в мире в 1980—1995 гг.
Страна Ресурсы, млрд, т Добыча, млн. т
всего экономически извлекаемые 1990 г. 1995 г.
Мир в целом 1500 400 600 605
США 235 118 91 95
Китай 300 80 100 НО
Россия 441 53 93 55
Германия 44 30 27 30
Австралия 26 14 69 79
ЮАР 24 11 15 18
Индия 21 11 28 25
Польша 92 7 54 56
Украина 29 7 68 40
Канада 17 7 28 30
Великобритания 93 4 13 12
Казахстан 11 3 30 20
100
Таблица 4.3. Содержание основных компонентов и средние цены на коксующиеся угли
на мировом рынке в 1997—1999 гг.
Страна, регион транспортировки Содержание в угле,% Годы
летучих ydaf серы Sd золы Ad 1997 г. 1998 и 1999 гг.
Австралия: Новый Южный Уэльс 21-24 0,5 10,0 52,40 42,55
Квинсленд 17-22 0,7 9,0 54,42 42,50
Канада < 19 0,5 7,0 48,07 44,10
19-24 0,5 9,0 48,98 35,50
США: Хемптон Родс 17-22 0,6 7,0 50,18 46,60
Балтимор 21-28 1,0 8,0 50,22 48,20
Мексиканский залив 17-20 1,0 7,0 50,40 46,35
Китай 20-22 0,5 8,0 51,50 50,30
23-30 1,0 8,0 51,75 47,45
30-35 0,8 8,0 48,95 47,10
Россия: 17-19 0,6 9,0 51,65 49,50
Тихоокеанское побережье 19-21 0,4 9,0 51,80 50,10
Балтийское море 28-30 0,6 9,0 50,90 49,50
Индонезия 36-40 0,5 4,0 40,57 31,50
Польша 25-31 0,7 7,0 51,50 43,90
ЮАР 32-35 0,5 7,0 41,18 38,65
30-35 0,6 10,0 34,00 30,95
Колумбия 30-35 0,7 8,0 34,70 33,50
Венесуэла 30-35 0,8 7,0 37,98 34,85
Рис. 4.1. Принципиальная схема основных потоков металлургических углей
на мировом рынке
101
LLL25E3
прогнозируется некоторый рост экспорта углей, прежде всего за счет уве-
личения их потребления в странах Азии (Южная Корея и О. Тайвань) и
в Бразилии. По оценкам экспертов, в 2002 г. в общем объеме продажи
металлургических углей с морскими перевозками доля разных стран со-
ставит,%: Австралии 48, США 20, Канады 18, Китая, России и Польши —
по 2, остальных стран в целом — около 8.
С точки зрения качества Австралия предлагает угли с низким выходом
летучих и низким давлением распирания, что может создавать проблемы
в ходе процесса коксования. Австралийские коксующиеся угли отличают-
ся также самым низким уровнем содержания микропримесных компонен-
тов (табл. 4.4.). Угли США с высоким давлением распирания обладают
Таблица 4.4. Микропримесный состав коксующихся углей некоторых шахт Австралии,
Канады и Восточной Европы, импортируемых металлургическими предпри-
ятиями Германии, ppm (масс.)
Химический элемент Среднее содержание в коксующихся углях North Goonjella (Австралия) Burton (Австралия) Elkview (Канада) Польские угли
Барий 110-150 30 20 100 100
Бериллий 1,8-2,2 2 1 0,7 2
Бор 40-70 8 5 20 10
Ванадий 25-35 50 30 70 40
Галлий 6-8 3 1 1 Н.О.
Иттрий 5-7 10 8 7 7
Кобальт 5-6 3 2 0,9 5
Лантаноиды 15-50 83 11 28 43
Литий 15-35 30 50 10 10
Марганец 80-110 10 8 100 7
Медь 15 -20 7 10 3 20
Молибден 2-4 Н.о. Н.о. Н.о. 3
Мышьяк 15-25 Н.о. Н.о. Н.о. 3
Никель 10-20 5 4 Н.о. 20
Рубидий 12-20 Н.о. Н.о. Н.о. 7
Скандий 2-3 6 7 5 8
Стронций 50-100 90 100 20 50
Фтор 80-150 20 10 4 20
Хлор 500-2000 7 10 5 30
Хром 12-15 30 10 8 20
Цезий 1 Н.о. Н.о. Н.о. 1
Цинк 20-25 3 2 Н.о. 3
Цирконий 35-40 200 90 50 20
Калий <2500 300 400 150 350
Натрий <600 10 20 2 20
Титан 1200-2000 1000 1000 1000 400
102
„ ;_____—______
низким содержанием летучих и имеют пониженную зольность (<5%). США
остаются единственным крупным поставщиком углей с высоким выходом
летучих и высокой текучестью.
В целом до 2010 г. ожидается, что Австралия станет монополистом в
поставках металлургических углей в страны Азии (включая Японию) и
некоторые страны, только начинающие развивать индустрию черных ме-
таллов (например, Турцию). США и Канада, по-видимому, сохранят ве-
дущие позиции в поставках угля в страны Западной Европы и Южной
Америки.
Однако серьезную конкуренцию основным поставщикам коксующихся
углей на европейском рынке может составить Польша, экспортирующая
их по демпинговым ценам. Добыча коксующегося угля в Польше в 1998 г.
достигла 28 млн. т, из которых почти половина пошла на экспорт, глав-
ным образом — в Западную Европу.
2. ПРОИЗВОДСТВО И МИРОВОЙ РЫНОК КОКСА
По оценке Международного института черной металлургии
(МИЧМ), выполненной в 1994 г., суммарная мощность коксохимичес-
ких предприятий мира составляла около 430 млн. т/год сухого кокса. Из
этого количества примерно 70 млн. т/год приходилось на так называе-
мые «примитивные» (ульевые и др.) печи, размещенные в основном в
странах Азии (прежде всего, в Китае). В настоящий момент состояние
печного фонда коксохимического производства оценивается следующим
образом:
Срок эксплуатации печи, лет
>38 24-38 <24
Количество печей,%
15 40 45
В индустриально развитых странах многие коксовые батареи уже вы-
работали ресурс или приближаются к этому состоянию.
Мировое производство кокса в 90-е годы стабилизировалось на уровне
365...370 млн. т/год (табл. 4.5.). Потребность в нем в 2005 г. оценивается
большинством специалистов практически одинаково (350...360 млн. т/год),
в том числе потребность в доменном коксе — на уровне 300...320 млн. т/
год в случае сохранения среднемирового удельного расхода кокса порядка
450 кг/т чугуна.
Учитывая характерный для нынешнего этапа развития металлургичес-
кого производства интенсивный вывод из эксплуатации устаревших мощ-
ностей, не отвечающих природоохранным требованиям, и незначительные
103
Таблица 4.5. Мировое производство кокса в 1990-1997 гг., млн. т/год
Регион, страна 1990 г. 1995 г. 1997 г.
Страны ЕС (15 государств) 58,726 41,511 40,476
В том числе: Германия 21,926 11,100 10,746
Великобритания 8,355 6,929 6,247
Франция 7,197 5,447 5,439
Италия 6,356 5,182 5,214
Бельгия 5,420 3,697 3,402
Другие страны Европы (без СНГ) 35,875 27,861 25,778
Страны СНГ (СССР) 77,647 47,703 44,364
В том числе: Россия — 27,702 25,603
Украина — 18,190 16,394
Страны Северной Америки 31,127 27,168 25,848
В том числе: США 25,053 21,545 20,062
Канада 3,708 3,283 3,370
Страны Южной Америки 9,297 9,991 9,906
В том числе: Бразилия 7,635 8,262 8,157
Страны Азии 143,422 204,982 209,846
В том числе: Китай 73,266 135,018 139,020
Япония 47,371 42,603 41,224
Индия 9,735 10,950 10,866
Южная Корея 8,410 11,060 10,114
Австралия 4,504 4,617 4,462
объемы обновления изношенных фондов, к 2005 г. прогнозируется дефи-
цит кокса в мире в объеме не менее 8,7 млн. т, в том числе в странах
Западной Европы — около 5 млн. т и в Азии (в основном Индии) — около
3 млн. т. Восполнить дефицит кокса в вышеуказанном объеме, по-види-
мому, сможет только Китай, ввиду отсутствия других поставщиков, обла-
дающих достаточным резервом мощностей. Таким образом, складывается
ситуация, при которой мировое производство стали может оказаться в
зависимости от поставок сырья из одной страны. Чтобы этого не про-
изошло, по мнению специалистов МИЧМ, необходимо целенаправленное
104
развитие мирового рынка кокса при всемерной поддержке и реконструк-
ции имеющихся мощностей, а также строительство новых современных
мощностей.
Объем мировой торговли коксом в последние 10—15 лет стабилизиро-
вался на уровне 18...20 млн. т/год (табл. 4.6.). Основными экспортерами
кокса являются Япония, Польша и Китай, а импортерами — страны За-
падной Европы, Индия, Бразилия (рис. 4.2.).
Цены на кокс на мировом рынке угля в течение пяти лет удержива-
ются на уровне 85...95 долл/т СИФ в зависимости от его зольности и
прочностных характеристик.
После 2005 г. главными импортерами кокса в мире могут стать Герма-
ния, Индия, Бразилия, США и Япония.
В Германии, по имеющимся данным, на период до 2010 г. не плани-
руется увеличение мощностей по производству кокса. Строительство но-
вого коксохимического завода в районе Дуйсбург—Швальгерна мощностью
2,5 млн. т/год к 2005 г. лишь компенсирует выводимые мощности уста-
ревшего завода «Проспер» в Ботропе. По-видимому, дефицит кокса в ко-
Таблица 4.6. Внешняя торговля коксом, млн. т.
Регион, страна 1995 г. 1997 г.
импорт экспорт баланс импорт экспорт баланс
Страны ЕС (15 государств) 8,547 3,016 -5,531 8,314 1,582 -6,732
В том числе:
Германия 2,581 0,287 -2,294 3,268 0,200 -3,068
Другие страны Европы (без СНГ) 2,907 5,274 +2,367 2,826 5,014 +2,188
В том числе:
Польша 0,034 3,331 +3,297 0 3,119 +3,119
Страны СНГ 1,211 1,294 +0,083 1,322 1,108 +0,214
В том числе:
Россия 0,353 1,280 +0,927 0,278 0,932 +0,654
Страны Северной Америки 2,958 1,688 -1,270 1,953 1,504 -0,449
В том числе:
США 1,647 0,680 -0,967 1,420 0,755 -0,665
Канада 0,842 0,334 -0,508 0,242 0,319 +0,077
Страны Азии 5,832 11,783 +5,951 6,093 13,532 7,439
В том числе:
Китай 0,04 8,861 +8,857 0 10,581 +10,581
Япония 0,498 2,917 +2,419 1,290 2,641 +1,351
105
Рис. 4.2. Принципиальная схема основ-
ных потоков кокса на мировом рынке
личестве около 3 млн. т/год будет
покрываться, как и сейчас, за счет
поставок из Восточной Европы
(Польши, Чехии и, возможно, Рос-
сии) и Китая.
В Индии, начиная с 1996 г. от-
мечается существенное сокращение
производства кокса на специализи-
рованных заводах. Дефицит покрывается за счет поставок из Китая. Не-
обходимо отметить, что большая часть индийского кокса представляет
собой продукт с содержанием золы 25...30 % и выше. Китайский кокс в
основной массе имеет зольность 12... 15 % и к тому же он на 6...7 долл/
т дешевле кокса, ввозимого в Индию из Японии и Австралии. Осуществ-
ляемая в Индии в настоящее время программа по продлению срока служ-
бы доменных печей без соответствующих мер по реконструкции и стро-
ительству коксовых батарей может привести к увеличению импорта кокса
к 2010 г. в размере 9... 10 млн. т. В этом случае Индия будет потреблять
(теоретически) примерно 50...60 % всего свободно продаваемого в мире
кокса (преимущественно китайского) и станет «барометром» мировых цен
на кокс.
В Бразилии, где работают пять металлургических фирм с заводами пол-
ного цикла («Usiminas», CST, CSN, «Cosipa», «Acominas»), вплоть до 2005 г.
не предусматривается ввод новых мощностей по производству кокса. Ос-
новой стратегии бразильских фирм на ближайшую перспективу является
развитие технологии вдувания в доменные печи пылеугольного топлива,
что по расчетам позволит заменить около 2,3 млн. т кокса в год. Для этого
расход пылеугольного топлива должен быть доведен до 140... 180 кг/т чугу-
на. Оставшийся дефицит в размере около 1 млн. т/год, по-видимому, бу-
дет покрываться за счет импорта кокса из Китая и Польши.
В черной металлургии США в последнее десятилетие нарушен тради-
ционный принцип самообеспечения потребностей доменного производства
в коксе: 6 из 15 металлургических фирм с доменными печами не имеют
коксохимических производств.
Основой стратегии по преодолению дефицита кокса в США призна-
но снижение удельного расхода кокса на выплавку чугуна в результате
широкого внедрения технологии вдувания пылеугольного топлива, уве-
личение выплавки стали в электропечах с использованием лома и вне-
106
дрение процессов бескоксовой металлургии. Однако к 2003 г. в США
неизбежен вывод из эксплуатации мощностей по производству кокса еще
по крайней мере в количестве 5...6 млн. т в год в связи с вступлением
в силу в это время более жесткого стандарта по ограничению выбросов
в атмосферу.
В Японии после 1984 г. не вводили новых мощностей по производству
кокса в связи с образовавшимся их избытком после массового строитель-
ства коксовых батарей в 1968—1974 гг. и последующего снижения вып-
лавки чугуна. В основу технической политики последних 10—15 лет был
положен вывод из эксплуатации физически и морально устаревших мощ-
ностей и максимальное продление срока службы (до 35—40 лет) остаю-
щихся мощностей с повышением их технического уровня (комплексная ав-
томатизация производства, внедрение эффективных природозащитных си-
стем и пр.). К началу XXI в. практически все коксовые батареи Японии
исчерпали свой ресурс и требуется их замена; в новом столетии прогно-
зируется развитие коксохимического производства в стране на новой,
более прогрессивной технической основе. Федерация черной металлургии
Японии с 1994 г. разрабатывает новый процесс коксования в рамках со-
вместного национального проекта SCOPE-21. Процесс предусматривает
эффективное использование угольных ресурсов, высокую производитель-
ность и экологическую безопасность. Разработку проекта, включая полу-
промышленные испытания нового процесса коксования, намечено завер-
шить в 2001 г.
3. КАЧЕСТВО КОКСА И ОСНОВНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ
РАЗВИТИЯ ЕГО ПРОИЗВОДСТВА
По мнению многих западных специалистов, занимающихся воз-
действием крупных индустриальных производств на окружающую среду,
проблемы ее защиты при производстве кокса еще не решены в достаточ-
ной степени. Особенно это относится к производствам, находящимся в
эксплуатации свыше 15 лет, а таких в коксохимии подавляющее большин-
ство (почти 90% от всех мощностей). Даже современные методы реконст-
рукции коксовых печей, применяемые передовыми фирмами Японии, Гер-
мании и США, не позволяют решить экологические проблемы устарев-
ших коксохимических производств кардинальным образом, как этого
требуют жесткие природоохранные законодательства этих стран. В то же
время установки для коксования отличаются высокой капиталоемкостью,
в связи с чем руководители металлургических предприятий часто уходят
107
от решения проблем коксохимического производства (там, где это возмож-
но, т.е. в развивающихся странах, например, в Индии, Китае, Бразилии).
Последствиями такого отношения являются быстрое старение мощностей
по производству кокса в большинстве стран мира и существенное умень-
шение числа инженерных организаций, занимающихся проектированием
и строительством коксовых печей. В сложившейся ситуации подавляющее
большинство производителей чугуна (за исключением Японии) стремит-
ся к снижению удельного расхода кокса за счет повышения качества же-
лезорудного сырья и увеличения количества используемых заменителей
кокса. Однако уменьшение удельного расхода кокса, обеспечивающего не-
обходимые параметры протекания газодинамических процессов в домен-
ной плавке, в свою очередь, требует повышения его качественных харак-
теристик.
По современным представлениям основные параметры качества кокса
должны находиться в следующих пределах:
Показатель реакционной способности кокса (CRI),%
Прочность кокса после взаимодействия
с диоксидом углерода (CSR),%
Содержание щелочных соединений,%
Содержание серы,%
Зольность, %
Влажность, %
Барабанная прочность,%:
<20-25
65-70
<0,2
<0,8
<8
<3
М40 >80; М10 <7
Основные факторы, которые необходимо учитывать при разработке
новых систем коксования и совершенствовании существующих техноло-
гий, можно сформулировать так: 1) ужесточение природоохранного зако-
нодательства и, как следствие, уменьшение выбросов в окружающую сре-
ду; 2) резкое снижение конкурентоспособности химической продукции,
производимой из коксового газа, в связи с активным развитием в после-
днее десятилетие технологий органического синтеза из нефтепродуктов и
снижением цен на нефть и природный газ; 3) высокая капиталоемкость
современных коксохимических производств; 4) необходимость получения
продукции более высокого качества практически по всем параметрам.
Ниже приводятся наиболее перспективные разработки в коксохимичес-
ком производстве на период до 2010 г., которые признаются специалис-
тами индустриально развитых стран.
Технология трамбования шихты для коксования разработана и внедрена
в семи странах (в том числе в Германии, Польше, Китае, Украине), ли-
дером является немецкая фирма «Saarbeig». Технология позволяет полу-
108
—m
чать высококачественный кокс на основе широкой сырьевой базы, вклю-
чая низкосортные слабоспекающиеся и неспекающиеся угли, а также от-
ходы нефтехимического и коксового производства. В 1999 г. в мире было
произведено более 10 млн. т кокса из трамбованной шихты.
Переход от многокамерной (коксовая батарея) к модульной (однокамер-
ная печь SCS) системе коксования активно развивается с 1992 года на
опытно-промышленном уровне Европейским центром развития техноло-
гий производства кокса. Новый принцип конструирования коксовых пе-
чей позволит увеличить их производительность в 3,0—3,5 раза; улучшить
условия подготовки шихты для коксования; снизить капитальные затра-
ты и затраты энергии на процесс коксования на 6...10%; расширить
сырьевую базу коксования за счет использования углей с повышенным
и пониженным содержанием летучих; повысить прочность кокса (CSR)
на З...Ю%.
Преобразование коксохимического завода в двухпродуктовое производство'.
кокса и восстановительного газа, который получается в результате крекин-
га сырого коксового газа и содержит более 60% водорода и более 30%
монооксида углерода. Выход такого газа будет превышать 650 м3 на 1 т
угольной шихты для коксования. Экономические расчеты западных спе-
циалистов показывают, что использование такого газа на предприятиях
полного цикла в установках металлизации железорудного сырья должно
обеспечить большую выгоду, чем использование коксового газа для полу-
чения химической продукции, выработки электроэнергии или сжигания в
энергетических установках. Данная технология признается наиболее перс-
пективной для условий США и Канады.
Строительство коксовых печей без улавливания химических продуктов
процесса получило развитие прежде всего в США, где на заводе в Ван-
санте в 1989 г. была введена в строй первая коксовая батарея подовой
конструкции. После вывода на полную мощность в 1998 г. коксоэнерге-
тического комплекса фирмы «Indiana Harbor Coke Со» в Чикаго общая
мощность предприятий, производящих кокс по этой технологии, достиг-
ла 1,8 млн. т в год.
Применение этой технологии даст возможность отказаться от низко-
рентабельных химических цехов КХП со сложным оборудованием и по-
требностью в квалифицированном персонале для его обслуживания. Каж-
дая печь (всего их 268) комплекса в Чикаго имеет производительность
4500 т кокса в год при непрерывной выработке 330 тыс. кВт электроэнер-
гии в энергоутилизационной установке мощностью 94 МВт. В экологи-
ческом отношении национальное агентство по охране окружающей среды
относит эту технологию к категории МАСТ (наиболее пригодная для ог-
раничения выбросов).
109
4. ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ДРУГИХ ЭНЕРГОНОСИТЕЛЕЙ
В процессах окускования железорудных материалов, производства
первичного черного металла, стали и проката в принципе возможно ис-
пользование любых углеводородов. Вопрос заключается в возможности их
экономически эффективной подготовки к применению в соответствующих
переделах. Общемировая тенденция — максимально возможная замена кок-
са в доменной плавке топливно-восстановительными добавками к домен-
ному дутью и всемерно возможное использование в последующих (за до-
менным) переделах вторичных энергетических ресурсов предприятий преж-
де всего металлургических газов (доменного, конвертерного, коксового),
энергии давления отходящих газов, тепловой энергии горячего металла и
металлургических шлаков.
Общепризнано, что наиболее технологичными (удобными в использо-
вании) видами топлив являются жидкие и газообразные, т.е. нефтепро-
дукты и природный газ. В передовых индустриальных странах их широко
использовали в 70—80-х годах. В настоящее время применение этих высо-
котехнологичных видов топлива возможно только в тех регионах, где это
позволяет соотношение цен на данные энергоносители и пылеугольное
топливо. Практически применение природного газа является сейчас эф-
фективным только в Северной Америке и России (причем используется
природный газ собственных месторождений), а использование мазута эко-
номически целесообразно для условий Западной Европы. В остальных
регионах мира, где производятся черные металлы, основным заменителем
кокса служит пылеугольное топливо (табл. 4.7.).
Пылеугольное топливо. В Западной Европе по данным 1998 г. ПУТ при-
меняли на 35 из 68 доменных печей, работающих в странах ЕС. Лидером
в применении ПУТ является фирма «Ноо Govens Igmuiden» (Голландия),
использующая его с 1983 г. на доменных печах № 6 и № 7 (диаметром
горна соответственно 11,0 и 13,8 м). В 1997 г. на этих доменных печах
достигнут расход ПУТ 215 кг/т чугуна при обогащении дутья кислородом
до 29 %. Расход кокса при этом был снижен до 285 кг/т чугуна.
Впервые вдувание ПУТ в США было осуществлено на доменной печи
«Аманда» в г. Ашленде в 1963 г., однако широкое применение ПУТ на-
чалось лишь в 1993—1996 гг., когда резко возросло число подлежащих ре-
конструкции коксовых батарей. В настоящее время вдувание ПУТ осуще-
ствляется на 13 доменных печах США различного объема и технического
уровня (табл. 4.8.).
В Японии за период с 1986 по 1997 гг. количество ПУТ, вдуваемого в
доменные печи, возросло с 25 до 119 кг/т чугуна (рис. 4.3.). В 1999 г. все
печи Японии работали с применением ПУТ. Рекордные показатели дос-
110
ЙМИМШИМ* HF 'хГ'У~safeaBsaB^aaMtag*~~^aE^
Таблица 4.7. Затраты основных энергоносителей на производство чугуна в главных
регионах мира (по данным 1998 — первой половины 1999 гг.)
Регион Доля от мирового производства чугуна, % Общие затраты энергии в аглодоменном переделе, ГДж/т чугуна Затраты энергоносителей, кг (м3)/т чугуна
КОКС ПУТ нефте- продукты при- родный газ
Западная Европа (страны ЕС) L9 16,19 360 84 37 0
Северная Америка (США и Канада) 12 16,07 375 77 21 14
Дальний Восток (Япония, Южная Корея, Тайвань) 22 15,68 360 120 — —
Средняя Азия (Китай, Индия, Северная Корея) 24 20,73 620 30 — —
СНГ и Восточная Европа 13 19,00 530 — 0 65
Мир в среднем — 17,68 456 65 11 22
Таблица 4.8. Некоторые показатели работы доменных печей США, использующих мак-
симальное количество ПУТ
Показатель Доменные печи
Indiana Harbor Works №7 US Steel Gary Works №4 USS Kobe, Lorain №3 AK Steel, Ashland «Аманда»
Производительность, т/м3 сут 2,35 2,36 2,41 2,29
Расход, кг/т чугуна кокса 310 336 370 338
ПУТ 166 164 163 181
Дутье: температура, °C 1264 1041 1049 1076
содержание кислорода, % 24,8 25,4 26,3 23,6
Выход шлака, кг/т 274 236 205 190
Содержание в чугуне, %: кремния 0,34 0,76 0,66 1,06
серы 0,035 0,051 0,052 0,060
111
Рис. 4.3. Изменение
расхода кокса и ПУТ
на доменных печах
Японии в 1990—
1997 гг.:
1 — расход кокса;
2 — расход ПУТ
тигнуты на до-
менной печи № 4
в Фукуяме на за-
воде фирмы NKK (218 кг/т чугуна),
циалистов полагает, что в будущем
печах Японии не превысит 150 кг/т
Однако большинство японских спе-
средний расход ПУТ на доменных
чугуна.
Во многих странах мира (Японии, Германии, Южной Корее, Бразилии,
Китае и др.) в настоящее время ведутся активные исследования по
применению в агломерационном и доменном производствах техногенных
энергоносителей:, пластмасс, древесных опилок, отработанных технических
масел, спиртов, пищевых отходов производства сахара, риса, муки и т.п.
Наиболее перспективным большинством специалистов признается приме-
нение в качестве заменителя кокса отходов пластмасс, как производствен-
ных, так и в виде ТБО. Пластмассы по энерго-металлургическим характе-
ристикам либо не уступают, либо превосходят известные топливно-восста-
новительные материалы (табл. 4.9.).
Таблица 4.9. Сопоставление химического состава пластмасс с другими видами топлив
для доменной плавки,% (масс.)
Составные элементы ТОПЛИВ Топливные добавки к доменному дутью
природный газ ПУТ мазут пластмассы
Углерод 70-75 75-80 85-87 75-80
Водород 22-26 4-5 10-12 10-14
Зола 0 8 12 0,05-0,10 4-6
Сера <0,001 0,6-1,2 2,0-2,5 0,5-1,5
Хлор 0 0,1-0,3 <0,05 <1,5
Фтор 0 <0,01 <0,001 <1,5
Калий 0 0,2-0,3 <0,001 0,03-0,06
Натрий 0 <0,1 <0,001 0,08-0,12
Теплота сгорания, МДж/кг(м3) 30,0-38,5 13,0-28,0 40,0-42,5 38,0-45,0
112
C-'1 ,.wr„
TJWWmOFW
Впервые пластмассы начала использовать в доменной печи немецкая
фирма «Штальверке Бремен ГмбХ» в 1993 г. Для подачи пластмасс в фур-
мы была использована модернизированная система вдувания ПУТ. Пред-
варительная подготовка пластмассовых ТБО включала сортировку, после
которой пленочные материалы плавят и гранулируют, а твердые пластмас-
сы дробят. Затем оба компонента смешивают и вдувают в доменную печь.
Наиболее широко применяли эту технологию на печи №3 предприятия
«ЕКО-Stahl» в г. Айзенхюттенштадте, где расход пластмассы составляет
30...60 кг/т чугуна. Некоторые показатели работы этой печи в 1998 г. при-
ведены ниже:
Полезный объем печи, м3 711
Производительность, т/суг 1393
Расход шихтовых материалов,
кг/т чугуна:
агломерат 714
окатыши 722
руда 78
флюсы 22
металлодобавки 95
Расход топливно-восстановительных
материалов, кг/т чугуна:
кокс сухой 422
мазут 54
пластмассы 49
Дутье:
расход, м3/т чугуна 1350
температура, °C 1010
Колошниковый газ:
температура, °C 231
содержание СО и СО2 21,8
Выход шлака, кг/т чугуна 275
Содержание в чугуне, % (масс.):
углерод 4,24
кремний 0,58
сера 0,044
фосфор 0,086
ИЗ
В Японии во второй половине 90-х годов ежегодно производится око-
ло 14 млн. т пластических материалов. Около 9 млн.т пластмасс накапли-
вается в виде твердых бытовых отходов (ТБО). По данным Ассоциации
содействия переработке пластмасс Японии (АСПС) эффективно использу-
ются для газификации, переработки в технические масла и в рамках гло-
бального рециклинга для производства вторичных полимеров не более 25%
пластмассовых ТБО, 38% захораниваются на полигонах и еще 37% под-
вергаются сжиганию.
По оценке АСПС (1996 г.), при существующем в стране природоох-
ранном законодательстве в доменных печах Японии могут быть перерабо-
таны около 11% пластмассовых ТБО. В 1996 г. фирма «Nippon Кокап»
ввела в строй на доменной печи № 1 комбината в Кэйхине установку,
перерабатывающую 30 тыс. т пластмассовых отходов ТБО в год.
Мазуты, применяемые в металлургическом производстве (в т.ч. для вду-
вания в доменные печи), представляют собой остатки прямой перегонки
нефти, тяжелых газойлей каталитического крекинга, коксования нефти и
гидрокрекинга, а также крекинг—остатки, получаемые при термическом
крекинге и висбкрекинге, при переработке масел, экстранитов и асфаль-
тов. Для характеристики эксплуатационных свойств мазутов используют
следующие показатели: плотность, вязкость, температуру застывания и
вспышки, зольность, содержание воды и серы.
Зольность мазутов зависит от технологии их производства, главным
образом — от глубины обессоливания нефти при ее первичной обработке
на нефтезаводах. Зольность промышленных мазутов, как правило, состав-
ляет 0,05...0,35%.
Примерный химический состав промышленных мазутов приведен ниже:
Зола Сг Нг Sr (O+N)r
Содержание,% (масс.) 0,05—0,33 85,0—88,0 10—12 0,3—3,5 0,6—0,8
Теплота сгорания промышленных мазутов составляет 40,0...42,5 МДж/м3.
В состав мазутов в качестве микропримесей входят многие металлы, в
том числе: щелочные и щелочноземельные (Li, Na, К, Ba, Sr, Mg); под-
группы меди (Си, Ag, Аи); подгруппы цинка (Zn, Cd, Hg); подгруппы бора
(В, Al, Ga, In, Те); подгруппы ванадия (V, Nb, Та); переменной валент-
ности (Ni, Fe, Mo, Со, W, Cr, Mn, Sn).
Наиболее значительными, как правило, оказываются концентрации ва-
надия (до 500 г/т мазута), никеля (до 300 г/т) и щелочных металлов (в
сумме — до 1000). Форма присутствия микропримесных металлов в нефти
изучена мало, однако принято считать, что свыше половины их входит в
состав органических комплексных или молекулярных соединений, главным
114
образом — порфириновых комплексов (ванадий и никель), смол и асфаль-
тенов (медь, свинец, кобальт, молибден).
В странах ЕС из 68 доменных печей в настоящее время 31 печь рабо-
тает с использованием мазута или смолы в количестве от 20 до 120 кг/т
чугуна. Главную проблему при этом представляет собой высокая вязкость
применяемых дешевых мазутов: часто для обеспечения необходимой жид-
котекучести требуется их нагрев до 150...200 °C. В этом случае трубопро-
воды для мазута и смол покрывают теплоизоляцией и снабжают электро-
подогревом.
Природный газ пока еще широко используется в энергетических агрега-
тах металлургического производства многих стран: в отопительных горнах,
в сталеплавильных печах и нагревательных печах прокатного производства,
воздухонагревателях и т.п. Однако на передовых предприятиях его приме-
нение пытаются ограничить, применяя в качестве высококалорийной добав-
ки к металлургическим газам. Собственно для производства первичного
черного металла природный газ широко используется в агрегатах прямого
получения железа в странах Ближнего Востока, Африки и Латинской Аме-
рики, а также при производстве чугуна — в Северной Америке и России.
Общие запасы природного газа по оценкам мировых энергетических
конференций (МИРЭК) в настоящее время оцениваются примерно в
300 трлн, м3, из них разведанные — около 130 трлн. м3. Современный
уровень добычи природного газа стабилизировался в середине 90-х годов
на уровне 2,1 трлн. м3/год. Главными газодобывающими странами в
начале XXI в. останутся: Россия, США, Нидерланды, Канада, Германия,
Венесуэла.
В последние годы мировые резервы природного газа увеличиваются
главным образом за счет усиленной разведки шельфов Мирового океа-
на. Наиболее перспективными регионами добычи признаются: Канадс-
кий арктический архипелаг, море Бофора, континентальный шельф за-
падного побережья Северной Америки, Мексиканский залив, шельфы
побережья Бразилии, Нигерии, Камеруна и ЮАР, Средиземного, Север-
ного, Японского и Южно-Китайского морей и северо-западного побе-
режья Австралии.
В мировом энергетическом балансе на долю природного газа прихо-
дится около 17%, но в промышленно развитых странах (западной Евро-
пе, США, Японии и в России) она существенно выше. Химический
состав природного газа различных месторождений меняется в узких пре-
делах^ (масс.):
сн4 с2н6 с3н8
82-99 0,5-5,0 <2,0
С4Н10 СО2 N2
<1,5 <2,5 <14,0
115
Минимальная теплота сгорания, составляет 31,0...39,0 МДж/м3.
В отечественной черной металлургии пик применения природного газа
приходится на конец 80-х — начало 90-х годов, когда его использовалось
до 48 млрд. м3/год, или почти 20,5% от всего потребления газа про-
мышленностью. К настоящему времени применение природного газа чер-
ной металлургией России снизилось до уровня 28...30 млрд. м3/год. При
этом его доля в топливно-энергетическом балансе отрасли составляет
около 30%.
Электроэнергия. Все крупные металлургические комбинаты России име-
ют в своем составе электростанции, использующие для производства элек-
троэнергии ВЭР, прежде всего — колошниковый газ доменных печей. Это
позволяет существенно снизить общие затраты энергии на производство
продукции черной металлургии, поскольку при использовании электро-
энергии со стороны имеет место крайне низкий к.п.д. использования
энергоносителя (20...30%) за счет реализации сложной технологической
цепочки, включающей добычу, подготовку и транспортировку энергоно-
сителя к электростанции, выработку, транспортировку электроэнергии и
ее перевод в тепловую энергию в металлургических агрегатах.
Однако до сих пор отечественные предприятия обеспечивают себя
электроэнергией лишь на 40...50%. Ниже приведен расход электроэнер-
гии по укрупненным показателям для условий ОАО «Северсталь» (1996—
1998 гг.), %:
Технологические операции производства металла 44,7
Создание комфортных условий трудовой деятельности 7,1
Обеспечение инфраструктуры
(вспомогательные производства, ремонтные службы,
автоматизация, сигнализация, а также потери в сетях) 34,1
Социальный сектор
14,1
Для ОАО «Северсталь» доля электроэнергии, поступающей со сторо-
ны, достигает 55...60% от общего объема ее потребления на предприятии.
Необходимость поставок со стороны приводит, как уже отмечалось выше,
к естественным потерям при транспортировке (передаче) электроэнергии
и соответствующему увеличению затрат в себестоимости продукции. Между
тем расход электроэнергии при производстве металлов в черной металлур-
гии остается высоким.
Расход электроэнергии при производстве основных материалов черной
металлургии во второй половине 90-х годов приведен ниже, кВт*ч/т:
116
Железорудное сырье (агломерат и окатыши) 160-210
Кокс 50-65
Чугун 70-90
Сталь (конвертерная) 50-65
Электросталь 550-700
Ферросплавы 5200-6000'
Прокат черных металлов 130-180
Метизы цветных металлов 280-350
С учетом потерь в токопроводах 950...1150 кВт-ч/т.
Необходимо также отметить, что при функционировании энергетичес-
ких хозяйств отечественных металлургических предприятий в их современ-
ном виде образуется 80...90% шламов (от их общего количества на пред-
приятии), поступающих в золошламонакопители (ЗШН). В результате на
таких комбинатах, как Магнитогорский, Новолипецкий, Череповецкий
территории ЗШН уже сопоставимы с территориями, занимаемыми произ-
водственными площадями. Продолжающееся интенсивное развитие систе-
мы ЗШН в России можно объяснить только несовершенством соответству-
ющих законодательных актов.
МИСиС
Глава 5
ПОЛУЧЕНИЕ ПЕРВИЧНОГО
МЕТАЛЛА ИЗ ПРИРОДНОГО
И ТЕХНОГЕННОГО СЫРЬЯ
Ь слеты получения
nt ичного металла
1
2. вые процессы и технологии
палуаетл первичного жидкого
металла
X вместе» чуг ш
4, чедоменная обработка чугуна
1. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ПОЛУЧЕНИЯ
ПЕРВИЧНОГО МЕТАЛЛА
Современная структура в производстве черных металлов оконча-
тельно сложилась в начале XX в. Она представлена трехступенчатой схе-
мой, в той или иной мере воспроизводимой в черной металлургии раз-
личных стран.
1. Подготовка сырьевых материалов. Эта стадия включает в себя обо-
гащение добываемой из недр руды и окускование получаемых из первич-
ных руд концентратов, обогащение углей и коксование угольных концен-
тратов.
2. Производство первичного черного металла в доменных и в ферро-
сплавных печах и альтернативных агрегатах твердофазного и жидкофазно-
го восстановления.
3. Передел первичного металла (чугун, металлизованные материалы) в
сталь или другую продукцию черных металлов.
До настоящего времени основное количество стали ( > 90...95%) полу-
чают по схеме «доменный чугун — сталь». По этой схеме железо из ших-
ты в ходе доменной плавки практически полностью (> 99,5%) переходит
в чугун, а сталь производят из чугуна в сталеплавильных агрегатах. При
этом не имеет значения с какой долей скрапа (вплоть до 100%) была по-
лучена сталь, так как скрап в свою очередь был получен из чугуна.
Схема «чугун — сталь», несмотря на кажущуюся сложность по сравне-
нию с непосредственным получением стали из руды, имеет неоспоримые
преимущества: возможность получать металл заданной марки из любого
железосодержащего материала; высокая степень энерго- и материалосбе-
режения; низкие величины выбросов в окружающую среду; и высокая
удельная и общая производительность агрегатов.
Опыт промышленного развития расширил и скорректировал номенкла-
туру оценок различных направлений производства продукции и критерии
«успеха» производства. Однако ни один из предлагавшихся вариантов
«прямого получения стали из руды» (одностадийный процесс получения
стали из исходного сырья в одном агрегате) не оказался конкурентоспо-
собным.
Доменные печи выплавляют основное количество чугуна (около 95%
всего первичного металла). В последнее десятилетие мировое производство
чугуна устойчиво поддерживается на уровне 520...540 млн.т в год, в том
числе в Японии — 80...85 млн.т, в Западной Европе — 85...90 млн.т, в
США — 40...50 млн.т, в Китае — 60...65 млн.т. Мировое производство руды
составляет 960...980 млн.т в год, окатышей — 230...240 млн.т в год. Расчет
на традиционную металлургическую схему характерен для стран, бурно
развивающих свою металлургию (Тайвань, Республика Корея и др.). Доля
последних в мировом производстве черных металлов уже сейчас превы-
119
шает 20% и будет возрастать. В развитых индустриальных странах объем
металлургического производства в основном стабилизировался, преимуще-
ственным содержанием промышленного развития для них является рекон-
струкция и техническое перевооружение агрегатов. При этом практически
ни в одной из этих стран не идет замена доменных печей на альтерна-
тивные агрегаты. Так, только в последние годы реконструированы три
крупные доменные печи в Германии. В мире по прежнему строят новые
доменные печи. В период 1980—1990 гг. (годы наибольшего внимания к
альтернативным способам) ежегодно вводилось 4...5 мощных доменных
печей. Любопытно, что в Мексике, стране, где активно развивались и
успешно функционируют предприятия с альтернативными способами по-
лучения первичного металла, в последнее время активно вводят в эксплу-
атацию доменные печи. В настоящее время в мире имеется свыше 550
доменных печей, причем в 1990 г. 12,5% общего производства чугуна
выплавлялось в доменных печах, срок эксплуатации которых составлял
менее 10 лет. Объем большинства вновь построенных и реконструирован-
ных доменных печей стабилизировался в пределах 3000...5000 м3.
В последние годы все большее число специалистов убедительно про-
гнозирует «придание новых сил» доменным печам путем внедрения ряда
новых технологий.
Мы представляем себе металлургию XXI в. как гармоничное сочетание
различных технологий получения первичного металла, где основную роль
при выборе конкретного варианта играют ресурсо-экологические и эко-
номические показатели. Основные тенденции отбора ясны уже сегодня.
1. Чем выше единичная производительность металлургического агрега-
та, тем ощутимее преимущества перед альтернативными технологиями
доменной печи.
2. Твердофазные методы получения первичного металла возможны при
наличии двух обязательных условий: наличие нефти или газа как источ-
ника восстановительного газа или разработка эффективных способов по-
лучения его из твердого топлива и наличие чистых по примесям и легко-
обогатимых железных руд.
3. Жидкофазные или комбинированные методы получения первичного
металла имеют перспективу при эффективном использовании химической
и тепловой энергии отходящих газов; минимальных потерях основного и
попутных элементов; минимальных выбросах в окружающую среду.
4. Существующие альтернативные способы получения первичного метал-
ла не предназначены для получения литейных чугунов и ферросплавов.
5. Страны и регионы, испытывающие трудности с получением кокса,
в большей мере должны быть ориентированы на развитие альтернативных
способов получения первичного металла.
120
.ТВ -.» Wtr- W < --.- » 1еда------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------ Ta8”V » ГГ “' I'-S^S '- -'“ -^sr- ;»«- - » - •-i.»j^s, '<- gg,--•
С учетом этих обстоятельств, а также с тем фактом, что чистые по
примесям железные руды в большинстве своем исчерпаны, а в металлур-
гическое производство опережающими темпами вовлекаются комплексное
полиметаллическое природное сырье и многокомпонентные техногенные
материалы, можно предположить, что в XXI в. взнос различных направ-
лений производства первичного металла в мире составит: доменное про-
изводство — 60...80%; жидкофазные и комбинированные методы —
20...30%; твердофазные методы — 10...20%.
Подготовка железорудных материалов. Практика подтвердила установ-
ленное, в основном трудами отечественных ученых, верхнее ограничение
степени обогащения железных руд. Для большинства таким пределом яв-
ляется 67...68% железа в концентрате. Превышение этой величины при-
водит к снижению как холодной (при транспортировке), так и горячей
(при восстановительно-тепловой обработке) прочности агломерата и ока-
тышей с соответствующими негативными последствиями для доменной
плавки. Другими словами, при переходе через оптимум обогащения коли-
чество расплава, образующегося при агломерации рудного материала или
при обжиге окатышей, настолько мало, что уже не может обеспечить
прочностные свойства окускованного продукта и потому каждый допол-
нительный процент железа в шихте не приводит к адекватным технико-
экономическим последствиям.
Особо следует оценить возможности использования в промышленном
производстве встречающихся в отдельных регионах некоторых месторож-
дений «супербогатых» природных железных руд. Так, в «голубой пыли» —
своеобразной железной руде Индии — содержится < 0,3...0,5% попутных
элементов. Тот же состав характерен для шамраевской руды К МА (руда
СГД — скважина гидродобычи). Подобное сырье, видимо, целесообразно
использовать в химической промышленности, при производстве аккуму-
ляторов и др. Направление этого сырья на переработку в «большую ме-
таллургию» экономически нецелесообразно.
Основные научные и технические достижения в окусковании сырья в
последнее время связаны с оптимизацией состава шихты. Не оправдала
себя ставка на производство окатышей, содержащих повышенную долю
FeO. Опыт работы доменных печей и подробные расчеты этого варианта
плавки показали, что ожидаемый рост интенсивности плавки чаще всего
не подтверждался, основные цели ресурсосбережения не достигались, па-
дала эффективность комбинированного дутья. В то же время оптимиза-
ция состава шихты, в том числе использование извести, магнийсодержа-
щих добавок, компонентов, меняющих температуру плавления шихты,
используемой для производства агломерата и окатышей, и увеличения
подвижности и других свойств получаемого при окусковании расплава,
121
'Г
- ___:______________* ». — » . —_г.—_______________________1
может привести к существенному улучшению качества окускованного
продукта и росту технико-экономических показателей производства пер-
вичного металла.
Формирование мирового рынка изменило отношение к офлюсованию
шихты. Безусловный положительный эффект, достигаемый при проплавке
в доменной печи офлюсованных железорудных материалов, может быть
перекрыт отрицательным воздействием роста цены перевозки единицы
железа в шихте, причем чем больше дальность перевозки, тем значитель-
нее этот негативный эффект. Поэтому в мировом хозяйстве окатыши, как
основной транспортируемый окускованный железорудный материал, в
большинстве своем изготавливают неофлюсованными. Степень офлюсова-
ния окатышей также по-разному сказывается на их холодной прочности,
что также влияет на условия их транспортировки.
Время предъявляет и дополнительные требования к качеству сырья. За
рубежом в перечень обязательных показателей качества уже давно введе-
но ограничение содержания соединений щелочных металлов в составе
сырья, причем жесткость требований и штрафные санкции постоянно воз-
растают. Так, в ФРГ верхний предел содержания К2О + Na2O в железо-
рудномрсырье за последние годы снизился с 0,15...0,20 до 0,08...0,10%.
Между тем во многих рудах стран СНГ щелочи присутствуют в повышен-
ном количестве. Так, в шихте для производства окатышей Криворожско-
го центрального горно-обогатительного комбината содержится более 0,2%
щелочных соединений; 0,15...0,20% и более щелочей содержится в окаты-
шах Лебединского ГОКа. При небольшом количестве этих окатышей в
шихте доменных печей их негативное воздействие проявляется слабо.
Однако уже при достижении доли окатышей в железорудной доменной
шихте 50...60% приход соединений щелочных металлов в доменную печь
составит величину более 2,5...3,0 кг/т чугуна, что существенно снижает
эффективность доменной плавки.
В связи с этим вновь возникает вопрос замены бентонита другими
видами связующего, поскольку бентонит несет с собой заметное количе-
ство щелочей. Одним из наиболее эффективных видов заменителей бен-
тонита являются бедные железные руды с глиноземистой пустой породой.
Заменяя бентонит в качестве связующего материала, снижая приход ще-
лочных соединений в доменную печь, возможно одновременно решать
проблему комплексного использования сырья и вовлечения в производ-
ство бедных забалансовых руд.
Одним из основных проблемных вопросов обеспечения сырьем метал-
лургии XXI в. является выбор окускованного сырья. К концу XX в. доля
окатышей в железорудной части шихты в среднем для мирового хозяй-
ства составляет 20...30%. Многие доменные печи проплавляют шихту,
122
... ПУДУЧШИЕ МШШ ИЗ ПРИРОДНОГО и
содержащую 50...60% окатышей. Освоена плавка с содержанием окатышей
в шихте 100%. Будущее агломерата и окатышей в металлургии XXI в.
связано с рядом обстоятельств. Окатыши имеют безусловное преимуще-
ство с точки зрения их транспортировки. Агломерат на сколько-нибудь
значительное расстояние перевозить нецелесообразно из-за его разруше-
ния и образования большого количества некондиционной мелкой фрак-
ции. Окатыши также имеют перед агломератом несомненные экологичес-
кие преимущества: выбросы при агломерации особенно СО и NO* суще-
ственно выше.
В то же время агломерационное производство является уникальным
стоком производственных отходов предприятия. Отсутствие агломерацион-
ного цеха в структуре предприятия практически исключает возможность
производственного рециклинга, что является обязательным требованием,
предъявляемым к экологически чистому производству. Добавим, что по
энергосбережению производство окатышей несколько уступает агломера-
ционному производству.
Таким образом обоснованно формируется прогноз о параллельном раз-
витии двух дополняющих друг друга способов окускования железорудных
материалов, а соотношение между ними должно определяться особеннос-
тями конкретного предприятия и условиями данного региона.
Производство энергоносителя. Доменная печь и доменный процесс бу-
дут функционировать до тех пор пока существует металлургический кокс.
До последнего времени он был либо продуктом коксования коксующихся
углей, либо изготовлялся из некоксующихся углей специальными спосо-
бами. В этом смысле тесная увязка доменных печей с запасами коксую-
щихся углей не вполне корректна. Опыты производства кокса из некок-
сующихся углей широко известны, а некоторое временное отставание
производства, например формованного кокса, объясняется, главным обра-
зом, смещением акцентов в оценке эффективности новых технологий: в
качестве приоритетного критерия в этом случае принимаем не итоговый
результат по народному хозяйству, а главные показатели (не всегда и для
этого варианта главные) собственно доменной плавки.
При оценке перспектив металлургии в XXI в. относительно методов
производства первичного металла, возникают два принципиальных вопро-
са: каковы возможности существующего способа производства энергоноси-
теля для доменного процесса, и каковы перспективы замены коксующих-
ся углей как природного сырья для производства этого энергоносителя.
Выше (гл. 4) был рассмотрен опыт совершенствования коксохимичес-
кого производства, накопленный за последние 30—40 лет что, позволяет
прогнозировать ответы на эти вопросы. Общепризнано, что в настоящее
время совершенствование доменной плавки сдерживается в большинстве
123
случаев качеством кокса. Современное коксохимическое производство по-
зволяет получать кокс, соответствующий требованиям доменной плавки,
из углей различного состава и различных способностей к коксованию. В
этом случае основными будут являться экономические показатели. Следу-
ет отметить, что введенные в эксплуатацию в последние годы коксовые
установки отличаются повышенной экологической чистотой, что должно
окончательно снять упреки в «неотвратимости» существенного негативно-
го воздействия коксохимического производства на окружающую среду. Об-
суждаются перспективы технологии производства кокса без улавливания
химических продуктов коксования, в этом случае эти продукты сгорают в
камере коксования с использованием тепла сгорания в процессе коксова-
ния, а горячие отходящие газы отводят в системы утилизации, где тепло
газа используется для производства пара или выработки электроэнергии.
Таким образом современное коксовое производство способно удовлет-
ворить требования, предъявляемые доменщиками к качеству кокса. Накоп-
ленный опыт подтверждает также реальные возможности производства
кокса из некоксующихся углей.
Ресурсосбережение в доменном производстве. Доменная плавка отличает-
ся сведенными до минимума потерями железа (степень извлечения желе-
за в чугун 99,5...99,8%), эффективными возможностями для извлечения
хрома, марганца, ванадия и других ценных элементов. Принципиальным
вопросом ресурсосбережения остается рациональное использование энер-
гоносителей.
Для реальных условий плавки без дутьевых добавок минимальный рас-
ход кокса, обеспечивающий восстановительные условия, не может быть
ниже 300 кг/т чугуна. Вводя ограничения по тепловым условиям процесса,
получаем, что минимальный расход кокса должен составить 340...400 кг/т
чугуна. Замена кокса природным или горячим восстановительным газом,
пылеугольным топливом и другими восстановителями накладывает огра-
ничения по газодинамике процесса. И хотя эти ограничения достаточно
точно не определены, можно считать, что доменная печь с расходом кок-
са менее 200...250 кг/т работать в нормальном режиме не сможет. Следу-
ет также учесть, что практически исчерпаны возможности других энерго-
сберегающих параметров (нагрев доменного дутья, повышение давления в
рабочем пространстве печи и др.). Не всегда правильно оценивается и
факт серьезных нарушений газодинамических характеристик процесса при
большом количестве вдуваемого через фурмы пылеугольного топлива.
Основные резервы дальнейшего снижения расхода энергоносителя связа-
ны с оптимизацией газодинамического режима процесса (совершенство-
вание загрузки материалов, формирование оптимальной структуры слоя,
регулирование положения зоны плавления и др.).
124
Следует, однако, предостеречь против оптимистических взглядов в от-
ношении дальнейшего возможного сокращения расхода энергии на домен-
ную плавку. Печной газ по степени использования почти достиг термо-
динамически предельно возможного. Тепловые потери также находятся на
весьма низком уровне. Это и является причиной превосходства доменных
печей перед основными конкурентами в эффективности энергопотребле-
ния. В табл. 5.1. приведены данные, полученные в результате обработки
результатов работы различных доменных печей на основе принципа оцен-
ки «жизненного цикла изделия» и составления экобалансов производства
первичного металла в различных агрегатах по данным [1, 2]. Согласно
принятой методике в расход энергии на производство 1 т железа в пер-
вичном металле включены затраты на всем технологическом пути от до-
бычи сырья и энергии и производства электроэнергии до получения ме-
талла и использования вторичных энергоресурсов.
Таблица 5.1. Расход энергии для производства металла по различным технологиям
Показатели, ГДж/т Fe Доменная печь Процесс «Мидрекс» Процесс «ХИЛ-3» Процесс «Корекс»
ПО [1] по [2] по [1] по [2] по [1] по [2] по [1] по [2]
Общий расход энергии 15,9 17,23 15,71 15,30 Н/о 15,96 25,57 35,43
Возвращено в виде ВЭР Н/о* 5,11 Н/о 0,65 Н/о 0,65 Н/о 13,83
Использовано на процесс *Н/о — не определяли. Н/о 12,12 Н/о 14,65 Н/о 15,31 Н/о 21,60
2. НОВЫЕ ПРОЦЕССЫ И ТЕХНОЛОГИИ ПОЛУЧЕНИЯ
ПЕРВИЧНОГО ЖИДКОГО МЕТАЛЛА
В последнее десятилетие усилилось внимание к разработке про-
цессов производства первичного металла минуя доменное производство.
Однако, как уже указывалось, разрабатываемые новые технологии произ-
водства первичного металла в ближайшем будущем не составят серьезной
альтернативы доменному производству, которое будет развиваться и со-
вершенствоваться. Основной задачей новых процессов производства первич-
ного металла является удовлетворение потребностей мини-заводов в каче-
ственной шихте для электропечей, а также переработка комплексных руд и
железосодержащих отходов металлургических и горнорудных предприятий.
125
С развитием технологии производства тонких слябов на мини-заводах
усилились требования к качеству металла, а именно к содержанию в нем
примесей цветных металлов. Это приводит к повышению требований к
качеству скрапа и частичной его замене чугуном, чистым по примесям.
Такой чугун может быть естественно произведен в доменных печах, одна-
ко строительство печей малой мощности в большинстве случаев эконо-
мически не рентабельно. Кроме этого, такой путь требует развития инф-
раструктуры, связанной с производством кокса, окускованием железосо-
держащих материалов или существенных затрат на приобретение этих
материалов.
Таким образом, в структуре мини-заводов развивается тенденция к
строительству в головной его части агрегатов, позволяющих производить
чистые по цветным металлам окатыши или брикеты, а также жидкий
чугун.
На интегрированных металлургических заводах развитие новых процес-
сов производства чугуна прежде всего связано с необходимостью перера-
ботки железосодержащих отходов, которые образуются на всех стадиях
металлургического передела. Это колошниковая пыль и пыль доменных
газоочисток; пыль конвертерного и электрометаллургического производств;
окалина различного вида, образующаяся при разливке стали и в прокат-
ном производстве. Эти материалы в большинстве случаев содержат зна-
чительные количества посторонних элементов (цинк, свинец, медь, фтор,
мышьяк, натрий, калий, и т.д.). Использование для их утилизации схемы
аглофабрика — доменная печь нецелесообразно, так как эти примеси су-
щественно ухудшают технологию плавки и качество металла. Перспектив-
ным является также применение новых технологий производства металла
для переработки хвостов и отходов горнорудных предприятий и обогати-
тельных фабрик.
Новые технологии производства металла целесообразно также исполь-
зовать для извлечения железа и утилизации отвальных пылей и шлаков
заводов цветной металлургии, химической промышленности и других. К
таким материалам относятся шлаки свинцово-цинкового и медного про-
изводств, пиритные огарки, красные шламы заводов по производству алю-
миния и другие.
Принципиальной особенностью новых технологий производства первич-
ного металла является отказ от использования в них кокса и замена кок-
са газом или углем, которые выполняют функции источника тепла и
восстановителя.
Другой особенностью новых технологий производства первичного ме-
талла является стремление к использованию в шихте неокускованного
железосодержащего материала.
126
ПОЛУЧЕНИЕ МЕТАЛЛА ИЗ
'it, __ll.
Предложено множество процессов с использованием природного газа
и угля.
С постоянным ростом цены на газ, его дефицитом и возрастающей
потребительской ценностью все большее внимание уделяется процессам,
работающим на угле, причем наиболее перспективными являются процес-
сы, в которых конечным продуктом технологии является жидкий чугун.
Новые процессы, в которых конечным продуктом является жидкий
чугун и базирующиеся на применении угля, можно разделить на две
группы:
— комбинированные процессы, в которых стадии предварительного
восстановления, довосстановления и плавления разделены и происходят в
двух—трех агрегатах, последовательно связанных между собой. К таким
процессам относятся Согех, DIOS, AISI, CCF и другие;
— одностадийные процессы, в которых процессы восстановления, плав-
ления и рафинирования металла происходят в одном агрегате. К таким
процессам относятся Romelt, Hismelt, Ausiron, Tecnored.
Стремление к удешевлению капитальных и производственных затрат
приводит к тому, что в последнее время ряд процессов первой группы
стремится к организации одностадийного производства и совершенствует
свои классические технологии для работы одностадийным способом. Это
относится к DIOS, Hismelt, Согех.
При модернизации своих технологий в направлении одностадийного
производства разработчики комбинированных технологий используют на-
учные и технические достижения отработанных одностадийных процессов,
в частности процесса Romelt. В этих процессах появляются и применя-
ются присущие технологии Romelt особенности: использование водоохлаж-
даемых панелей в шлаковых зонах; организация вторичного дожигания
газов над ванной и передача тепла в зону восстановления; использование
сифонов для выпуска металла и шлака; применение неокускованного
железорудного сырья и ряд других.
Такие одностадийные процессы как Ausiron, Tecnored появились позже
освоения процесса Romelt в опытно-промышленных условиях и в их кон-
струкции и технологии также прослеживаются элементы, свойственные
технологии Romelt.
Процесс Romelt находится в стадии коммерческого внедрения на фир-
ме NMDS (Индия); процессы Hismelt, DIOS, Tecnored прошли стадии
опытно-промышленного опробывания и ожидают коммерциализации.
Единственным из вышеупомянутых процессов, работающим в промыш-
ленности, является Согех.
В настоящее время в мире работают три установки Согех: Южная
Африка (Saldahna Steel), Индия (Jindal Steel), Республика Корея (Posco).
127
Процесс Corex разработан фирмой Voest-Alpine (Австрия, 1978 г.) и
использует богатые по железу кусковую руду и окатыши. Он состоит из
двух ступеней, связанных между собой шнеками и газопроводами. В пер-
вой ступени — шахтной печи — происходит восстановление железорудной
шихты до степени металлизации порядка 95% газами, выходящими из
второй ступени, где происходят процессы окончательного восстановления,
плавления и рафинирования чугуна. Оба агрегата работают под давлени-
ем и связаны между собой шнековым питателем.
Железорудная часть шихты загружается в шахтную печь через специ-
альное загрузочное устройство, уголь подается в плавильный агрегат так-
же через специальное загрузочное устройство. Газ, выходящий из плавиль-
ного агрегата, состоит в основном из СО и Н2. После очистки от пыли
часть газа поступает в шахтную печь с температурой 800...850 °C, а ос-
тальной газ используется или для производства электроэнергии, или для
других нужд, включая подготовку шихты. По имеющейся информации в
плавильный агрегат Согех вводят 10... 15% кокса, что необходимо для
оптимизации газопроницаемости реактора.
Строительство установок Согех явилось несомненным прорывом в раз-
витии технологий производства жидкого чугуна, минуя доменную печь.
Вместе с тем Согех имеет определенные недостатки, ограничивающие
его распространение: необходимость применения окускованного железоруд-
ного сырья (окатышей) или суперкачественной кусковой железной руды;
добавка в угольную шихту части кокса (10... 15%); невозможность работы
с высокими степенями дожигания в плавильном агрегате и, как следствие
этого, невозможность загрузки в плавильный агрегат окисленного сырья
или сырья с низкой степенью металлизации; высокие содержания Si и Мп
в чугуне, что увеличивает затраты при переделе этого чугуна в сталь;
высокие капитальные вложения в строительство комплекса (300...350 долл.
США на 1 т металла).
Процесс Romelt предложен и разработан МИСиС. Первый патент на
процесс получен в 1979 г. Для отработки технологии и проверки возмож-
ностей процесса на ОАО НЛМК была построена опытно-промышленная
установка. В период 1985—1998 гг. на этой установке проведена 41 опыт-
ная плавка различной длительности. Выплавлено около 40 тыс. т чугуна,
который был весь использован в конвертерном цехе. Максимальная про-
изводительность, достигнутая на опытной установке, составила по горяче-
му металлу 18 т/ч при работе на цинксодержащих шламах, 15,5 т/ч при
работе на аглоруцах с кислой пустой породой.
В процессе Romelt используют неокускованные железосодержащие ма-
териалы (мелкие руды, шламы, пыли, железистые шламы, окалина) и
энергетический уголь. Эти материалы непрерывно подают в печь через
128
специальные отверстия в своде печи. Печь работает под небольшим раз-
режением, поэтому не требуются специальные уплотнения и загрузочные
устройства (рис. 5.1.).
Процессы расплавления, восстановления железа из оксидов, рафини-
рования чугуна происходят в жидкой шлаковой ванне, продуваемой через
нижние фурмы дутьем, обогащенным кислородом. В опытных плавках
содержание кислорода в дутье составляло от 45 до 100%.
Реакционная зона ограничивается водоохлаждаемыми панелями-кессо-
нами, что снимает проблемы стойкости футеровки. Ниже уровня проду-
вочных фурм находится зона спокойного шлака и металла, который рас-
полагается в зоне, футерованной огнеупорным кирпичом. Рабочее про-
странство печи связано со шлаковым и металлическим отстойниками,
футерованными перетоками разной высоты, обеспечивающими строгое
разделение металла и шлака.
В отличие от всех известных и разрабатываемых процессов, в процессе
Romelt организована и работает зона дожигания. При этом, теоретически,
степень дожигания может достигнуть 100% в отличие от агрегатов с шах-
тной печью, где, исходя из условий восстановления, эта величина не мо-
жет быть выше 50...60%. На опытных плавках степень дожигания состав-
ляла 75...80%, которая поддерживалась в течение длительного времени.
|Х<| металл
спокойный шлак
барботируемый шлак
Рис. 5.1. Продольный (а) и поперечный (б) разрезы печи ПЖВ:
1 — барботируемый слой шлака; 2 — металлический сифон (отстойник); 3 — шлаковый
сифон (отстойник); 4 — горн с подиной; 5 — переток; 6 — загрузочная воронка;
7 — дымоотводящий патрубок; 8 — фурмы нижнего ряда (барботажные); 9 — фурмы
верхнего ряда (для дожигания); 10 — слой спокойного шлака; 11 — слой металла;
12 — водоохлаждаемые кессоны; ДГ — дымовые газы в котел-утилизатор; Ш — подача
шихты; В — воздух; Шл — шлак
5 — 1473
129
Организация передачи тепла из зоны дожигания в ванну и реальная
работа этой зоны позволяет использовать в процессе Romelt холодное
дутье и кислород, неокускованное окисленное сырье с низким содержа-
нием железа. Экспериментально доказано, что 60...70% тепла, выделяемо-
го в зоне дожигания, передается в шлаковую ванну.
В других процессах, претендующих на одностадийные, для поддержа-
ния теплового баланса в реакторе используют или горячее дутье, или
предварительно нагретые и восстановленные железосодержащие материа-
лы, или используют способ сжигания углерода угля в ванне до опреде-
ленных концентраций СО2 в реакционной зоне. При этом возникает про-
блема окисления железа в ванне и высокого содержания оксидов железа
в шлаке. В процессе Romelt содержание FeO в шлаковой ванне при нор-
мальной работе печи составляет не более 3%.
Процесс Romelt позволяет перерабатывать руды и железосодержащие
материалы с низким содержанием железа. В отдельных опытных плавках
используют железосодержащие материалы с содержанием железа 24...25%.
Отсутствие шахты позволяет перерабатывать материалы, переработка
которых в других процессах затруднена, а иногда и невозможна. Это от-
носится в первую очередь к материалам, в которых наряду с оксидами
железа содержатся оксиды цинка, свинца, серебра, щелочные металлы.
При переработке этих материалов более 97—98% цинка и свинца перехо-
дит в газовую фазу и пыль. Щелочные металлы в основной массе оста-
ются в шлаке и выводятся из печи.
Имеется опыт работы печи Romelt на шихтах, содержащих 7 и 15%
оксида цинка. При этом в чугуне и шлаке содержание цинка и свинца
не превышает сотых долей процента, а в уловленной тонкой пыли содер-
жание оксида цинка достигает 85...87%.
Процесс Romelt работает на углях различного качества. Освоена техно-
логия плавки различных видов железосодержащих материалов с использо-
ванием углей от 18 до 35% летучих; причем доказано, что часть углерода
летучих угля используется в шлаковой ванне наравне с твердым углеро-
дом угля.
Процесс Romelt — это энерготехнологический процесс. Отходящие из
печи газы с температурой 1600... 1700 °C и содержанием 20...25% СО,
4... 10% Н2 дожигаются в котле-охладителе, производя при этом пар энер-
гетических параметров.
Пар используют в турбинах для производства электроэнергии, которой
достаточно для обеспечения работы электрических двигателей установки,
оборудования кислородной станции. При этом небольшое количество элек-
троэнергии может быть передано другим потребителям. Все это существен-
но снижает производственные затраты на процесс.
130
В настоящее время принято решение о строительстве установки Romelt
в Индии на площадке фирмы NMDC. Эта установка мощностью 300 тыс.
т по чугуну будет перерабатывать шламы, образующиеся при промывке
руды и использовать смесь индийских и южноафриканских углей.
Процесс DIOS разработан и испытан в Японии в период 1988—1996 гг.
Комплекс DIOS состоит из реактора кипящего слоя для предварительно-
го нагрева руды, реактора кипящего слоя для предварительного восстанов-
ления подогретой руды и плавильно-восстановительного реактора, в кото-
рый поступает руда, нагретая и предварительно восстановленная на
15...20%. Нагрев и предварительное восстановление осуществляются газа-
ми, выходящими из плавильно-восстановительного реактора.
Уголь поступает непосредственно в плавильно-восстановительный ре-
актор, куда через вертикальную фурму подают кислород. Конструкция
фурмы обеспечивает подачу кислорода одновременно с высокими и низ-
кими скоростями. Кислород, подаваемый через сопла с высокими ско-
ростями, служит для окисления углерода, а кислород, подаваемый через
сопла с низкими скоростями, предназначен для дожигания газов. Дон-
ные фурмы, в которые подается азот, предназначены для перемешива-
ния ванны.
На опытной установке освоена технология плавки при использовании
углей с содержанием летучих 17...32% и мелкой железной руды с содер-
жанием железа 62...67%.
В настоящее время фирма NKK разрабатывает модификации процес-
са — одностадийный процесс DIOS и дуплекс процесс DIOS. В этом про-
цессе предполагается исключить из схемы стадии нагрева руды и предва-
рительного восстановления в кипящем слое и осуществлять загрузку руды
непосредственно в реактор. Дуплекс процесс DIOS объединяет плавиль-
ный реактор и печь с вращающимся подом, куда поступают газы из ре-
актора для предварительного восстановления руды. Две последние моди-
фикации процесса DIOS находятся на стадии научно-технического опро-
бывания.
Разработки процесса Hismelt были начаты в 1984 г. австралийской ком-
панией CRA и немецкой компанией Kloeckner.
К настоящему времени процесс Hismelt претерпел существенные изме-
нения. С 1997 г. процесс Hismelt представляет собой вертикальный (типа
конвертера) реактор с водяными холодильниками в реакционной зоне.
Шихтовые материалы (руда, уголь) вдуваются в слой металла через спе-
циальные фурмы, расположенные в своде печи. Дутье, нагретое до 1200 °C
и обогащенное кислородом, подается через стационарную вертикальную
фурму. Предусмотрен отстойник (металлосборник) для организации непре-
рывного выпуска металла.
5*
131
На модернизированной опытной установке Hismelt с диаметром реак-
тора 2,7 м начиная с 1997 г. было выплавлено около 14 тыс. т чугуна из
материалов различного вида — от 100% руды до 100% губчатого железа.
Производительность установки достигла 7,2 т/ч по металлу. Использовали
уголь с содержанием летучих от 10 до 38%. Водоохлаждаемые панели,
фурмы для подачи твердых материалов в металл и фурма для подачи
горячего дутья показали надежность в эксплуатации.
В настоящее время начаты работы по коммерциализации технологии
Hismelt.
Процесс Tecnored развивается в Бразилии совместным предприятием,
объединяющим литейную и горнорудную фирмы. Процесс базируется на
использовании печи с низкой шахтой, в которую загружают сверху через
специальное цилиндрическое загрузочное устройство окатыши, брикеты
или агломерат, приготовленные с использованием специальных связующих
веществ. В эти материалы добавляют, наряду со связующими, угольную
мелочь и флюс.
Загружаемые сверху железо-углеродсодержашие материалы на холодной
связке в верхней части шахты нагреваются и частично восстанавливаются
газами, выходящими из нижней части печи. Уголь или другие добавки
дополнительно загружаются через загрузочные устройства в своде печи. В
верхней части свода установлены горелки для частичного дожигания газа,
работающие на холодном дутье. В нижнюю часть шахты — горн — пода-
ют горячее дутье.
Процесс испытан на опытно-промышленной установке, которая рабо-
тала с 1986 по 1994 гг. В настоящее время идут работы по промышлен-
ному внедрению этой технологии. При освоении технологии на опытной
установке использовали богатые (58...68%) и бедные (31...40%) железосо-
держащие материалы, угли различного вида с содержанием в них твердо-
го углерода 65...85%. В качестве связующего применяли портландцемент
и органические связующие вещества.
Процесс Ausiron базируется на использовании вертикальной фурмы,
применяемой для плавки цветных металлов. Процесс развивается при
поддержке Австралийских научно-исследовательских центров и правитель-
ства Южной Австралии. Процесс испытан на лабораторной опытной ус-
тановке с производительностью по загружаемой шихте 1 т в сутки. Пла-
нируется построить опытную установку производительностью 2 т в час по
загружаемой шихте. После испытаний процесса на этой установке плани-
руется перейти к промышленному внедрению этой технологии.
По технологии Ausiron мелкий уголь крупностью <1 мкм, воздух (или
кислород) подают через фурму в шлак. Высушенный кусковой уголь, руду
и флюсы загружают через загрузочные устройства в своде печи. Предпо-
132
лагается использовать железосодержащие материалы с размером частиц
2...20 мкм. Для охлаждения футеровки планируется использование водо-
охлаждаемых панелей.
Фурма устроена таким образом, что по основному соплу фурмы в шлак
подается мелкий уголь и воздух (или кислород). По дополнительным со-
плам, расположенным выше уровня шлака, подается воздух (кислород) для
дожигания. Технологи Ausiron полагают, что от 30 до 60% тепла, выделя-
емого для дожигания газа, будет возвращено в шлаковую ванну.
Технологию AISI разрабатывает Американский институт чугуна и стали.
Опытный образец плавильного аппарата был построен в штате Пенсиль-
вания на одном из заводов фирмы US Steel.
Технология AISI предусматривает два последовательно соединенных
агрегата. Первый агрегат — для нагрева шихты и предварительного вос-
становления, второй — для окончательного восстановления и плавления.
Совместную работу двух агрегатов не испытывали. На одном из заводов
были проведены исследования предварительного восстановления и нагре-
ва шихты; на заводе US Steel осваивали технологию плавки заранее вос-
становленных материалов.
Плавильно-восстановительный агрегат AISI подобен реактору по техно-
логии DIOS. Вертикальный реактор продувают с помощью вертикальной
фурмы кислородом, который подают в слой шлака, азот подают через
нижние фурмы для перемешивания ванны. Последние исследования на
опытном реакторе были проведены в конце 1994 г. В настоящее время
рассматриваются варианты использования для предварительного восстанов-
ления циклона, разработанного фирмой Hoogovens (Голландия), CCF
Process, или технологии, обеспечивающей работу реактора без агрегата для
предварительного восстановления.
Технология CCF (Cyclon Converter Furnace) предполагает последователь-
ную работу двух агрегатов. Первым агрегатом, в котором происходит вос-
становление, является циклон, вторым — реактор-конвертер, в котором
происходит довосстановление шихты и образование чугуна.
Железную руду и кислород подают тангенциальными фурмами в цик-
лон, где происходит дожигание газов, выходящих из плавильного реакто-
ра, плавление шихты и частичное восстановление. Расплав шихты стекает
по водоохлаждаемым стенкам циклона в реактор-конвертер, куда также
подают уголь и кислород.
Как и в процессе AISI, работа агрегатов по полной схеме (две ступе-
ни) не испытана. Отработана только технология плавления шихты и ее
частичное восстановление в циклоне. В настоящее время рассматривается
возможность перехода на одностадийный процесс при использовании в
качестве конвертера — реактора, разработанного AISI.
133
Анализ рассмотренных процессов показывает, что по степени техноло-
гической проработки, количеству проведенных испытаний и их результа-
там, учету основных тенденций развития жидкофазных процессов восста-
новления процесс Romelt является, разумеется после процесса Согех, наи-
более отработанным и готовым для коммерческой реализации. В этом
процессе нашли отражение все основные концепции разрабатываемых
процессов производства первичного металла: одностадийность; примене-
ние неокускованного железорудного сырья и энергетического угля; орга-
низация вторичного дожигания газов и возврат тепла в реакционную зону;
утилизация отходящих газов и использование их тепловой энергии для
производства электроэнергии; использование в реакционной зоне водоох-
лаждаемых кессонов; раздельный выпуск чугуна и шлака.
3. КАЧЕСТВО ЧУГУНА
Следующий прорыв в технологии плавки следует ожидать в ко-
ренном улучшении качества чугуна, максимальном извлечении попутных
элементов и расширении функций доменных печей, имея в виду в буду-
щем возможность переработки техногенного сырья и получения газа-вос-
становителя.
Наряду с традиционными требованиями к составу чугуна к концу 20-
го столетия у металлургов передовых индустриально развитых стран сло-
жилось ясное представление об особых специфических свойствах, кото-
рые проявляют в чугунах и сталях остаточные микроэлементы. В особен-
ности это относится к загрязняющим (Си, Sb, Sn, As, Pb и проч.) и
циркулирующим («бродячим»: Си, Zn, Sn, Сг, Мо и т. п.) элементам, для
борьбы с которыми в настоящее время активно разрабатывают способы
изменения их морфологии, главным образом, через введение в чугун
микролегирующих добавок.
Микропримеси в материалах доменного процесса. В 1999 г. в странах
Европейского Сообщества утверждена классификация сталей по содержа-
нию в них основных циркулирующих микропримесных элементов: Си, Мо,
Sn и Сг (табл. 5.2) [9]. В связи с этим ожидают, что уже в ближайшее
время конкурентоспособными окажутся те предприятия, на которых будет
осуществляться полный контроль поведения микроэлементов в исходных
шихтовых материалах и по всему циклу металлургических переделов. По
существу, на повестке дня нового столетия одним из главных становится
вопрос об управлении потоками микроэлементов, особенно микроприме-
сей, циркулирующих в рамках производственного и глобального рециклин-
га металлургических материалов и продукции.
134
Таблица 5.2. Классификация сталей по содержанию в них примесных микроэлементов
(Cu+Mo+Sn+Cr)
Класс Содержание (Cu+Mo+Sn+Cr), % (масс.) Области применения
0 0,033 Авиационная промышленность, атомная энергетика, специ- альная нефтяная арматура, специальные подшипники, электроды для ЭШП
1 0,090 Стали высокопрочные, для сверхглубокой вытяжки, мартен- ситно-стареющие; тонкая проволока, подшипники, белая жесть для вытяжки
2 0,280 Стали для глубокой вытяжки, холодной вытяжки, глубокой высадки, штамповки, заготовки для бесшовных труб
3 0,335 Сортовой прокат стали для автомобилестроения, штрипсовая сталь, резервуары высокого давления
4 0,390 Трубы массового назначения, белая и черная жесть, холод- нокатаная калиброванная сталь, колесная сталь, оцинкован- ный и эмалированный листы
5 0,600 Толстая проволока, крупный сортовой прокат, стали для фасонных профилей, горячекатаные рулонные стали
6 0,800 Арматурные и строительные стали
7 >0,800 Остальной сортамент
Для некоторых видов специальных чугунов, применяемых для изготов-
ления ответственных деталей тяжелого автомобиле- и машиностроения в
развитых странах, уровень требований по содержанию микроэлементов
оказывается еще более высоким, чем для изделий из стали. Так, чугуны,
применяемые при изготовлении двигателей для тяжелых автомобилей и
тракторов на предприятиях Германии, могут содержать примесные элемен-
ты: алюминий, бор, висмут, кобальт, молибден, мышьяк, никель, олово,
свинец, селен, сурьму, теллур, цинк в сумме <0,03% (масс.). Цена особо
чистых чугунов (не только специальных, но и обычных — литейного и
передельного) на мировом рынке в 1,5—2,0 раза превышает цену рядовой
продукции. Есть все основания полагать, что данная тенденция в обозри-
мом будущем сохранится и это приведет к жесткой конкуренции на рын-
ке высококачественной продукции из черных металлов.
Необходимо отметить, что в рассматриваемом контексте металлургичес-
кие предприятия передовых западных стран имеют в настоящее время
135
несомненные преимущества перед отечественными производителями, зак-
лючающиеся в возможности использования богатых по железу и чистых
по содержанию примесных элементов руд месторождений Австралии, Юж-
ной Америки и других частей света. Кроме того, эти предприятия имеют
современную базу подготовки сырья к плавке и работают с низким рас-
ходом кокса, производимого из высококачественных коксующихся углей.
Российские доменные печи в основном имеют более высокий расход
кокса, при получении которого, в связи с дефицитностью коксующихся
углей, все чаще используются низкосортные добавки. Все более ощути-
мой становится перспектива перехода к использованию в доменном про-
изводстве пылеугольного топлива и мазута для вдувания в горн и плот-
ных углей для загрузки через колошник печей вместо применяемого по-
прежнему в больших количествах природного газа. При этом необходимо
учитывать то обстоятельство, что именно эти виды дополнительного топ-
ливного сырья, особенно низкосортные угли и мазуты, отличаются повы-
шенным содержанием примесных микроэлементов (свинец, никель, вана-
дий, титан, медь, молибден и проч). Таким образом, совершенно очевид-
но, что в ближайшие десятилетия неизбежен переход на широкое
использование в доменной плавке комплексного сырья.
В складывающихся условиях (даже с учетом больших запасов руд вы-
сокого качества в районах КМА) объективно становится совершенно не-
обходимым совершенствование технологии доменной плавки с целью уп-
равления поведением микропримесных элементов. Исследования в этом
направлении приобретают особое значение также в связи с перспектива-
ми: отработки технологии доменной плавки с получением в качестве ос-
новного продукта шлака; комплексной переработки углей на базе метал-
лургических процессов; применения способов утилизации в доменных
печах мелкоизмельченных топливных и металлургических отходов, а так-
же отходов пластмасс, отработанных технических масел, пылей шреддинг-
установок и других материалов, вводимых в агрегат через фурмы; посте-
пенного вовлечения в производственный цикл комплексных руд, особен-
но в регионах Урала и Сибири.
К сожалению, в настоящее время интерес к ним практически утрачен,
и представления о поведении примесных элементов в доменной плавке
по-прежнему базируются на данных более чем 30—40-летней давности.
Между тем нельзя не отметить тот факт, что характер доменного про-
цесса существенно изменился. Прежде всего, плавка практически полно-
стью проходит на шихте из материалов, подвергнутых предварительной
термообработке, т.е. по существу на материалах техногенного происхож-
дения, заново прошедших стадию минералообразования. При производстве
агломерата — основного компонента железорудной части шихты — в рам-
136
ках производственного рециклинга широко используют мелкодисперсные
материалы (шламы, пыли и т.п.), как правило, обогащенные микропри-
месными элементами. Повысившаяся интенсивность процессов в горне
печи (особенно в печах большого объема) привела к снижению времени
контакта чугуна и шлака. Возросла роль процессов, протекающих непос-
редственно на поверхности коксовой насадки, в том числе в «тонких
пленках» металлических и оксидных расплавов. Особое значение приоб-
рели процессы в окислительной зоне печи, в связи с постоянным увели-
чением доли и разнообразия применяемых топливных добавок.
Как известно, попадающие в доменную печь микроэлементы распреде-
ляются между жидкими продуктами плавки (чугуном и шлаком) и домен-
ным газом, а также переходят в состав некоторых особых фаз, формиру-
ющихся в печи в процессе ее эксплуатации: гарнисажа, настылей, отло-
жений на загрузочных устройствах, выделений некоторых металлов
(главным образом — свинца, титана и антаноидов) на футеровке горна и
лещади и т.п.
Таким образом, микроэлементы могут переходить в чугун, а затем в
сталь и готовые продукты металлургического производства, а также затем
в отходы последующих переделов, поступающие далее в рамках рециклинга
на агломерацию или складируются в золошламонакопителях совместно с
другими отходами производства. Микроэлементы могут переходить в до-
менный шлак, используемый в строительной индустрии; формировать
контуры циркуляции во внутреннем пространстве печи с возгонкой при
высоких и конденсацией при низких температурах; переходить в шламы
газоочистки с последующим накоплением в цикле «доменная печь —> шлам
—> агломерация —> доменная печь»; возгоняться и удаляться в окружаю-
щую среду, минуя системы газоочистных сооружений и улавливающих ус-
тройств доменного цеха.
В табл. 5.3—5.6 представлены данные о содержании микропримесных
элементов в чугунах, агломератах, доменных шлаках и коксах некоторых
предприятий Европейской части России.
Из данных табл. 5.3 следует, что выплавляемые в России чугуны явля-
ются, по существу, микролегированными и содержат от 20 до 30 примес-
ных элементов (до 1,6 кг/т передельного чугуна и до 2,5 кг/т ферромар-
ганца). В поведении микроэлементов в доменном процессе важное значе-
ние играют также их возгоны, поскольку доменные шламы, как правило,
обогащены микропримесями и содержат их в большем количестве (до 36
микроэлементов), чем исходные шихтовые материалы.
Особый интерес для анализа и объяснения процессов, происходящих в
ходе доменной плавки, представляют также материалы, остающиеся в печи
после выдувки.
137
Таблица 5.3. Полный микропримесный состав чугунов некоторых металлургических пред-
приятий России
Химический элемент Содержание микропримесей, г/т чугуна
ОАО НЛМК, ОАО «Северсталь» АК «Тулачермет»
передельный передельный передельный «холодный» [Si <0,5% (масс.)] передельный нодулярный
Алюминий 8-10 <50 5 8-10 8-10
Бериллий Н.о. 2 Н.о. 0,5-1,0 Н.о.
Бор Н.о. Н.о. Н.о. Н.о. Н.о.
Ванадий 70 100 400 50 40
Висмут Н.о. Н.о. Н.о. 3 Н.о.
Вольфрам Н.о. 2 Н.о. 0,5 0,5-1,0
Галлий 20 30 70 100 15-20
Германий Н.о. Н.о. Н.о. 1 1
Калий 20 4-8 20 6-10 6-10
Кальций 80 10-20 80 20 5-10
Кобальт 3-5 20 50 3-5 3-5
Литий Следы 10 Следы Следы Следы
Магний 10 10 3-5 <3 <3
Медь 60 30 60 30 20
Мышьяк 10 3-5 3-5 3-5 10
Молибден 3-5 1 Н.о. Н.о. Следы
Натрий 8-10 40 1-3 3-7 1
Никель 20 60 40 10 10
Ниобий 3-5 3-5 3-5 1 1
Олово 5-8 10 Следы 1-3 4-8
Рубидий Следы 0,5-1 Н.о. Н.о. Н.о.
Свинец Н.о. 10 1-3 200 <50
Серебро Н.о. Н.о. Н.о. 0,5 0,3
Скандий Н.о. Н.о. Н.о. Н.о. Н.о.
Сурьма 5 5-8 2-5 5-8 5-8
Титан 100 500 700 350-400 200-300
Фтор Следы Следы 5 20 Следы
Хлор 5 20 10 10 5
Хром 100 300 80-90 170-200 80-100
Цинк 20 5-8 10 500 300
Итого 550 1250 1550 1600 915
Н.о. — элемент не обнаружен.
138
in А 114 ПРИРОПНОГО 11 ТГХНОГГННОГО СЫРЬЯ
' * * Cj), л Я_Х At .v^r \itAv’9> “ *"^4
Таблица 5.4. Микропримесный состав некоторых агломератов металлургических пред-
приятий России
Примесный микроэлемент Содержание микропримесей, г/т агломерата
ОАО «Северсталь» АК «Тулачермет» ОАО НЛМК
Барий 300 200 <200
Бериллий 0,2 <0,5 0,1
Бор 20 30-100 40
Ванадий 900 30-200 100
Висмут Н.о. <3 Н.о.
Вольфрам 4 50 Н.о.
Галлий <100 2 10
Германий Н.о. <20 <300
Иод 4 Н.о. Н.о.
Иттрий 5 4-20 3
Кобальт 50 1-6 10
Лантаноиды 35-40 40-100 15-20
Литий 20 10 30
Медь 50 5-30 <200
Молибден 100 <10 30
Мышьяк 2 <10 20
Никель 20 5-30 <60
Олово 40 2-5 10
Рубидий 30 2-10 30
Свинец 6 30 30
Селен Н.о. 1-2 1-2
Скандий 20 Н.о. Н.о.
Стронций 300 200 300
Сурьма 3 5 3
Теллур 10 Н.о. Н.о.
Торий Н.о. 2-4 <7
Уран Н.о. <4 3
Фтор 40 20-40 <200
Хлор 20 <100 60
Хром 200 50-200 100
Цирконий 70 20-60 10-20
Итого <3050 <2600 <2200
139
Таблица 5.5. Полный микропримесный состав доменных шлаков металлургических пред
приятий Европейской части России
Примесный элемент Содержание микропримесей, г/т шлака
ОАО НЛМК ОАО «Северсталь» АК «Тулачермет»
Барий 800-1200 450-600 900-1200
Бериллий <5 <1 2-4
Бор 200-300 60-80 250-300
Ванадий 20-30 20-25 <40
Висмут Н.о. Н.о. 15-25
Вольфрам Н.о. 1-3 <25
Иттрий 15-25 10-15 30-60
Калий 2400-3500 3200-4500 <12000
Кобальт Следы 1-2 <10
Лантаноиды 50-80 120-160 <600
Литий 50-60 100-150 25-45
Медь 1-3 1-2 4-6
Молибден Н.о. <20 1-3
Мышьяк 8-10 4-6 3-5
Натрий 1500-2000 800-1000 1600-2200
Никель Н.о. 1-3 <2
Рубидий 70-100 50-70 20-30
Свинец 2-3 6-10 5-12
Скандий 20-30 30-50 Н.о.
Стронций 400-800 30-50 600-1000
Титан 1200-1500 2200-3000 1300-1800
Торий 10 Н.о. 5-10
Уран 10 Н.о. 5-10
Фтор 120-150 120-150 20-30
Хлор 60-80 5-10 10-15
Хром 15-25 40-60 40-50
Цинк 200 <300 <300
Цирконий 90-140 250-400 300-450
140
Sb
ОЯй^ШШогал п:х1Ю1Ешюго сырья
Таблица 5.6. Микропримесный состав коксов некоторых отечественных и зарубежных
предприятий
Микроэлемент Содержание микропримесей, г/т кокса
ОАО «Северсталь» ОАО НЛМК Алтайский кхз Из углей Австралии Из углей США
Барий 200 600 <1000 20 200
Бериллий <1 3 1-5 <0,5 1
Бор 60 30 40 10 5
Бром 3 1 0,5 0,5 2
Ванадий 60 30 <100 50 60
Галлий Н.о. 8 <30 3 6
Германий 4 Н.о. 1 Н.о. Н.о.
Иод Н.о. 2 <1 0,5 5-10
Иттрий 8-12 6-10 <70 3-5 30
Кобальт 10 10 20 2-4 10
Лантаноиды 100 30 200-450 100-250 150
Литий 60 30 20 60 20
Медь 10 40 10 15 30
Молибден Н.о. 1 1 1 Н.о.
Мышьяк 7 5 0,5 3 4
Никель 50 30 15 6 30
Ниобий Н.о. Н.о. <20 Н.о. Н.о.
Олово 1 1 Н.о. Н.о. Н.о.
Рубидий Н.о. 100 <20 2-5 5-10
Свинец Н.о. 5 Н.о. Н.о. 3
Селен 2 Н.о. 0,5 Н.о. 4
Скандий 7 Н.о. <10 1 Н.о.
Стронций 100 200 200 200 200
Сурьма 2 0,5 Н.о. Н.о. Н.о.
Торий 10 2 Н.о. Н.о. 5
Уран Н.о. 1 Н.о. Н.о. 1-3
Фтор 5 7 25 5 10
Хлор 200 20 10 20 40
Хром 40 10 55 25 30
Цинк 10 7 Н.о. 3 5
Цезий Н.о. Н.о. Н.о. 0,5 Н.о.
Цирконий 70 70 200 300 100
Итого 1020 1250 2130 800 960
141
Моделирование распределения примесных микроэлементов. В МИСиС в
течение длительного времени активно проводят исследования по опреде-
лению параметров распределения примесных микроэлементов между фа-
зами доменного процесса, осуществляют анализ статистических данных,
тонкий химический анализ (совместно со специалистами ОАО ГНЦ РФ
ГИРЕДМЕТ), тонкое физическое моделирование процессов (совместно со
специалистами ИМЕТ им. Байкова).
Особое место в исследованиях занимает моделирование поведения
микропримесей с применением современных методов неравновесной тер-
модинамики. К настоящему времени с высокой степенью надежности
получены следующие результаты.
1. Установлено, что распределение микропримесных микроэлементов
между продуктами (фазами) доменного процесса определяющим образом
зависит от того, в составе какого шихтового материала, в каком виде (в
составе какого минерального образования, в органической или неоргани-
ческой части кокса и т.п.) и каким образом (через колошниковое загру-
зочное устройство, через фурмы или другим способом) микроэлементы
попадают в доменную печь.
2. Выявлено, что в циркуляции в высокотемпературной зоне доменной
печи (при температурах 1200...2000 °C) мышьяка, кремния, свинца и не-
которых других, прежде всего тяжелых, металлов особое значение играет
сера, образующая с этими элементами устойчивые при высоких темпера-
турах сульфиды.
3. Установлено, что наряду с контуром циркуляции щелочных метал-
лов, в доменной печи формируется контур циркуляции галогенов. При
этом суммарная невязка балансов хлора и фтора, составленных для усло-
вий предприятий Европейской части России, сопоставима с невязкой
аналогичных балансов, выполненных для щелочных металлов (включая
литий и рубидий). Учитывая высокую химическую активность щелочных
металлов и галогенов и их «близкое расположение» в молекулах многих
железорудных минералов и в структуре кокса, можно предположить, что
в доменной печи происходит активное химическое взаимодействие этих
микроэлементов.
4. Уточнены данные о распределении некоторых известных примесных
элементов между основными продуктами доменной плавки (табл. 5.7).
Заметны существенные расхождения с общепринятыми справочными дан-
ными практически по всем позициям.
5. Детально исследовано и смоделировано поведение в доменном про-
цессе галлия и стронция. Установлено, что поведение в доменной печи
стронция определяется тем, в составе какого шихтового материала он
попадает в агрегат.
142
Таблица 5.7. Распределение некоторых примесных элементов между основными продук-
тами доменной плавки при производстве передельного чугуна
Химический элемент Переходит в основные продукты процесса, % (абс.)
по литературным справочным данным по результатам исследования МИСиС 1995-1998 гг.
чугун шлак газ в виде возгонов чугун шлак газ в виде возгонов
Ванадий 75-85 15-25 0 88-90 8-10 1-2
Медь 100 0 0 95-98 2-5 0
Мышьяк 80 0 20 50-75 10-15 20-40*
Никель 95 0 5 90-95 2-3 2-7
Свинец** 0 0 0 6-8 3-10 50-70
Титан 2-5*** 95-98 0 15-15**’* 77-82 0
Фосфор 100 0 0 97-98 1-2 0,5-0,1
Хром 80-90 10-20 0 88-92 8-10 1-4
* Часть мышьяка формирует контур циркуляции в виде возгонов, устойчивых при высоких температурах сульфидов;
Свинец накапливается в горне в виде самостоятельной фазы (по результатам исследований 1995—1998 гг. в печи остается в виде самостоятельной фазы не более 20...30% от количества свинца, поступающего в агрегат);
*** Без учета накопления в горне в виде оксикарбонитридов;
В доменной печи накапливается (без учета промывок горна) 3—8% ства поступающего в агрегат титана. от количе-
Определено, что вносимый в доменную печь с железорудной частью
шихты галлий, в отличие от своего химического аналога — алюминия,
практически полностью (до 95%) переходит в чугун, что обусловлено воз-
можностью его восстановления в раствор на основе железа. Обнаружена
повышенная концентрация галлия в доменных шламах, что объясняется
частичным переходом галлия и его оксида в газовую фазу с последующей
«конденсацией» на твердых частицах.
Понятно, что получение точных схем поведения микроэлементов в
доменной печи требует глубокого анализа надежной статистической ин-
формации, проведения большого количества корректных термодинамичес-
ких расчетов, тонких физических экспериментов. Поэтому к приводимой
ниже информации о поведении некоторых примесных микроэлементов
следует относиться как к предварительной, которая в дальнейшем может
быть существенным образом скорректирована (см. табл. 5.8).
143
Таблица 5.8. Распределение некоторых примесных микроэлементов между основными
фазами доменного процесса при выплавке передельного чугуна
(по данным предприятий Европейской части России)
Примесный микроэлемент Приход в доменную печь
в составе, % (масс.)
всего, г/т чугуна железорудной части шихты кокса
всего в том числе в органической части
Барий 200-500 40-60 40-60 10-50
Бериллий 0,5-5,0 20-60 40-80 30-60
Бор 50-70 40-70 30-60 25-45
Бром 1-3 0 100 90
Вольфрам <50 100 0 0
Иттрий и скандий 30-50 40-50 50-60 20-25
Кобальт <50 <100 <100 <40
Лантаноиды <350 30-50 50-70 <5
Молибден 4-8 100 0 0
Олово <40 95 5 0
Селен <5 <100 <100 <90
Сурьма 5-8 80-90 10-20 <15
Уран и торий <10 <80 <20 0
Цирконий 100-150 30-60 40-70 10-90
144
Распределение между продуктами процесса, % (масс.) Особенности поведения микроэлементов
чугун шлак газ (возгоны)
0 100 0 —
Следы 40-70 30-60 Все находящиеся в органической части кокса образуют возгоны и выносятся из печи практически не удавливаясь современными очистными сооружениями
2-5 95-98 <1 —
5-10 5-10 <90 Частично выносятся из печи, час- тично образуют контур циркуляции совместно с щелочными металлами
60-60 20-25 2-5 До 25% W остается в печи в составе гарнисажа, возможно в виде карбидов
0 75-80 20-25 Y и Sc «органической» части кокса возгоняются и выносятся из печи, не удавливаясь в ходе газоочистки
95-100 <5 0 —
0 60-80 5-10 25...30%-ная невязка баланса объясняется как выносом возгонов через колошник печи, так и накоплением их в гарнисаже и на поверхности лещади, возможно в виде самостоятельной фазы
100 0 0 Возможно накопление Мо в гарнисаже горна в виде карбидов
60-70 0 10-20 До 20% Sn либо выбрасывается в атмосферу, минуя системы газо- очистки, либо растворяется в РЬ
<100 <90 <10 Селен, поступающий в печь с железорудным материалом, переходит в шлак, а поступающий в составе кокса, распределяется между чугуном и газом
95-98 0 <5 —
0 100 0 —
0 100 0 —
145
В целом необходимо отметить, что приведенные в данном разделе ре-
зультаты, с одной стороны, указывают на безусловную необходимость учета
новых реалий доменной плавки и требуют выработки новых технологи-
ческих приемов для управления ходом процесса производства «микроле-
гированных» и чистых по примесям чугунов, а с другой стороны подтвер-
ждают неизбежность применения к доменному процессу новейших высо-
коточных методов анализа, современных расчетных методик и способов
математического и физического моделирования.
4. ВНЕДОМЕННАЯ ОБРАБОТКА ЧУГУНА
В последнее время на металлургических фирмах многих стран, и
прежде всего Японии, активное развитие получили процессы комплекс-
ной обработки передельных чугунов на пути из доменного цеха к кисло-
родному конвертеру. Появление и развитие этого метода рафинирования
связано с возможностью создания отдельных, специфических условий
обработки чугуна вне доменной печи для различных, часто противополож-
ных по своему характеру (окислительные или восстановительные условия),
процессов с приемлемой технико-экономической эффективностью и су-
щественным уменьшением количества шлака в конвертерном процессе при
переработке таких чугунов.
Таблица 5.9. Результаты предварительной обработки чугуна
Цель обработки Тип обработки Содержание
перед обработкой
С Si Р S
Минимальное количество шлака в конвертере Десиликонизация на желобах ДП 4,5 0,40 0,100 0,030
Получение высокоуглеро- дистых сталей из фосфористых чугунов Дефосфорация в чугуновозном ковше инжекцией 4,7 0,20 0,300 0,020
Получение низкофосфо- ристых и низкосернистых сталей Десульфурация и дефосфорация в чугуновозном ковше 4,4 0,20 0,095 0,030
Получение нержавеющих сталей комбинированным и AOD-процессами Дефосфорация в чугуновозном ковше 4,4 0,20 0,100 0,030
146
Основные задачи внедоменной обработки передельного чугуна следу-
ющие: десульфурация чугуна с целью обеспечения низкого содержания
серы (S <0,010%); дефосфорация фосфористого чугуна (0,2...0,4% Р) с
целью получения высокоуглеродистых сталей в конвертере с заданным
содержанием фосфора (<0,020%); дефосфорация обычного чугуна для
производства низкофосфористых сталей в конвертерах с комбинирован-
ной продувкой или AOD-процессом (Р <0,006%); десиликонизация чу-
гуна с целью обеспечения минимального количества шлака в кислород-
ном конвертере — реализация процесса SMP — Slag minimum Refining
Process (Si = 0,20...0,40%), особенно эффективного при выплавке леги-
рованных сталей.
Некоторые примеры обработки чугуна на заводах Японии представле-
ны в табл. 5.9.
Фирма «Ниппон Кокан» разработала SMP-процесс, при котором обес-
кремнивание проводят путем продувки чугуна через сопло с вводом ок-
сидов железа (Fe2O3) по желобу в металл. Одновременно с окислением
кремния отмечается обезуглероживание металла и удаление марганца. При
вводе окалины в количестве 32 кг/т и флюса 15 кг/т, содержание эле-
ментов в чугуне понижается: углерода с 4,5 до 4,45%, кремния с 0,60 до
0,15%, марганца с 0,50 до 0,25%. Это приводит к снижению расхода из-
вести в конвертере с 42 до 18 кг/т, уменьшению количества шлака с 110
до 42 кг/т, износ огнеупоров в конвертере снижается на 30%, улучшается
элементов,% Падение Преимущества при конвертерном переделе
после обработки
С Si Р S температуры, °C
4,4 0,20 0,095 0,029 0 Общий расход флюса 50 кг/г
4,2 0 0,020 0,006 50-60 Одношлаковый процесс, низкий расход флюса — 40 кг/т
3,9 0 0,006 0,006 50-60 Производство качественных сталей
4,1 0 0,025 0,010 40-50 Производство нержавеющих сталей вне электропечей
147
дефосфорация металла. Полученный при обработке шлак, содержащий
оксиды железа и марганца при малом содержании фосфора, можно ис-
пользовать в качестве аглошихты на аглофабрике.
Обескремнивание передельного чугуна SMP-процессом можно прово-
дить по следующим схемам: на выпускных желобах ДП за счет присадки
агломерата и последующего перемешивания при падении струи чугуна в
торпедовидный ковш; инжекции плавильной пыли кислородного конвер-
тера в токе азота в торпедовидный ковш; инжекции прокатной окалины
с помощью азота в чугуновозных ковшах.
Фирма «Сумитомо киндзоку коге» для десульфурации и дефосфорации
чугуна использовала смесь, состоящую из 10...70% окислителя (оксиды
железа и марганца), 20...70% извести и 1...10% CaF2. Эксперименты про-
водили на установке емкостью 100 т. Флюс подавали по желобу сверху
или вдували в струе газа.
При подаче флюса сверху и расходе 12,7 кг/т СаО, 28,3 кг/т руды, 1,7
кг/т СаС12, 2,3 кг/т CaF2 степень дефосфорации составляла 86%, а де-
сульфурации — 45%. Падение температуры составляло 67 °C. При вдува-
нии 13,8 кг/т СаО, 28,0 кг/т агломерата, 1,5 кг/т СаС12 и 1,8 кг/т CaF2
степень дефосфорации достигала 89%, а десульфурации — 63% при паде-
нии температуры на 105 °C.
Агрегаты, предназначенные для комплексной обработки жидкого чугу-
на, оборудованы фурмами для вдувания кислорода и устройствами для
подачи реагентов. Реагенты подают, как правило, по двум схемам — на
поверхность расплава с перемешиванием газом или прямым вдуванием
через погружаемую фурму.
Фирма «Кавасаки сайтецу» рафинирование чугуна осуществляет в ем-
кости, разделенные на две равные части перегородкой, опущенной в рас-
плав сверху, но не доходящей до дна. Это обеспечивает разделение объе-
мов для проведения процессов дефосфорации и десульфурации чугуна.
В один из объемов для дефосфорации подают смесь, состоящую из же-
лезной руды (30 кг/т), негашеной извести (9 кг/т), плавикового шпата
(3 кг/т), а в другой объем подают смесь для десульфурации чугуна — из-
весть (6 кг/т) и плавиковый шпат (2 кг/т). Смеси вдувают через специ-
альные фурмы в виде порошкообразных материалов. Так как объемы ме-
талла не разделены перегородкой полностью, металл подвергается и де-
фосфорации, и десульфурации при переходе его из одного объема в
другой. Степени дефосфорациии и десульфурации составляют 86 и 83%
соответственно.
Важнейшей операцией после обработки чугуна является удаление шла-
ка. При этом необходимо принять специальные меры по защите воздуш-
ного бассейна и обеспечить минимальные потери чугуна в процессе ска-
148
А ИЗ IIPlIPOJIHOro И ТЕХНОГЕННОГО СЫРЬЯ
чивания шлака. Для удаления шлака с поверхности чугуна применяют
различные способы — скребками, мешалками, с помощью вакуумных ус-
тройств. Полное удаление шлака после обработки повышает степень де-
сульфурации в конвертере на 15%.
В странах с развитой металлургией также достаточно широко приме-
няют указанные выше способы внедоменной обработки чугуна. В мень-
шей степени эту технологию используют в странах СНГ, часто лишь в
рамках опытно-промышленных экспериментов. Исключение представляют
лишь методы десульфурации шлаковыми смесями или введением магния,
технология которого была отработана на заводах Украины.
шямияе
!
I
я
Главк» в
СТРУКТУРА И ТЕИДЕНЦИ
РАЗВИТИЯ СТАЛЕПЛАВИЛЬНОГО
ПРОИЗВОДСТВА
Динамика сталеплавильного про-
изводства
Современное состояние и про-
блемы производства atk, ?и
Мини-заводы
1. ДИНАМИКА СТАЛЕПЛАВИЛЬНОГО ПРОИЗВОДСТВА
На протяжение многих столетий сталь и другие сплавы на осно-
ве железа служили основным конструкционным материалом и, несомнен-
но, эта роль сохранится за ними и в обозримом будущем. При этом за
металлургией сохраняется основная задача — обеспечение потребности, как
в количестве, так и в качестве металлопродукции, прежде всего стали, с
учетом фактора экономической целесообразности производства. Выполне-
ние этой задачи на определенных исторических этапах обусловливало и
соответствующие изменения в структуре сталеплавильного производства. При
этом существенное значение имели такие важнейшие параметры, как со-
стояние сырьевой и энергетической базы, потребность в новых материа-
лах, требования экологии, уровень развития смежных отраслей промыш-
ленности, достижения металлургической науки и другие.
На разных этапах развития техники те или иные из них приобретали
приоритетное значение, и решение соответствующей проблемы приводи-
ло, как правило, к скачкообразному изменению в металлургической тех-
нологии. Наиболее существенные из них происходили в последние пол-
тора столетия. Так, стремительное развитие машиностроения и транспор-
та в середине XIX века требовало больших объемов стали, которые не
могли быть обеспечены малопроизводительными пудлинговым и тигель-
ным процессами.
В итоге был осуществлен первый способ массового производства
литой стали — бессемеровский процесс (1855 г.), бурное развитие которо-
го позволило уже в ближайшие десятилетия довести выплавку стали бо-
лее чем до 1 млн.т в год. Однако ограниченность запасов чистых по
фосфору руд и накопление стального лома ставило проблему расширения
сырьевой базы и переработки отходов. Решение проблемы было найдено
разработкой мартеновского (1865 г.) и томасовского (1878 г.) процессов.
Параллельно достигался устойчивый рост объема производства стали, рас-
ширение сортамента и повышение качества продукции. Высокая произво-
дительность, простота конструкции агрегатов, отсутствие в потребности
топлива в конвертерных процессах, возможность переработки шихты прак-
тически любого состава, выплавки стали широкого сортамента, гибкость
в управлении мартеновским процессом и ряд других преимуществ обус-
ловили им доминирующее положение в черной металлургии вплоть до
середины XX века (свыше 90% от общего производства в 1950 г.).
Однако потребность в специальных, в том числе высоколегирован-
ных сталях и сплавах, которые не могли быть выплавлены указанными
способами, диктовала необходимость разработки нового сталеплавильного
процесса. Такой процесс был осуществлен в дуговых (1899 г.), а несколь-
ко позднее в индукционных электрических печах. Возможность быстрого
151
нагрева металла, получения восстановительной атмосферы и безокисли-
тельных шлаков позволили получить высококачественные стали так назы-
ваемого электропечного сортамента, производство которых вскоре достиг-
ло 8... 10% от общей выплавки стали.
Следующий скачок в развитии сталеплавильной технологии был
инициирован успехами криогенной техники, обеспечившей получение
сравнительно дешевого кислорода в массовых количествах. Замена в кон-
вертерном производстве воздушного дутья кислородным позволила облег-
чить тепловой баланс плавки и практически снять ограничения в составе
чугуна, повысить производительность агрегатов и улучшить качество гото-
вой продукции. Применение кислорода в мартеновском производстве при-
вело к резкому росту производительности, значительной экономии топли-
ва, упрощению конструкции агрегата и, как следствие, разработке новых
вариантов подовых процессов и агрегатов типа двухванной или прямоточ-
ной печи.
Существенные изменения внесло применение кислорода и в электро-
металлургическое производство. В результате широкого внедрения кисло-
родно-конвертерного процесса и интенсификации мартеновской плавки
кислородом объем мирового производства стали вырос примерно вдвое в
период 1950—1960 гг. и 1960—1970 гг., достигнув к 1970 г. 603 млн.т в год,
и приблизился к стабильному для конца века уровню. Таким образом,
была практически снята проблема роста производства, но обострилась про-
блема ресурсосбережения и экологической ситуации, связанных с высо-
ким угаром железа и обильным пылеобразованием при продувке металла
кислородом.
Параллельно первостепенное значение приобрела и проблема повыше-
ния качества стали, обусловленная потребностью новейших отраслей ма-
шиностроения и в том числе оборонной, авиационной и космической.
Решению этой проблемы способствовали успехи в смежных областях тех-
ники, обеспечивающих возможность достижения глубокого вакуума, по-
лучения аргона в массовых количествах и другие. В результате широкое
применение в металлургии получила внепечная обработка стали, позволив-
шая не только глубоко рафинировать металл и коренным образом улуч-
шить его качество, но и изменить технологическую схему металлургичес-
кого производства. При этом традиционные сталеплавильные агрегаты
(конвертеры, мартеновские и электродуговые печи) все чаще стали исполь-
зовать для выплавки полупродукта. Одновременно была разработана и
развивалась спец-электрометаллургия стали, объединяющая процессы ва-
куумно-дугового, электрошлакового, электронно-лучевого, плазменного пе-
реплава. Новые технологические решения оказались необходимыми и для
заключительного этапа сталеплавильного производства — разливки стали.
152
Была разработана специальная технология отливки слитков массой до 500
тонн для сверхкрупных поковок ответственного назначения. Однако рево-
люционным скачком явилась разработка и внедрение непрерывной раз-
ливки стали.
Существенное (до 10... 15%) повышение выхода годного, сокращение
технологического цикла производства, повышение качества продукции,
улучшение условий труда и экологической ситуации и ряд других преиму-
ществ обусловили ведущее положение этого способа разливки в мировом
производстве стали. Освоение непрерывной разливки, возможности ее со-
четания в один комплекс с прокаткой — важнейший шаг к созданию
единой непрерывной технологии металлургического производства от под-
готовки сырья до получения готового проката.
Как видно из краткого исторического обзора, особенно прогрессивное
развитие в области металлургии стали относилось к периоду 50-х и 60-х
годов XX века. Именно для этого периода характерны:
— возрождение конвертерного процесса, как массового эффективного
способа производства стали. Переход от воздушного дутья к кислородно-
му реанимировал конвертерный процесс, и за короткий срок этот способ
занял ведущее место в мировом производстве стали;
— начиная с 60-х годов происходила массовая ликвидация мартеновс-
кого способа производства стали. Замена его на конвертерный, способ-
ный перерабатывать лишь ограниченный (~ 25%) объем лома, сопровож-
далась появлением избыточного товарного лома, который необходимо
перерабатывать в металлургическом производстве;
— в 60-е годы была сформулирована концепция сверхмощных дуговых
электропечей, которые предопределили появление принципиально новой
технологии электроплавки. Дуговая печь стала агрегатом лишь для расплав-
ления металлолома и нагрева жидкого металла. Все остальные операции
— рафинирование, легирование, доводка по составу, а во многих случаях
и по температуре проводят вне печи;
— внедрение эффективных способов внепечного рафинирования боль-
ших объемов жидкой стали, позволяющих существенно улучшить качество
металла и повысить экономическую эффективность производства в целом.
Был совершен качественный скачок, перевернувший привычные представ-
ления металлургов о способах и нормах сталеварения. Качество готовой
стали, в основном, определяется способами ее рафинирования вне печи,
а не способом плавки. Внепечная обработка в какой то степени снижает
различия между плавильными агрегатами, которые служат лишь для под-
готовки полупродукта;
— быстрыми темпами стала распространяться непрерывная разливка,
вытесняя разливку в слитки.
153
Появление новинок было однозначно связано с дальнейшим повыше-
нием качества стали, со снижением себестоимости, меньшими капиталь-
ными затратами и издержками производства, решением вопросов энерго-
и ресурсосбережения и экологии, что привело не только к отмеченному
выше рекордному росту производства, но и к повышению его качествен-
ных показателей. Достигнутые в этот период успехи в значительной сте-
пени предопределили и его дальнейшее развитие, что подтверждается дан-
ными по мировому производству стали, млн.т:
1930 г. 1950 г. 1960 г. 1970 г. 1980 г. 1990 г. 1998 г. 1999 г.
ПО 152 346 603 716 769 776 787
Для последних десятилетий характерен ряд особенностей:
— снижение абсолютных темпов роста выплавки стали компенсируется
повышением ее качества и, соответственно, снижением металлоемкости в
машиностроении;
— необходимость уменьшения экологической нагрузки, прежде всего в
промышленно развитых странах, привела к перемещению наиболее «гряз-
ных» технологий в развивающиеся страны, где с 1985 г. по 1998 г. про-
изводство стали, в том числе в Китае, удвоилась (соответственно с 83,8
до 156,4 млн.т/ год и с 46,8 до 114,3 млн.т/ год);
— развитие рыночных отношений требует бьльшей гибкости в удовлет-
ворении спроса на металлургическую продукцию и, как следствие, пере-
хода от крупномасштабного производства на так называемых интегриро-
ванных заводах к мини-заводам;
— общее обострение проблем энерго- и ресурсосбережения и экологии
особенно в промышленно развитых странах.
Соответственно в эти годы произошла существенная перестройка струк-
туры сталеплавильного производства (табл. 6.1).
Как видно из табл. 6.1, в результате реструктуризации в промышлен-
но развитых странах мартеновское производство было практически пол-
ностью заменено конвертерным и электросталеплавильным уже к 1985 г.
При этом в дальнейшем их соотношение изменялось в пользу последне-
го, доля которого к 1998 г. составила 38,9%. Та же тенденция имела
место и в мировом производстве стали, в том числе в России и в стра-
нах бывшего СССР.
Однако прогрессивное изменение структуры сталеплавильного производ-
ства в этом случае произошло не в результате ввода новых мощностей, а
из-за снижения вдвое общего объема выплавки стали мартеновским и
отчасти электросталеплавильным процессами, хотя доля мартеновской ста-
ли остается достаточно высокой.
154
С РУКТУРА И ТЕ1ЩЕ1ЩИИ РАЗВИТИЯ CTAJ
Таблица 6.1. Структура сталеплавильного производства, млн. т/%
Сталь Промышленно развитые страны В бывшем СССР В том числе в России Всего в мире
1985 г. 1998 г. 1985 г. 1998 г. 1985 г. 1998 г. 1985 г. 1998 г.
Всего 374,2 401 154,7 74,4 88,7 43,8 718,9 776,3
Конвертерная 254 245 49,8 40,5 25,5 26,1 395 475
67,9 61,1 32,2 54,4 28,8 59,6 55,1 61,2
Электросталь 112,2 156 18,9 9,1 12,5 5,5 182,6 262,5
30 38,9 12,2 12,3 14,1 12,6 25,5 33,9
Мартеновская 7,9 86 24,8 50,7 12,2 139,5 35,6
2,1 — 55,6 33,3 57,1 27,8 19,4 4,6
2. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ И ПРОБЛЕМЫ
ПРОИЗВОДСТВА СТАЛИ
Структуру сталеплавильного производства, сложившуюся в России
в период глубокого экономического спада, нельзя признать показательной.
При условии общего подъема экономики неизбежно возрастет спрос на
металлопродукцию на внутреннем рынке и объем производства стали,
составивший в 1998 г. 43,8 млн.т, из которых 24,4 млн.т были направле-
ны на экспорт, окажется явно недостаточным. Ожидаемый рост произ-
водства стали, по-видимому, не может быть обеспечен вводом новых
мощностей в конвертерном и электросталеплавильном производстве, что
требует крупных инвестиций. Следовательно, объем мартеновского про-
изводства сохранится, а возможно и возрастет, по крайней мере, в обо-
зримом будущем.
Поэтому проблемы мартеновского производства остаются на сегодня
достаточно актуальными. Среди них важнейшими являются: снижение
энергетических и ресурсных затрат, улучшение экологической ситуации,
повышение качества продукции и, как следствие, экономических показа-
телей производства.
Пути решения этих проблем могут быть различны для цехов, работаю-
щих скрап- и скрап-рудным процессами. В первом случае, где шихта
состоит на 60...65% из стального лома, необходимо улучшить его подго-
товку — сортировку, брикетирование, следует также принять меры, направ-
ленные на повышение эффективности работы печи, как теплотехническо-
155
го агрегата — улучшение конструкции топливосжигающих и теплообмен-
ных устройств, использование качественных огнеупорных материалов, что
позволит повысить стойкость агрегата и сократить затраты на его ремонт.
Важнейшим направлением для подобных «малых» цехов может быть
расширение сортамента и повышение качества стали, что позволит обес-
печить гибкость производства и сбыт продукции. Это может быть достиг-
нуто путем совершенствования технологии плавки, раскисления и легиро-
вания и внедрения внепечной обработки стали — десульфурацией, обра-
боткой нейтральными газами и вакуумированием. Как правило,
конструкция цехов позволяет оборудовать их теми или иными агрегатами
для внепечной обработки, а в ряде случаев установить машины непрерыв-
ной разливки стали «сверхнизкой высоты» или горизонтального типа. В
некоторых цехах также возможна замена мартеновских печей электроду-
говыми. Подобная реконструкция позволит выполнять в известной мере
роль мини-заводов, по крайней мере до создания благоприятной инвес-
тиционной ситуации в металлургии. Наиболее серьезные проблемы скрап-
рудного варианта мартеновского процесса связаны с применением кисло-
рода для продувки металла. Использование технологии, свойственной кон-
вертерному процессу в мартеновской печи, привело не только к заметному
повышению производительности и экономии топлива, но также к сниже-
нию до 87...88% выхода жидкой стали, катастрофическому ухудшению
стойкости агрегата и к интенсивному пылеобразованию.
Отказ от регенераторов и использование тепла отходящих газов для
нагрева шихты в двухванных печах позволил сократить затраты на ремонт
агрегата, но не решил, а скорее усугубил ресурсосберегающую и экологи-
ческую ситуацию. Трансформация двухванных печей в так называемые од-
ноканальные или прямоточные не решила этих проблем, но привела до-
полнительно к заметному повышению расхода чугуна до 750...760 кг/т и
кислорода до 130... 140 м3/т стали. К положительным сторонам этого про-
цесса можно отнести улучшение условий труда в цехе и упрощение орга-
низации работы агрегата.
В целом, мартеновский процесс с интенсивным использованием кис-
лорода утратил основные, по сравнению с конвертерным, преимущества
— удешевление шихты, гибкость в управлении и сортаменте продукции.
Поскольку проблема роста производительности в мартеновских цехах прак-
тически отпала, то основное внимание предстоит сосредоточить на энер-
госберегающих мероприятиях — улучшении теплопередачи в рабочем
пространстве, утилизации тепла отходящих газов и других. Наиболее же
острыми остаются проблемы повышения выхода жидкой стали и улучше-
ния экологической ситуации. Их решение возможно путем оптимизации
режима применения кислорода для продувки металла, установки эффек-
156
я п^ЬйзвоцАва
---- ——.;,._--д ,w„.;;.^.,-„д.^„,.,„^,г,_t,-—л„....а „ г.^,...,..^, - ,;,„m,M..i..r.M«,-,;,^..,at<-...
тивных очистительных устройств. Проблема повышения качества металла
и расширения сортамента выплавляемой стали успешно решается внепеч-
ной обработкой чугуна и стали. Конструкция зданий мартеновских цехов,
как правило, позволяет разместить в них соответствующее оборудование,
в том числе при демонтаже части печей. Известны также варианты ис-
пользования зданий мартеновских цехов для установки конвертеров с
донной продувкой.
В процессе реконструкции сталеплавильного производства с начала 60-х
годов, непрерывно увеличивалась доля конвертерной стали, которая дос-
тигла к 1998 г. 61,2% от общего производства стали в мире. Одновремен-
но возрастала и доля электросталеплавильного производства — до 33,9% в
1998 г. Хотя их соотношение несколько изменилось в пользу электроме-
таллургического производства, конвертерный процесс пока сохраняет веду-
щее положение. Аналитики прогнозируют, что в 2010 г. количество ста-
ли, выплавляемой в конвертерах и электропечах будет одинаковым. Из
основных вариантов процесса — с верхней, донной и комбинированной
продувкой свыше двух третей производства приходится на последний.
Свыше двадцати его разновидностей, обусловленных часто соображения-
ми престижности и патентования, могут быть сведены к двум, примерно
равноценным вариантам, которые отличаются способом подвода кислоро-
да и нейтральных или охлаждающих газов и топлива. Однако и в том и
в другом случае при более совершенной гидродинамике ванны, чем при
только верхней продувке, снижаются потери металла, и уменьшается пы-
леобразование. Ввод же готовой газообразной фазы через днище конвер-
тера облегчает окисление углерода и приводит к снижению переокислен-
ности и дополнительной дегазации металла, а также содержания оксидов
железа в шлаке, делает возможным выплавлять сталь с содержанием угле-
рода до 0,02%. Некоторое уменьшение до 2...3% доли лома в шихте, ус-
ложнение конструкции днища компенсируется повышением на 1...2%
выхода жидкого металла.
Уменьшение потерь металла на 0,5...0,6% и расхода извести достигает-
ся также путем предварительной обработки чугуна с целью снижения
содержания кремния до 0,15...0,25%, серы и, возможно, фосфора, что
позволяет вести процесс по так называемой малошлаковой технологии.
Тем не менее, проблема повышения выхода жидкого остается основной
для конвертерного процесса.
Не менее значимой является также проблема энергосбережения и
уменьшения расхода чугуна. С этой целью используют процессы с дожи-
ганием СО в полости конвертера, технология с оставлением конечного
шлака при его раскислении и загущении и другие мероприятия. Практи-
чески во всех конвертерных цехах производится утилизация тепла отхо-
157
________ _• _____________ • -_________" '-' U__________________li:_____________i___
дящих газов, а в ряде случаев и тепло дожигания СО в котлах-утилизато-
рах. При этом решаются также в значительной мере проблемы экологии.
Дорогостоящие (до 20% от суммарных капиталовложений) системы охлаж-
дения, очистки и дожигания газов позволяют снизить содержание пыли
до 0,1 г/м3. Однако при дожигании СО в атмосферу выбрасывается неко-
торое количество оксидов азота.
В настоящее время в кислородно-конвертерных цехах выплавляют
широкий сортамент марок стали: от стали типа IF до нержавеющих (про-
цесс АКР). Освоено также производство средне- и высокоуглеродистых
марок типа шарикоподшипниковой и канатной. Проблема качества кон-
вертерной стали успешно решается при внепечной обработке полупродук-
та. Вместе с тем вопросы достижения в конвертере глубокой дефосфора-
ции и затруднений при выплавке полупродукта с повышенным содержа-
нием углерода нельзя признать решенными.
Преимущества конвертерного процесса, особенно четко проявляющие-
ся при сочетании с внепечной обработкой и непрерывной разливкой ста-
ли, позволили сохранить его производство на неизменном уровне в Рос-
сии даже при условии глубокого общего спада в металлургии. Однако
указанные выше проблемы характерны для условий России в более ост-
рой форме, чем в промышленно развитых странах, а их решение осуще-
ствляется заметно медленнее. Это относится как к широкому примене-
нию технологии комбинированной продувки, так и к внепечной обработ-
ке чугуна и стали.
До середины 20-го столетия развитие электросталеплавильного производ-
ства шло эволюционным путем. Последовательно увеличивали емкость
печи и мощность трансформатора, совершенствовали конструкцию и спо-
собы загрузки шихты, решали задачи рационального электропитания и
электрооборудования, разрабатывали системы эффективного автоматичес-
кого управления горением дуг.
Наряду с этим совершенствовали технологию электроплавки. В те годы
в электропечах выплавляли около 80% легированной стали и 20% угле-
родистой высококачественной. Особое внимание уделяли плавке высоко-
легированных коррозионностойких, жаростойких, быстрорежущих, жаро-
прочных сталей и сплавов. Всегда остро стоял вопрос о совершенствова-
нии технологии выплавки подшипниковой стали. Весьма строгие
требования предъявляли к сталям, идущим в моторостроение, в авиаци-
онную, автомобильную, судостроительную отрасли. Весьма жесткие тре-
бования устанавливали для продукции военного назначения. Основное
требование — повышение качества и стабильность физико-механических
и служебных свойств, позволяющих увеличить долговечность и надеж-
ность изделий и агрегатов.
158
Приоритетное развитие электрометаллургии связано прежде всего с теми
преимуществами, которые имеет электроплавка перед другими способами
плавки.
Электропечь является универсальным агрегатом. В ней можно плавить
углеродистый, низколегированный, легированный и высоколегированный
сортамент сталей и сплавов. Отметим, что под первым понимают матери-
алы на железной основе, под вторым — на никелевой. Дуговые печи могут
работать периодически и непрерывно. Они более мобильны и быстрее
реагируют на потребности рынка; обеспечивают более быстрое расплавле-
ние лома, так как нагрев осуществляется дугой «изнутри» в колодцах
шихты. Дуговая печь является более универсальным агрегатом по степени
окисленности металла и шлака. В кислородном конвертере и мартеновс-
кой печи окислительные условия сохраняются в течение всей плавки, а в
дуговой печи легко создать окислительную, восстановительную и нейтраль-
ную атмосферы. Угар легирующих и раскислителей в электропечи на 25...
30% меньше, чем в других плавильных агрегатах. Электропечь незамени-
ма для переработки металлизованного сырья, доля которого с каждым
годом увеличивается.
Электроплавка является высоко эффективным способом при ограничен-
ных объемах производства (1...2 млн.т стали) на мини-заводах. Электро-
плавильное производство характеризуется меньшим капиталовложением
(100...150 долл/т стали против 600...750 для интегрированных заводов).
Относительный рост электростали опережает темпы роста других спо-
собов производства и общего производства стали, млн.т/%:
1920 г. 1940 г. 1960 г. 1980 г. 1990 г. 1995 г. 1998 г.
0,65/0,87 6,0/4,24 34,6/10,0 157,5/22,0 217,1/28,2 242,6/32,6 262,5/33,8
Существенный рост производства электростали в 40-х годах связан с
предвоенными и военными годами. Дальнейший стремительный рост — с
использованием сверхмощных электропечей для массовой выплавки метал-
ла. Ниже приведены данные по темпам роста, млн. т:
Общее производство стали Электросталь
1960-1970 гг. 5,3 9,1
1970-1980 гг. 1,9 6,6
1980-1990 гг. 0,7 3,5
1990-1998 гг. 1,01 1,2
За последние 25—30 лет мировое производство стали и производствен-
ные мощности по выплавке относительно стабилизировались. Вместе с тем
за этот период резко возросла производительность основных металлурги-
159
ческих агрегатов. Производительность дуговых сталеплавильных печей бо-
лее чем удвоилась (с 2500 плавок в 1970 г. до почти 5000 плавок в 1995 г.).
В настоящее время в мире работает более 1200 дуговых печей. В сред-
нем еженедельно вводится одна электропечь. В США ежегодно вводится
от 3 до 5 сверхмощных печей емкостью 100...150 т. Данные об объеме
производства электростали в ряде стран представлены в табл. 6.2.
В результате постоянного совершенствования технологии плавки стали
в дуговых печах произошли значительные изменения показателей их ра-
боты. Анализ работы 35 типичных дуговых печей Азии, Европы и Амери-
ки показал, что за период с 1990 по 1999 гг. масса выпускаемых плавок
возросла с 86 до ПО т.
Продолжительность плавки уменьшилась с 105 до 70 мин, мощность
трансформаторов увеличилась с 60 до 80 МВ-А, удельный расход элект-
роэнергии уменьшился с 450 до 390 кВт-ч/т, расход электродов сокра-
тился с 2,9 до 1,9 кг/т.
Сортамент выплавляемой стали расширился в сторону сталей для про-
изводства стального листа. Комбинация дуговая печь — тонкослябовая
МНРС — листопрокатный стан (работающий экономично при производи-
тельности 1,0... 1,5 млн.т/год) дала возможность производить дешевый плос-
кий прокат в объемах, характерных для интегрированных заводов. Неда-
ром за период 1994—1998 гг. из введенных 30 млн.т/год производствен-
ных электросталеплавильных мощностей мини-заводов более 20 млн.т/год
Таблица 6.2. Производство электростали в ведущих странах мира в 1998 г.
Страна Производство стали, млн.т Доля электро- стали, % Страна Производство стали, млн.т Доля электро- стали,%
общее электро- стали общее электро- стали
США 97,7 43,6 44,6 Канада 15,9 6,6 41,5
Япония 93,5 29,5 31,9 Бразилия 25,8 5,0 19,3
КНР 114,3 23,0 20,1 Великобритания 17,3 3,9 22,5
Южная Корея 39,9 16,1 40,3 Иран 5,6 3,4 60,7
Италия 25,7 15,3 59,4 ЮАР 7,5 2,7 36,0
Германия 44,0 12,1 27,5 Бельгия 11,4 2,4 21,3
Испания 14,8 10,5 71,1 Швеция 5,2 2,0 37,9
Франция 20,1 8,0 40,0 Украина 24,4 1,3 4,7
Индия 23,5 7,5 31,8 Австралия 8,8 1,1 12,0
Тайвань 16,9 7,1 41,9
Россия 43,8 5,5 12,6 В мире 774,4 262,5 33,9
160
приходится на долю мини-заводов, производящих плоский прокат. Про-
гнозируется, что к 2010 г. доля электростали листового назначения соста-
вит около 90 млн.т/год.
В прошлые годы перед электросталеплавильным производством стояли
задачи повышения производительности печей, снижения времени плавки,
расхода электроэнергии, электродов, огнеупоров и трудовых затрат. Затем
на первый план вышли экологический фактор и необходимость исполь-
зования различных видов металлошихты. Результатом решения этих задач
была разработка сверхмощных трехфазных дуговых печей, оборудованных
водоохлаждаемыми панелями стен и свода, топливно-кислородными горел-
ками и фурмами для вдувания кислорода и угля.
Из различных способов внепечной обработки наиболее широкое приме-
нение получила продувка металла нейтральным газом. Это обусловлено
возможностью производства на заводах сравнительно дешевого аргона,
простотой устройств для продувки и высокой ее эффективностью.
Так при продувке в ковше в течение 5... 10 мин с расходом аргона
0,04...0,8 м3/т достигается практически полное усреднение металла по
составу и температуре даже в большегрузных ковшах (до 350 т). Парал-
лельно отмечается очистка стали от неметаллических включений и незна-
чительная дегазация металла. Обеспечение стабильности по составу и тем-
пературе металла делает необходимой продувку в ковше при непрерывной
разливке стали. Помимо того, аргон используется как газ-носитель при
обработке стали порошками или в так называемой инжекционной метал-
лургии. Вдувание порошков или гранул шлакообразующих смесей, раскис-
лителей и легирующих позволяет глубоко рафинировать, доводить по со-
ставу, раскислять и модифицировать металл при заметном уменьшении
расхода реагентов. Достаточно часто используют аргон и при вакуумной
обработке стали. Масштабы применения обработки стали нейтральными
газами превышают 80% от общего объема производства стали.
Начиная с 50-х годов быстрыми темпами внедряется вакуумная обра-
ботка стали. Если к концу 90-х годов обрабатывали около 8%, то по
оценкам западных экспертов к 2010 г. вакуумированию будет подвергать-
ся уже 27% всей выплавляемой стали. При этом помимо глубокой дега-
зации и раскисления все большее значение приобретает задача получения
сверхнизкого (менее 0,001%) содержания углерода. Расширяется перечень
способов, и усовершенствуются конструкции вакууматоров, в том числе
для поточного и окислительного вакуумирования, совмещения вакуумной
обработки с нагревом, десульфурацией, продувкой аргоном и. т.п.
В России используют все указанные выше способы внепечной обра-
ботки, однако в меньшем, чем в промышленно развитых странах, объеме.
Помимо ограниченных инвестиций ситуация осложняется затруднениями
6 — 1473
161
в установке агрегатов в старых цехах, а также отсутствием специализиро-
ванной машиностроительной базы для их изготовления.
Проблемы и тенденции развития внепечной обработки стали в целом
те же, что и в мировой металлургии и могут быть в основном сведены к
следующему:
— сокращение цикла и повышение эффективности внепечной обработ-
ки достигается отмеченным выше совмещением операций рафинирования,
нагрева и усреднения металла в одном агрегате, что, в свою очередь,
приводит к уменьшению затрат материалов и энергии;
— в связи с перспективностью эксплуатации мини- и микрозаводов
необходимо разработать агрегаты и технологию обработки малотоннажных
плавок с промежуточным подогревом металла, в том числе и «химичес-
ким теплом». Необходимо также решать проблемы отделения шлака при
плавке в конвертере и дуговых печах старой конструкции, повышения
стойкости огнеупорной кладки, контроля и управления процессом и ряд
других;
— при замене дорогостоящего способа обработки металла синтетичес-
кими шлаками присадкой твердых шлакообразующих смесей или вдува-
нием порошков возникают также и экологические проблемы.
Как уже отмечалось, скачком в сталеплавильном производстве явилось
широкое применение непрерывной разливки стали, особенно в последние
два десятилетия XX века. Если в 1970 г. в мире непрерывным способом
разливали лишь 4,3%, то в 1998 г. уже 83,3% всей стали. Некоторые
обобщенные данные по доле непрерывной разливки в промышленно раз-
витых странах, в бывшем СССР, в России и в мире приведены ниже,
млн.т/% к общему объему:
Промышленно развитые страны
Страны бывшего СССР
Россия
В мире
1985 г. 1998 г.
257,4/68,8 385,7/96,2
20,9/13,5 29,9/40,2
15,5/17,5 22,6/51,7
332,8/46,3 646,6/83,3
Стремительный рост непрерывной разливки стали способствовал реше-
нию основных проблем сталеплавильного производства: снижению затрат
материалов и энергии, улучшению экологической ситуации и условий
труда, а также повышению качества продукции. При этом МНРС орга-
нично вписываются в технологический цикл современных конвертерных
и электросталеплавильных цехов. Создаются также реальные условия для
совмещения разливки и прокатки металла в единые литейно-прокатные
комплексы (ЛПК).
162
ЩУКТУРА И ТЕНДЕНЦИИ РАЗВИТИЯ СТАЛЕИЛАВИЛЬНОТОНРОИЗВОДСТВЛ
Как видно из приведенных данных, в России внедрение непрерывной
разливки происходит значительно медленнее, чем в мире, и, как след-
ствие, расходный коэффициент литой стали на прокат в 1998 г. составил
1,175 т/т вместо 1,104 т/т в промышленно развитых странах. Причины
отставания были связаны не только со структурой сталеплавильного про-
изводства (поскольку в мартеновских цехах установка машин непрерыв-
ной разливки практически исключена), но и с ошибочной ориентацией
на преимущественное использование МНРС вертикального типа. Увели-
чение доли непрерывной разливки за период 1985—1998 гг. примерно в 3
раза не означает коренного изменения ситуации, так как абсолютный
прирост объема непрерывной стали составил всего 7,1 млн.т. Дальней-
шее развитие этого прогрессивного метода разливки возможно лишь при
существенной перестройке структуры сталеплавильного производства и
требует крупных инвестиционных вложений. Основные тенденции разви-
тия непрерывной разливки, как следует из мировой практики, сводятся
к мероприятиям по увеличению скорости разливки, расширению сорта-
мента и качества заготовки, снижению капитальных затрат.
Эти задачи решаются, прежде всего, улучшением подготовки металла к
разливке, с целью обеспечения постоянства состава и температуры, а так-
же глубокого рафинирования от вредных примесей и чистоты по неме-
таллическим включениям и газам. Помимо внепечной обработки в спе-
циализированных агрегатах в последнее время для продувки аргоном,
подогрева, фильтрации и других операций используют промежуточные
ковши. Серьезное внимание уделяется экранизации струи, разработке за-
щитных шлакообразующих смесей, автоматическому контролю уровня
металла в промковше и кристаллизаторе.
Не менее важными следует признать мероприятия по оптимизации
режима охлаждения заготовки, применению электромагнитного переме-
шивания и торможения струи, регламентированию степени деформации
заготовки.
Заметные успехи достигнуты в последнее время и в области совершен-
ствования конструкции МНРС. Основной тенденцией в этом направле-
нии является стремление приблизить профиль и размеры литой заготовки
к сечению готового проката, что позволяет применять станы меньшей
мощности и снизить энергозатраты. Уже разработаны и эксплуатируются
МНРС для отливки тонких слябов толщиной 30...40 и 70...80 мм, в том
числе с частичным обжатием заготовки с жидкой сердцевиной. Установка
наклонно-криволинейной МНРС так называемой «сверхнизкой высоты» и
машин горизонтального типа позволяет заметно сэкономить на капиталь-
ных затратах, а также устанавливать их в ряде «старых», в том числе
мартеновских цехах. Однако конструкция горизонтальных машин нужда-
6*
163
ется еще в серьезной доработке, особенно ее элемент сочленения метал-
лоприемника и кристаллизатора.
Несомненно, перспективными являются конструкции машин с подвиж-
ным кристаллизатором или «без скольжения слитка в кристаллизаторе».
На разнообразных типах подобных машин, предназначенных для отливки
слитков, близких к прямоугольному сечению, до 120... 160 мм или полос
20...80 мм достигается скорость разливки до 4... 15 м/мин, а для отливки
тонких лент до 60 м/мин и более. При сооружении подобных машин
существенно снижаются капитальные, а при эксплуатации и энергетичес-
кие затраты. Высокая линейная скорость разливки обусловливает возмож-
ность совмещения разливки с прокаткой в виде ЛПК. С развитием не-
прерывной разливки металлурги получили также возможность активного
воздействия на формирование литой структуры металла путем изменения
в широких пределах интенсивности охлаждения, управления потоками в
жидкой фазе, совмещением процесса затвердевания и деформации, раз-
личными способами внешних воздействий — вибрацией, вводом инокуля-
торов, ультразвуком, электрическими разрядами и т.п. Однако проблема
воздействия и управления деформированием литой структуры остается
одной из наиболее важных.
3. МИНИ-ЗАВОДЫ
Рассматривая состояние и пути развития сталеплавильного про-
изводства следует отметить проявившуюся в последние десятилетия тен-
денцию к коренному изменению структуры современного металлургичес-
кого завода.
Развитие мировой металлургии путем создания крупных металлургичес-
ких гигантов с годовой производительностью несколько миллионов тонн
стали на некотором этапе привело к ряду негативных явлений.
Первым и, пожалуй, наиболее важным фактором является огромная
экологическая нагрузка на металлургические центры, поскольку интегри-
рованные заводы являются градообразующими предприятиями. В большин-
стве случаев в таких городах концентрации вредных выбросов превосхо-
дят санитарные нормы.
Вторым обстоятельством следует считать длительные сроки строитель-
ства интегрированных заводов, замораживание огромных средств и, как
следствие, удлинение времени окупаемости. В ряде случаев длительные
сроки строительства приводили к тому, что устанавливаемое оборудова-
ние успевало морально устареть до введения в эксплуатацию. Примени-
164
рУУКГУРА 11 ТЕПДЕ1ЩИЙРЛЗВЙТ1Ш
тельно к интегрированным заводам отмечается также отдаленность произ-
водителя от основных сырьевых источников, меньшая гибкость во взаи-
модействии с потребителем металла, меньшая возможность заказчика вли-
ять на качество стали, неполное соответствие требованиям потребителя.
Наконец, на интегрированных заводах сложно связанные между собой
цехи не позволяют мобильно решать задачи реструктуризации производ-
ства и, в частности, сталеплавильного комплекса.
Впервые на эти негативные особенности интегрированных заводов об-
ратили внимание в западных странах. В 60—70 гг. в качестве альтернатив-
ного решения была сформулирована концепция мини-заводов, которая за
короткое время получила широкое распространение и позволила по-ново-
му решить задачи реструктуризации сталеплавильного производства.
Главная особенность мини-завода заключается в том, что в условиях
ограниченного объема производства (1,0... 1,5 млн.т готового проката) ста-
новится возможным осуществить более действенные мероприятия по эф-
фективной работе оборудования и улучшению качества стали, предназна-
ченной для местных потребителей.
Мини-завод включает отделение подготовки шихты, электросталепла-
вильный цех с одной или двумя сверхмощными электропечами, агрегаты
внепечного рафинирования, машину непрерывной разливки стали, прокат-
ный комплекс.
Мини-завод предназначен для обеспечения стальным прокатом данный
экономический регион. В связи с этим сортамент стали тесно увязывает-
ся с машиностроительными и строительными комплексами. На начальном
этапе мини-заводы, как правило, выплавляли углеродистые и низколеги-
рованные марки стали. В настоящее время на этих заводах освоено про-
изводство также легированных сталей.
Сроки проектирования и строительства мини-заводов несопоставимы
с длительными сроками ввода в строй интегрированных заводов. Они
минимальны и позволяют существенно сократить сроки ввода в произ-
водство высокопроизводительной техники и ее окупаемости. Шихтой для
мини-заводов служит амортизационный лом и отходы металлообрабаты-
вающей промышленности и строительства, собираемые в этом же реги-
оне. Товарный лом, поступающий в шихтовое отделение, сортируется,
пакетируется, измельчается. Эти процессы в условиях ограниченного
объема производства можно осуществить с большей тщательностью. В
качестве плавильных агрегатов используют одну—две сверхмощных печи,
обеспечивающих длительность расплавления (около 40 мин) и всей плав-
ки (около 60 мин).
Высокая степень автоматизации и надежность всех элементов конст-
рукции электропечи, а также использование современных способов интен-
165
сификации плавки позволяют выпускать в сутки 20...25 плавок (рекорд-
ные данные до 45 плавок). Средства внепечного рафинирования, как
правило, адекватны поставленным задачам качества стали.
На мини-заводах, обычно, имеется оборудование последнего поколения,
позволяющее использовать наиболее современную технологию выплавки и
разливки стали. Менеджеры строго следят за появлением новинок, кото-
рые немедленно внедряются. В значительной мере это относится к сред-
ствам автоматизации и управления, методам анализа, компьютеризации
производства. В условиях ограниченного производства большую роль иг-
рает высокая профессиональная квалификация персонала, человеческий
фактор, мотивация к работе.
Резкий рост электрометаллургии за последние 20—30 лет связан, в ос-
новном, с вводом в строй мини-заводов. В настоящее время в мире ра-
ботает несколько сот мини-заводов. В США в 1995 г. на мини-заводах
произведено 62% электростали от общего объема выплавляемой электро-
стали. Прогнозируется, что в 2003 г. эта цифра увеличится до 80%. Ожи-
дают, что в 2020 г. более 50% выплавляемой в мире стали будут произ-
водить на мини-заводах.
Значительное число мини-заводов построено в развивающихся странах,
имеющих наиболее высокий процент электросталеплавильного производ-
ства в общей структуре производства стали.
В России, к сожалению, к этим вопросам по разным объективным и
субъективным причинам не было проявлено необходимого внимания. В
80-е годы в странах СНГ было построено три мини-завода: в Комсомоль-
ске-на-Амуре, в Молдавии и в Белоруссии.
В западных странах имеется несколько ключевых фирм, занятых раз-
работкой новой техники и технологии для мини-заводов, и располагаю-
щими своими проверенными показателями. Одна из них находится в
Германии (BSW). На мини-заводе этой фирмы с двумя электропечами
по 80 т, обеспечивается выпуск 1,5 млн. т проката. Цикл плавки со-
ставляет 45 мин, расход электродов 1,7 кг/т, расход электроэнергии
менее 385 кВт-ч/т. Плавки проводят без подогрева лома и без чугуна. В
практику работы внедрен манипулятор для ввода кислорода (общий рас-
ход 35...40 м3/т) и углерода, высокоэффективные топливно-кислородные
горелки и системы дожигания СО под сводом печи, система контроля
стабильности дуг PL 17 SARC и др.
Молдавский мини-завод является, пожалуй, единственным из постсо-
ветсткого времени, на котором достигнуты высокие результаты по эффек-
тивности производства, соизмеримые с лучшими мировыми показателями.
Преимущества мини-заводов определили еще одну особенность — не-
обходимость производить на этих заводах наряду с сортовой и листовую
166
т^ту^и атшщи швшю стшашшшого проиждспи
сталь. Однако это требует решения вопроса понижения содержания кон-
центрации примесей цветных металлов (Си, РЬ). Даже жесткий контроль
на стадии шихтоподготовки, связанный с отбором лома, не обеспечивает
нужного состава металла. Отметим также, что электросталь характеризует-
ся более высоким содержанием азота по сравнению с конвертерной ста-
лью. Для углеродистой стали концентрации азота соответственно равны
0,01 и 0,005%. В этом смысле рынок производителей электростали суще-
ственно отличается от рынка конвертерной стали. Электроплавка — осно-
ва мини-заводов, кислородно-конвертерный процесс — неотъемлемая часть
интегрированных заводов. Снижение концентрации цветных металлов в
электростали достигается разбавлением за счет добавки в шихту металли-
зованного сырья, синтикома, карбидожелеза или чугуна. Таким образом,
новые технологии электроплавки, основанные на применении первород-
ных шихтовых материалов, позволяют в электропечах получать углероди-
стую и низколегированную сталь той же чистоты по содержанию азота и
цветных металлов, как и в кислородном конвертере.
Выпуск тонкого листа (плоская заготовка) из электростали на основе
альтернативных шихтовых материалов впервые осуществлен на мини-за-
воде «Nucor» (США) в 1989 г. В 1997 г. производство полосовой стали на
мини-заводах составило 11,4 млн.т против 3,2 млн.т в странах Европы.
Существенная особенность этой технологии — возможность выпуска сталь-
ной полосы при более низких капиталовложениях и эксплуатационных
расходах, ставящих под сомнение экономические позиции интегрирован-
ных заводов.
И еще один важный вопрос, связанный с использованием преимуществ
мини-заводов, — применение в качестве исходного материала жидкого
железоуглеродистого полупродукта, полученного методами бескоксовой
металлургии.
В этом случае наряду с повышением эффективности электросталепла-
вильного процесса решается задача создания последовательного металлур-
гического комплекса будущего, включающего переработку жидкого полу-
продукта, полученного методами Коррекс, Ромелт и др. Переработку жид-
кого железо-углеродистого полупродукта можно осуществить в
кислородном конвертере и в электропечи. Конкретные решения во мно-
гом определяются условиями местонахождения источников железорудных
материалов, энергоносителей, ценами в данном экономическом регионе,
инфраструктурой и др.
Можно ожидать, что производители электростали сами будут заниматься
производством исходных материалов. Мини-завод будет включать не толь-
ко электросталеплавильный, но и цех по получению жидкого полупродукта
или металлизованных и других форм исходного сырья.
167
К числу организационных особенностей следует отнести приспособлен-
ность мини-заводов к меняющимся требованиям рынка. Практика пока-
зала, что мини-заводы удерживают и расширяют свои рыночные позиции
в равных условиях конкуренции. Затраты, непосредственно не связанные
с производством и продажей, сведены к минимуму, объем продаж на
одного работающего максимальный. И наконец, организационно-правовая
форма мини-заводов является для инвесторов привлекательной, что обес-
печивает возможность прямых инвестиций в обмен на право собственно-
сти и участия в управлении.
В последнее время обсуждается вопрос о востребованности производ-
ства с меньшим масштабом конечной продукции, чем мини-завод. Речь
идет о создании микро-заводов. На кафедре обработки металла давлени-
ем и электрометаллургии стали МИСиС разрабатывается проект создания
модульной технологии микро-завода, входящего в состав крупных маши-
ностроительных комплексов.
Подведем некоторые итоги, касающиеся путей дальнейшей реструкту-
ризации металлургического производства:
1. Динамика роста производства стали в мире указывает на некоторое
насыщение рынка. При относительной стабильности производства в про-
мышленно развитых странах, рост выплавки стали следует ожидать, в
основном, в развивающихся странах. Замедление темпов роста абсолют-
ного объема производства стали компенсируется повышением ее качества
и снижением металлоемкости изделий.
2. Дальнейшее повышение качества стали связано не с коррекцией
состава, а с повышением чистоты и улучшением структуры. Задачу полу-
чения чистой стали можно решить, главным образом, при использовании
новых шихтовых материалов и широкого арсенала современных методов
глубокого рафинирования жидкого металла.
3. К концу XX в. в мировой черной металлургии сложилось экономи-
чески оптимальное для этого периода соотношение конвертерного и элек-
тросталеплавильного производства, определяемое, главным образом, ресур-
сами и стоимостью чугуна и лома. Существующая структура металлурги-
ческого производства в принципиальном плане сохранится несколько
десятилетий, а точнее до тех пор, пока не будет предложен промышленно
надежный, экономичный, экологически чистый способ плавки жидкого
полупродукта, взамен существуюшей аглодоменной схемы получения чугу-
на. Тем не менее доля стали, получаемой при бескоксовой металлургии,
из года в год будет возрастать.
4. Практика показала, что поиск путей заметного увеличения количе-
ства используемого лома в конвертерах сверх 25% не увенчалась успехом.
Альтернативные процессы, связанные с нагревом лома и дожиганием
168
____________...... ....__________________________________________________________________________________________ ...:'.Я». ____„ ‘Т**У^........................ У'?--• ........................ *'" > * „Л»>Ь ,i
оксида углерода, вдувания коксика и т.д. могут быть эффективны лишь
для частных, конкретных случаев.
5. Электроплавка, связанная с переплавом, видимо сохранит свои по-
зиции на более длительный срок, что связано с экономической целесооб-
разностью переработки всего образующегося лома. В конкретных услови-
ях снижение концентрации примесей цветных металлов будет достигаться
при использовании металлизованного сырья и жидкого полупродукта. Сле-
дует ожидать дальнейшей существенной интенсификации технологических
процессов в электропечах с применением инжекционных процессов, аль-
тернативных энергоносителей и повышения удельного расхода кислорода,
угля и др.
6. Развитие электрометаллургии будет происходить по пути строитель-
ства мини-заводов или интегрированных компактных заводов, а также
электросталеплавильных комплексов, обеспечивающих выпуск сортового и
листового проката. Для получения стали более высокого качества, в том
числе и легированных марок, наряду с ломом будут использоваться ме-
таллизованное сырье, синтиком и др. В отдельных случаях может оказаться
целесообразным модуль: дуговая печь постоянного или переменного тока —
кислородный конвертер.
7. Структура сталеплавильного комплекса в России и странах СНГ в
течение последних 20 лет формировалась в условиях существенных нега-
тивных факторов резкого снижения инвестиций в отрасль, старения ос-
новных фондов, осложненных глубоким промышленным и финансовым
кризисом переходного периода. Дальнейшее развитие будет проходить в
направлении дальнейшего увеличения доли конвертерного и электроста-
леплавильного процессов, внепечной обработки и непрерывной разливки
стали.
ЭНЕРГО- И РЕСУРСОСБЕРЕЖЕНИЕ
В СТАЛЕПЛАВИЛЬНОМ
ПРОИЗВОДСТ
1. Ресурса- и знервжлжость стале-
плавильных процессов
2. Структура энергоемкости ста-
леплавильяых процессов
3. Основные направления снижения
зперевеянсости етал&шшыьижс
фмсесстг
4. П^епективы кспамямюмия не»-
пр^рывкых Апшея^ОАамшм ^ю»
цв&жв
5. Ifynm снижюшя ршж4а металл
мхшсюяш е е^шлеялапм^ом вро^
из&адате
1. РЕСУРСО- И ЭНЕРГОЕМКОСТЬ СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ
ПРОЦЕССОВ
Одной из важнейших проблем, стоящих в настоящее время пе-
ред металлургической отраслью — черной и цветной металлургией, явля-
ется снижение удельных расходов исходных материалов и энергии на
единицу произведенной продукции, то есть проблема создания и интен-
сивного развития энерго- и ресурсосберегающих технологий.
В настоящее время доля энергоресурсов в себестоимости продукции
черной металлургии в России постоянно растет и в отдельных случаях
составляет 25...30%, что почти вдвое превышает аналогичный показатель
в странах ЕЭС.
Основным показателем расхода материалов в сталеплавильном произ-
водстве является удельный расход металлошихты (чугуна, лома и ферро-
сплавов) на 1 т стали. В 1998 г. среднеотраслевой расход металлошихты
по всем видам сталеплавильного производства был достаточно высоким и
составил 1153,3 кг/т, а энергоемкость 26,06 ГДж/т.
Следует также отметить исключительно высокие удельные отходы раз-
личных материалов.
Развитие энерго- и ресурсосберегающих металлургических технологий,
помимо улучшения экономических и технических показателей работы аг-
регатов, будут также способствовать снижению экологической нагрузки на
окружающую среду. В последнее время наиболее широкое развитие в ста-
леплавильном производстве получили следующие перспективные энерго-
сберегающие технологии:
— использование углеродсодержащих материалов, вводимых в кислород-
ный конвертер, предварительный подогрев лома, повышение энтальпии
чугуна, дожигание СО до СО2 в отходящих конвертерных газах, подогрев
металла после выпуска в агрегатах печь — ковш или в промежуточных
ковшах МНРС путем применения различных источников энергии (нагрев
электродуговой, плазменный, топливо-кислородный, химический), сниже-
ние расхода жидкого чугуна в кислородно-конвертерных процессах с ком-
бинированной продувкой;
— использование химического тепла чугуна, выделяемого при продувке
ванны кислородом, тепла отходящих при этом газов для нагрева лома
(агрегаты типа «Fuks»), применение топливно-кислородных горелок для
нагрева лома в дуговых электропечах;
— создание литейно-прокатных модулей с использованием тепла отли-
тых слябов на МНРС в процессе совмещенной прокатки листовой про-
дукции.
Анализ энергетической мощности и эффективности работы металлур-
гических процессов и агрегатов проводят обычно по тепловым балансам
процессов. Основным показателем расхода энергии на единицу произ-
171
веденной основной или вспомогательной продукции или используемого
в технологическом процессе материала является энергоемкость продук-
ции — затраты тепловой энергии на единицу продукции. Энергозатраты
выражаются в величине тепловой энергии — ГДж/т (МДж/кг), либо в
расходе условного топлива при его теплотворной способности, равной
29,4 МДж/кг (кг у.т./т).
Величина суммарных энергозатрат подразделяется на скрытые (про-
шлые) и прямые (настоящие), расходуемые в ходе проведения данного
процесса.
В табл. 7.1 приведены значения энергоемкости основных материалов
металлургического производства, а в табл. 7.2 — удельных расходов ме-
таллошихты и энергоемкости по видам сталеплавильных процессов.
Расходные коэффициенты стали на производство проката в 1996 г.
составили кг/т: Россия — 1202, США — 1152, Япония — 1096, страны
ЕЭС — 1141, Украина — 1230.
Заметный рост удельных материальных и энергетических затрат в пос-
ледние годы совпал с падением уровня производства металла по всем
переделам. Это, в свою очередь, привело, наряду с остановкой и выводом
из эксплуатации ряда агрегатов в отрасли, к потере производительности
на большинстве действующих агрегатов, росту простоев и, соответствен-
Таблица 7.1. Энергоемкость основных материалов сталеплавильного производства [1]
Материал Энергоемкость
МДж/ед. кг у.т./ед.
Чугун, кг 23,8 0,811
Металлолом, кг 0,2 0,007
Металлизованные окатыши, кг 17,0 0,579
Известь, кг 5,4 0,184
Кислород, м3 5,8 0,20
Азот, м3 2,5 0,085
Аргон, м3 35,6 1,21
Природный газ, м3 37,6 1,28
Мазут, кг 41,0 1,40
Электроэнергия, кВт-ч 11,25 0,0383
Ферромарганец-75 (ФМн-75) 55,02 1,875
Ферросилиций-45 (ФС-45) 70,34 2,40
172
Таблица 7.2. Удельные расходы металлошихты и энергоемкости стали [2]
Вариант сталеплавильного процесса Расход металлошихты, кг/т стали Энергоемкость стали
Всего В том числе:
чугун ЛОМ сталь- ной ЛОМ чугун- ный раскис- лители и легирующие шихтовая заго- товка кг у.т./т ГДж/т*
Общеотраслевая 1153,3 730,4 361,2 37,2 15,1 9,4 889,4 26,06
Скрап-процесс 1171,1 214,0 840,0 93,3 21,1 2,1 676,6 19,82
Скрап-руцный процесс 1141,8 681,9 389,0 21,6 16,8 32,5 911,0 26,69
Электростале- плавильный 1178,9 194,3 769,3 150,0 15,6 28,7 619,9 18,16
Конвертерный 1147,9 892,7 242,3 — 10,6 2,3 947,5 27,76
Выплавка в двухванных агрегатах 1175,5 859,4 275,8 14,2 14,2 П,9 933,4 27,34
* 1 кг у.т. = 29,4 МДж.
но, увеличению тепловых потерь и, как следствие, снижению технико-
экономических, прежде всего энергетических, показателей работы метал-
лургических агрегатов.
Ниже приведены сведения о сокращении объема производства и по-
требления энергии в период с 1990 по 1994 гг. по металлургическим пе-
ределам на комбинате ОАО «Северсталь» [3].
Металлургическое
производство
Снижение
объема производства
в 1994 г. к уровню 1990 г.,%
Сокращение
потребления энергии
за этот период, %
Коксохимическое 38,5
18,6
Агломерационное
26,4
Доменное 38,7
39,7
Сталеплавильное
Прокатное
17,5
30,3
Из приведенных данных отчетливо заметна разница в темпе снижения
объема производства и потребления энергии в коксохимическом и стале-
плавильном производствах. С другой стороны сокращение объема произ-
173
водства практически совпадает с сокращением потребления энергии в
доменном и несколько в меньшей степени — в агломерационном и про-
катном производствах.
Это обстоятельство объясняется, на наш взгляд, тем, что при непре-
рывных процессах — доменном, агломерационном и, отчасти, прокатном
— сокращение потерь энергии практически совпадает с потерей произво-
дительности этих процессов, прежде всего из-за их непрерывности, так как
они могут быть переведены на «тихий» ход в отличие от дискретных про-
цессов — сталеплавильных и коксохимического, при которых резко уве-
личиваются тепловые потери при увеличении продолжительности остано-
вок между циклами.
При рассмотрении данных табл. 7.2 обращает на себя внимание высо-
кий расход металлошихты при выплавке стали в двухванных агрегатах
(1175,5 кг/т), мартеновским скрап-процессом (1171,1 кг/т) и в электропе-
чах (1175,5 кг/т). Из табл. 7.3 следует, что высокий расход жидкого чугуна
отмечается при работе двухванного агрегата ОАО «Северсталь» (915,0 кг/т)
по сравнению с работой этого же агрегата на ОАО ММК (863,3 кг/т).
Таблица 7.3. Расход металлошихты на различных металлургических комбинатах
Процесс Расход материалов, кг/т стали
металлошихта ЖИДКИЙ чугун лом стальной лом чугунный
ОАО ММК
Скрап-рудный мартеновский 1136,7 626,4 415,9 64,0
Двухванный агрегат 1171,7 863,3 291,8 —
Кислородно-конвертерный 1138,9 896,1 231,1 —
ОАО «Северсталь»
Кислородно-конвертерный 1148,1 824,2 313,6 —
Двухванный агрегат 1169,8 915,0 210,0 24,2
ОАО НЛМК
Кислородно-конвертерный 1153,2 901,9 240,0 —
< ОАО «Запсиб»
Кислородно-конвертерный 1122,8 858,0 256,5 —
174
Значения энергоемкости стали, выплавленной различными процессами,
по сравнению с общеотраслевыми данными [2] также существенно разли-
чаются, что связано прежде всего с расходом чугуна — наиболее энерго-
емкого материала.
Наиболее энергоемкими являются сталеплавильные процессы с высо-
ким расходом чугуна в металлошихте — кислородно-конвертерный, в двух-
ванных агрегатах и скрап-рудный мартеновский процесс. Стали, выплав-
ленные в мартеновской печи скрап-процессом или в дуговой электропе-
чи, являются менее энергоемкими.
Значения энергозатрат на производство стали при выплавке различны-
ми процессами можно заметно снизить при замене чугуна на лом с вве-
дением менее энергоемких материалов природного происхождения в ка-
честве топлива — природного газа, мазута и, прежде всего, угля.
2. СТРУКТУРА ЭНЕРГОЕМКОСТИ СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ
ПРОЦЕССОВ
Анализ энергоемкости сталеплавильных процессов будет непол-
ным без рассмотрения структуры энергозатрат по различным видам про-
цессов [4], и прежде всего деления суммарных энергозатрат на скрытые
(прошлые) и прямые (настоящие). По данным табл. 7.4 рассчитаны ве-
личины энергозатрат (энергоемкость) производства 1 т нераскисленной
стали в различных сталеплавильных агрегатах. Результаты расчетов удель-
ной энергоемкости 1 т стали, проведенных по общеотраслевым усреднен-
ным данным [2] за 1998 г. (табл. 7.2), хорошо совпадают с данными по
энергоемкости сталеплавильных процессов отдельного металлургического
комбината (табл. 7.4).
На основании результатов, представленных в табл. 7.4, по структуре
энергозатрат рассчитаны скрытые (прошлые) и прямые (настоящие) энер-
гозатраты сталеплавильных процессов (табл. 7.5).
В сталеплавильных процессах с большим расходом чугуна (кислород-
но-конвертерный, скрап-рудный мартеновский и в двухванном агрегате)
основной расход энергозатрат на производство стали составляют скрытые
энергозатраты (83...96%), причем основной составляющей в этих затратах
является энергоемкость чугуна.
В мартеновском скрап-процессе и электродуговой печи (ДСП) доля
скрытых энергозатрат уменьшается, а возрастает доля прямых энергозат-
рат (топливо при скрап-процессе и электроэнергия в ДСП) до 39,5...42%.
Представляют интерес приведенные в [5] результаты сравнения энер-
гоемкости стали, выплавленной различными процессами.
175
оъ
Таблица 7.4. Структура энергозатрат на 1 т стали по данным ОАО «Северсталь»
Материал и его энергоемкость Тип процесса
кислородно- конвертерный скрап-руцный с продувкой О2 двухванный агрегат ДСП мартеновский скрап-процесс
Металлошихта, кг: чугун, Эч = 29,5 МДж/кг 840,2/24780* 608,0/17936 831,0/24514,5 277,6/8189,2 214,0/9065,4
лом, Эл = 0,20 МДж/кг 296.0/60,0 415,9/83,2 300,0/60,0 879,9/170 840,0/168,0
Расход топлива, кг у. т. Эу т = 29,4 МДж/кг 8,5/249,9 112,3/3301,6 45,4/1334,7 42,0/1579,2 220,0*/6446
Расход кислорода, м3 3Oj = 5,8 МДж/м3 62,0/359,6 80,9/469,2 89,0/516,2 41,9/243,0 —
Расход электроэнергии, КВт-ч Ээн = 11,25 МДж/(КВт-ч) 37,4/420,7 — — 452,0/5085 —
Расход огнеупоров, кг Эог = 16,5 МДж/кг 6,5/107,2 39,4/650,0 7,4/122,1 18,0/297 35,0/577,5
Расход извести, кг Эиз = 5,4 МДж/кг 41,9/226,2 26,0/140,0 24,0/129,6 30,0/162 18,0/97,2
Расход электродов, кг Ээл = 186 МДж/кг — — 3,1/576,5 —
Итого: ГДж/т 26,20 22,58 26,68 16,30 16,38
кг у. т./т 891,3 769,0 907,4 554,4 557,0
’Числитель — расход материала, кг; м3; кг у. т.; кВт • ч; знаменатель — Э(- — энергоемкость материала, МДж.
Таблица 7.5. Значения скрытых и прямых энергозатрат на производство 1 т стали
Характер энергозатрат Тип процесса”
кислородно- конвертер- ный скрап- рудный двухванный агрегат скрап- процесс ДСП
Суммарные (энергоемкость) 26,2/100 22,58/100 26,68/100 16,36/100 16,30/100
Скрытые* (прошлые) 25,17/96 18,81/83 24,83/93 9,91/60,5 9,40/58
Прямые** (настоящие) 1,03/4 3,77/17 1,85/7 6,45/39,5 6,90/42
*К скрытым энергозатратам отнесли энергоемкости металлошихты (чугун и лом), извести, огнеупоров, электродов. К прямым энергозатратам отнесли энергоемкости топлива, кислорода, электроэнергии.
"Числитель — ГДж/т; знаменатель - %.
Таблица 7.6. Значения энергозатрат на 1 т стали по данным [5]
Сталеплавильный процесс Доля лома в шихте, % Энергозатраты, КВт • ч на 1 т стали
Общие*, КВт • ч/ГДж В том числе,%
чугун лом ферро- сплавы ТОПЛИВО + электро- энергия + кислород осталь- ное
Конвертерный Мартеновский: 25...30 6060/21,82 90.7 0,3 4,3 1,7 3,0
скрап-рудный 40...50 5190/18,68 75,9 0,5 5,0 15,9 2,7
скрап-пропесс Электросталеплавильный: 65 4640/16,70 53,7 0,8 5,6 36,8 3,1
ДСП традиционный 100 2610/9,40 0 2,2 10,0 69,0 18,8
ДСП с шахтным подогревом лома 70 3960/14,25 55,1 1Д 6,6 30,1 7,4
Конструкции фирмы «Фукс системтехник» 100 1940/6,98 0 3,0 13,5 66,3 17,2
Топливо-дуговой стале- плавильный (НИИМ) 100 1660/5,98 0 3,4 15,7 58,4 22,6
Процесс EOF с использованием жидкого чугуна 50 4820/17,35 78,3 0,7 5,4 9,1 6,5
* Энергозатраты, выраженные в КВт-ч/т 1 КВт-ч = 3,6 МДж. переводили в ГДж/т с коэффициентом
3. ОСНОВНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ СНИЖЕНИЯ
ЭНЕРГОЕМКОСТИ СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ ПРОЦЕССОВ
Из представленных в табл. 7.2, 7.4 и 7.5 результатов достаточно
ясно видно, что снижение удельных энергозатрат на производство 1 т
стали возможно по двум основным направлениям:
— снижение скрытых (прошлых) энергозатрат;
— понижение прямых (настоящих) энергозатрат.
В зависимости от типа сталеплавильного процесса и соответственно
соотношения скрытых и прямых энергозатрат может быть избран наибо-
лее эффективный способ их экономии.
В сталеплавильных процессах со значительным расходом чугуна в ме-
таллошихте (кислородно-конвертерном, выплавке стали в двухванных аг-
регатах и скрап-рудным процессом с продувкой кислородом) наибольшую
долю составляют скрытые энергозатраты, что связано с большим количе-
ством чугуна в металлошихте. Доля прямых энергозатрат в этих процес-
сах мала и работа по снижению энергозатрат в этом направлении не
может дать ощутимого эффекта.
Основным направлением для первой группы сталеплавильных процес-
сов является понижение исходной энергоемкости чугуна или замена чугу-
на в металлошихте на альтернативные менее энергоемкие теплоносители.
Кислородно-конвертерные процессы. Кислородно-конвертерный процесс
по своей теплотехнической природе не приспособлен для переработки
значительного количества лома в отличие от подовых процессов — марте-
новского и электросталеплавильного, в которых, в принципе, возможно
переплавлять до 100% лома. В структуре сталеплавильного производства
стран СНГ до настоящего времени значительная доля стали выплавляется
в мартеновских печах. В связи с этим проблема переработки повышен-
ных количеств лома в кислородно-конвертерном процессе становится осо-
бенно актуальной, учитывая неизбежную перспективу замены устаревшего
мартеновского производства на современные виды — кислородно-конвер-
терные и электросталеплавильные. Аутотермический (без ввода внешних
источников тепла) режим кислородно-конвертерного процесса в основных
конвертерных цехах России поддерживается в настоящее время при сред-
неотраслевом расходе обыкновенного передельного чугуна в металлоших-
те, равном 892,7 кт/т, и при среднеотраслевом значении расхода лома,
равном 242,3 кг/т.
Повышение количества лома в шихте кислородного конвертера возмож-
но при следующих условиях: повышения теплосодержания шихтовых ма-
териалов за счет изменения состава и перегрева жидкого чугуна; ввода
дополнительных теплоносителей, подогрева лома, использования тепла
178
отходящих газов и шлака, а также подогрева стали в агрегате печь — ковш
в процессе внепечной обработки.
Использование увеличенного количества лома в шихте кислородно-кон-
вертерного процесса и уменьшение количества жидкого чугуна приводит к
экономии материальных и энергетических ресурсов и улучшению экологи-
ческой обстановки за счет уменьшения количества выбросов в атмосферу.
Наиболее приспособленными агрегатами для переплава лома являются
мартеновская (скрап-процесс) и дуговая электропечь. Однако при этом
возникают определенные ограничения. В мартеновском скрап-процессе
тепловой к.п.д. нагрева ванны составляет около 15...20% при высоком
расходе топлива около 220 кг у.т./т. В электропечах отмечают высокий
расход электроэнергии (~ 450...600 кВт • ч/т), причем на получение 1 кВт • ч
электроэнергии на ТЭЦ расходуется около 11,25 МДж тепловой энергии.
Помимо этого при переплаве лома в электропечи или скрап-процессом
в мартеновской печи при работе с высокой долей металлолома происхо-
дит постоянное накопление трудноудаляемых элементов — меди, молибде-
на, олова, свинца и др., которые, как правило, существенно ухудшают
качество стали ответственного назначения (автолистовой, трубной и др.).
Переплав повышенного количества лома в кислородном конвертере
может оказаться экономически оправданным при прямом использовании
тепловой энергии различных видов природных теплоносителей — угля,
коксика, мазута, природного газа, вводимых в металлошихту или непос-
редственно в расплав, что обеспечивает высокий коэффициент полезного
теплоиспользования этих материалов.
Направление, связанное с повышением температуры жидкого чугуна,
которое одновременно ведет к увеличению концентрации кремния и сни-
жению содержания серы в нем, не является экономически приемлемым
вариантом, так как это ведет к перерасходу кокса, что увеличивает энер-
гоемкость чугуна и стали и приводит к росту себестоимости продукции.
Одно из конкретных мероприятий по снижению энергозатрат конвертер-
ного процесса рассмотрено ниже.
В 1993 г. фирма «Ниппон стил» («Nippon Steel») ввела в промышлен-
ную эксплуатацию новый процесс плавления лома на заводе в Хирохата
в кислородном конвертере «Steel scrap melting process» (SMP). Подобная
идея была высказана впервые М.А. Глинковым в 50-е годы XX в. и про-
верена на заводе «Запорожсталь». Суть нового процесса заключается в ра-
створении лома в конвертерной ванне, содержащей жидкий полупродукт
с высоким содержанием углерода (около 4%). Обычно для реализации
процесса SMP одновременно задействовано три агрегата — два для рас-
плавления лома в жидкой ванне и один для окончательного рафинирова-
ния полупродукта в сталь.
179
.....*".....................................................................................................'..,^>..U'«1 r.J;! ...... ч..л.и.^,...„л..^,^,^^,^.,.,..,й
(MHimbaiavifM.................................................................................................... .................................,.,.........................................Дим ?
SMP-процесс имеет следующие особенности:
— процесс плавления лома происходит в жидкой, углеродистой ванне,
что ускоряет его;
— обеспечивается возможность науглероживания жидкого полупродукта
за счет применения дешевых сортов углей с последующей его десульфу-
рацией в отдельном агрегате;
— реализуется возможность ускорения нагрева ванны с полупродуктом
за счет дожигания СО до СО2.
Электросталеплавильный процесс. Из представленных в табл. 7.2 и 7.5
данных следует, что энергоемкость стали, выплавленной в дуговой элек-
тропечи, составляет около 16,5...18,5 ГДж/т. Энергоемкость электростали
заметно ниже энергоемкости кислородно-конвертерного (26,2 ГДж/т),
мартеновского скрап-рудного (26,7 ГДж/т) и двухванного (26,68 ГДж/т)
процессов. При работе ДСП со 100% лома в металлошихте энергоемкость
стали снижается до 8,5... 10 ГДж/т. В числе прямых энергозатрат основ-
ную долю составляют энергозатраты, связанные с расходом электроэнер-
гии (около 450 кВт-ч/т). Отличительной особенностью расходования элек-
троэнергии в качестве основного теплоносителя является ее высокая сто-
имость и энергоемкость, так как для получения 1 кВт-ч электрической
энергии расходуют 11,25 МДж тепловой энергии.
В качестве основных резервов снижения энергоемкости стали, выплав-
ленной в электропечах, предлагается максимально возможное сокращение
потребления электроэнергии — наиболее дорогого энергоносителя. Это
достигается путем введения жидкого чугуна в состав металлошихты и
продувки ванны кислородом, использования в ДСП максимального коли-
чества альтернативных, органических видов топлива (угля, природного газа,
мазута), более полного использования тепла отходящих газов для подо-
грева лома и дожигания СО до СО2 в объеме ДСП.
В ряде металлургических фирм применяют различного типа подогрева-
тели лома за счет использования тепла отходящих газов. Наиболее широ-
кое развитие при этом получили ДСП, оснащенные подогревателями
шахтного типа фирмы «Фукс системтехник».
Фирма «Mannesman Demag» с использованием патентов фирмы «Corf»
разработала новый сталеплавильный процесс — EOF — печь с оптимизи-
рованным расходом энергии, в которой используется кислород для про-
дувки жидкой ванны и предварительного нагрева скрапа. Это позволило
при более высокой доле скрапа в шихте по сравнению с конвертерным
процессом, обеспечить понижение расхода электроэнергии при достиже-
нии производительности сталеплавильного агрегата 300...600 тыс. т/год.
Преимуществами этого процесса являются также сравнительно невысокие
инвестиционные и производственные расходы.
180
Канадской фирмой «Етрсо» разработан и предлагается к внедрению
эффективный и не загрязняющий окружающую среду подогреватель лома
в шахтной печи, установленной над ДСП (Verticon) [6]. Агрегат обеспе-
чивает однородный подогрев лома до высокой (800 °C) и постоянной тем-
пературы за счет максимального использования теплосодержания и хими-
ческого тепла отходящих из печи газов и подогрева его топливно-кисло-
родными горелками.
Горячие технологические газы из объема дуговой печи отводят через
отверстие в своде и направляют в верхнюю часть подогревателя, где они
движутся в одном направлении с потоком непрерывно загружаемого лома.
Работа горелок регулируется на основе анализа отходящих газов. Для га-
рантированного сжигания СО и всех токсичных компонентов шихты тем-
пературу газа контролируют на каждом уровне подогревателя и в камере
сгорания. Подогреватель лома спроектирован так, чтобы обеспечить воз-
можность работы печи со 100% лома. Установка подогревателя не требует
увеличения высоты существующего электросталеплавильного цеха и может
быть использована как на новых, так и на реконструируемых печах.
Энергетический баланс ДСП, работающей в комбинации с подогрева-
телем лома типа «Verticon», показывает, что тепло нагретого лома состав-
ляет около 25% от общего прихода, кВт-ч/т:
Статьи прихода Статьи расхода
Окисление углерода 142 Энтальпия стали 383
Тепло нагретого скрапа 154 Энтальпия шлака
Тепло химических реакций 98 и корольков металла 57
Тепло электроэнергии 239 Тепловые потери печи 63
Тепло электродов 8 Тепло отходящих газов 138
Итого: 641 Итого: 64
Система подогрева лома постоянно работает при температуре около
900 °C, что обеспечивает, по мнению разработчиков, полное сжигание ле-
тучих токсичных материалов, поступающих с ломом. Аналогично прово-
дится дожигание СО до СО2 за счет оптимизации соотношения природ-
ный газ/кислород в подогревателе. Количество пыли при работе ДСП с
подогревателем «Verticon» уменьшается за счет фильтрации ее в отходя-
щих газах слоем лома, играющим роль фильтра.
Фирмой «Badiscke Stahl — Engineering GmbH» (BSE) были разработаны
и внедрены в практику работы электросталеплавильных печей новые тех-
нологии, объединенные общим названием — Oxygen technology (кислород-
ные технологии), направленные на экономию электроэнергии. BSE Oxygen
technology включает продувку ванны кислородом, использование кислород-
но-топливных горелок для подогрева лома и дожигание выделяющегося из
ванны СО до СО2 в пространстве ДСП.
181
с£Ш> Ял ~ ~ ~ > f J
4. ПЕРСПЕКТИВЫ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ НЕПРЕРЫВНЫХ
СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ ПРОЦЕССОВ
Анализ тенденций развития металлургии показывает, что при
массовом производстве преимущество имеют непрерывные процессы (аг-
ломерация, выплавка чугуна, непрерывная разливка и непрерывная про-
катка). Наблюдается явная тенденция к дальнейшему расширению облас-
ти применения непрерывных процессов (непрерывное коксование, непре-
рывное вакуумирование стали, непрерывная обработка стали в
промежуточном ковше МНРС и, наконец, совмещение непрерывной раз-
ливки и прокатки стали (литейно-прокатные модули)).
Преимуществом непрерывных сталеплавильных процессов являются:
1. Меньшие капитальные вложения при равной производительности,
возможность применять агрегаты малой единичной мощности при высо-
кой степени их загрузки.
2. Возможность существенного повышения качества стали, обусловлен-
ное реализацией стабильной технологии, благоприятных условий для уда-
ления вредных примесей (в частности путем организации противотока
шлак — металл) и более высокому уровню автоматизации процесса.
3. Повышение выхода жидкого и годного металла, вследствие исклю-
чения или уменьшения потерь (выбросы, брызгоунос, дым, потери с ко-
рольками, скрапом, снижение химического «угара»), а также решение
проблемы отделения металла от шлака.
4. Снижение энергоемкости процесса за счет оптимизации стационар-
ного теплового режима, уменьшения аккумуляции тепла футеровкой, лик-
видации потерь при переливах металла открытой струей, исключения
потерь холостого хода.
5. Принципиальное улучшение условий для рециклинга и утилизации
побочных продуктов плавки и вторичных энергоресурсов.
6. Улучшение экологических показателей процесса путем создания ста-
ционарных условий для очистки отходящих газов, улавливания и предуп-
реждения неорганизованных выбросов, улучшение условий труда обслужи-
вающего персонала.
7. Компактность общей технологической схемы и, в связи с этим,
резкое сокращение производственных площадей и занятых территорий, в
том числе за счет уменьшения внутри- и межцеховых перевозок.
В настоящее время уже созданы первые промышленные образцы не-
прерывных процессов по схеме лом — сталь', процессы Consteel и CSM,
имеющими ряд преимуществ перед традиционными агрегатами периоди-
ческого действия.
182
ЭНЕРГО- И РЕСУРСОСБЕРЕЖЕНИЕ В СТАЛПЕиВИЛЫЮМ ПРОИЗВОДСТВЕ
Разработаны и прошли широкую опытно-промышленную проверку
процессы по схеме чугун — сталь. Среди них прежде всего следует отме-
тить процесс ИРСИД, производительностью 20...30 т/ч, который показал
устойчивую работу в течение 127 часов с хорошими технико-экономичес-
кими показателями. При этом прошли проверку такие принципиально
важные элементы непрерывной схемы, как подача и дозирование жидко-
го чугуна, передача металла из реактора в отстойную камеру с использо-
ванием газлифта, отделение металла от шлака, непрерывная подача ме-
талла в копильник, в котором в непрерывном режиме осуществлялось
раскисление и корректировка металла по химическому составу и темпера-
туре (с использованием канальной индукционной печи). Процесс испы-
тан при переделе чугунов как обычного состава, так и высокофосфорис-
тых; разработаны варианты рециклинга жидкого шлака.
Тепловой баланс агрегата позволял перерабатывать до 25% лома от
массы металлошихты. Потери металла со шлаком, корольками и бурым
дымом при выплавке низкоуглеродистой стали составляли соответственно
1,7; 0,3 и 0,6% от массы металлошихты, выход жидкого — 93...94%, что
существенно выше, чем в кислородном конвертере. Общий расход футе-
ровки составил 1,4% от массы полученной стали, что было существенно
меньше, чем в кислородных конвертерах того периода. По оценкам со-
трудников ИРСИД, на сооружение сталеплавильного цеха с непрерывны-
ми процессами капитальные затраты на 50% ниже, чем для конвертерно-
го цеха одинаковой производительности.
Разработка и широкая проверка опытных образцов непрерывных про-
цессов по схеме чугун — сталь производительностью до 20 т/ч были про-
ведены также в ЦНИИЧМ, МИСиС, ВНИИМЕТМАШ, ДМЕТИ.
Разработанный в МИСиС процесс «Ромелт» в сочетании с непрерыв-
ным процессом конвертерного типа, непрерывной разливкой и совмещен-
ной прокаткой позволяет уже в настоящее время ставить на повестку дня
сооружение опытного образца по схеме руда — прокат. Все основные
элементы этой схемы могут считаться достаточно отработанными или ап-
робированными.
Заслуживают также специального обсуждения перспективы использо-
вания непрерывных процессов струйного типа (вариант БИСРА), несмот-
ря на относительную неудачу первых промышленных испытаний на ус-
тановках производительностью до 85 т/ч. Преимуществом этого типа
процесса является высокая производительность, простота конструкции,
возможность полного дожигания СО до СО2 и эффективного использо-
вания тепла, относительно небольшие капитальные вложения. Обнаружен-
ные конструктивные и технологические недостатки процесса представля-
ются вполне устранимыми.
183
В настоящее время более целесообразным представляется применение
процесса струйного рафинирования для проведения предварительной ста-
дии рафинирования с целью извлечения марганца, ванадия, фосфора при
переработке чугунов сложного химического состава. Проведенные МИСиС
эксперименты на установках производительностью 10 и 20 т/ч конструк-
ции ВНИИМЕТМАШ [6] показали возможность успешной переработки
высокомарганцовистых и фосфористых чугунов с получением шлака с
высоким (до 60%) содержанием МпО или кондиционных фосфат-шлаков,
а также полупродукта, пригодного для переработки в кислородном кон-
вертере или на последующих стадиях непрерывного сталеплавильного
процесса.
Таким образом, можно с достаточным основанием утверждать, что в
настоящее время созданы научные и технические предпосылки для реа-
лизации в опытно-промышленных масштабах непрерывных процессов по
схеме руда — сталь, чугун — сталь, лом — сталь, руда — прокат и лом —
прокат, что будет означать качественно новый уровень не только стале-
плавильного, но и металлургического производства в целом.
5. ПУТИ СНИЖЕНИЯ РАСХОДА МЕТАЛЛОШИХТЫ
В СТАЛЕПЛАВИЛЬНОМ ПРОИЗВОДСТВЕ
Выше (см. табл. 7.2) были приведены данные по удельным рас-
ходам металлошихты для основных сталеплавильных процессов. При срав-
нительно высоком (1,153 т/т) расходе на металлошихту приходится и ос-
новная доля (до 80%) суммарных затрат на производство стали.
Поскольку затраты на металлошихту при производстве стали являют-
ся основными, логичным представляется более детальный анализ направ-
лений снижения этой наиболее ресурсоемкой составляющей. Традици-
онно в производственной практике основное внимание уделяется сни-
жению уровня потерь от брака и в меньшей мере с металлосодержащими
отходами.
Однако, даже полная ликвидация брака позволит снизить расход ме-
таллошихты в рассматриваемых случаях лишь на 5...8 кг/т годной стали.
Анализ баланса металла показывает, что основные потери в сталепла-
вильном производстве приходятся на общий «угар» и металлические отхо-
ды. Потери металла с металлическими отходами (обрезь МНРС, скрап,
недоливки, окалина и др.) в современных цехах с массовым производ-
ством, где выход годной непрерывнолитой заготовки составляет
97,5...98,5% от массы жидкого металла, не превышают 25 кг/т жидкой
184
стали. Основной статьей потерь металлошихты является так называемый
«угар» общий, составляющий в различных условиях 50... 150 кг и более на
тонну годной стали.
Аналитически «угар» общий может быть выражен следующими ба-
лансовыми уравнениями:
^У.О ^МШ Ч Чэ.М ^З.Ш
Му.о = Мф +
где Муо, Ммш, Мт, Мб, Мом, Мзш М3 — соответственно массы «угара»
общего, металлошихты, годного металла, брака, отходов металлических
(включая окалину), загрязнений металлошихты и потерь при транспорти-
ровке и загрузке, т; и Мх — физический и химический «угар».
Приведя эти показатели к 1 т годного металла, получим (т/т):
ту.о ~ тмш ' w6 WO.M W3.III тз’
ту.о = тф +тх’
где Иф и /их - потери металла с физическим и химическим «угаром»,
тф = тб.д + тв + wbh + тк.ш + W3.m + тз >
™х = /Иц + + Whu,
где /ябд, тъ, твн, ткш, /изм, т3 — соответственно удельные потери ме-
талла с бурым дымом, выбросами, выносом (брызгоуносом), корольками
металла в шлаке, а также загрязнения металлошихты и потери при заг-
рузке; тц, тн, тт — целесообразный (удаление вредных и избыточных
примесей), неизбежный (термодинамически обусловленный) и нецелесо-
образный (остальные виды потерь, связанные с окислением элементов)
химический «угар».
Бурый дым, механизм его образования и направления снижения дымо-
выделения. В металлургических процессах возможно образование трех ти-
пов аэрозолей (пыль, дым и туман), но для сталеплавильных процессов
наибольший вред приносит образование дыма (или бурого дыма) вслед-
ствие значительных потерь металла, загрязнения атмосферы в цехе и при-
легающих районах, из-за чего требуется сооружение капитале- и энерго-
емких устройств для очистки газов. Потери металла с дымом составляют
приблизительно 1...2% от массы металлошихты. Основными механизмами
образования дыма большинство исследователей считают испарение желе-
185
ГЛАВА 7
за, либо его оксидов в высокотемпературных зонах, особенно усиливаю-
щиеся в период интенсивного обезуглероживания. Помимо железа, испа-
ряются и участвуют в формировании дыма также и другие содержащиеся
в ванне элементы, в том числе тяжелые цветные металлы. Следует выде-
лить две основные стадии, протекающие непосредственно в сталеплавиль-
ном агрегате: дымообразование и осаждение (фильтрация) образовавших-
ся аэрозолей. Именно снижение дымообразования и усиление фильтра-
ции проходящих через ванну конвертерных газов следует признать
наиболее рациональными способами уменьшения вредного влияния буро-
го дыма на экологические и экономические показатели.
Балансовое уравнение можно представить в виде (т/т):
тб.д = '«д.о - %.д>
где /ябд, /ядо, тод — соответственно потери бурым дымом, масса дымо-
образования и масса осажденного дыма.
Все факторы, способствующие снижению температуры в реакционной
зоне (усиление циркуляции металла, дополнительное перемешивание ме-
талла инертным газом или вращением самого агрегата, перемещение фур-
мы по поверхности ванны, применение пульсирующего дутья, охлаждения
реакционной зоны путем введения в нее извести, железной руды, водя-
ного пара, углекислого газа и других реагентов), уменьшают дымообразо-
вание. Значительная часть аэрозольных частиц, из которых формируется
дым, может быть уловлена в самом агрегате (осаждение дыма) путем ран-
него наведения жидкоподвижного вспененного шлака, рассредоточения
выделяющихся газов по сечению ванны, ликвидации прорывов из подфур-
менной зоны крупных газовых образований при верхней продувке, а так-
же укрупнения самих аэрозолей, например, путем акустического воздей-
ствия на поток отходящих газов или применения газодинамической за-
щиты реакционной зоны [7].
Выбросы и вынос (брызгоунос), методы их уменьшения. Потери металла
с выбросами и выносами в конвертерных цехах обычно оценивают в 2...5%
от массы металлошихты; они приводят к заметалливанию оборудования
(конвертер, кислородная фурма, газоотводящий тракт) и транспортных
путей для передачи стали и шлака и снижению производительности агре-
гатов, создают затруднения в ведении технологического процесса и конт-
роля плавки, представляют опасность и ухудшают условия труда.
Выбросы представляют собой периодические, чаще всего толчкообраз-
ные, переливы вспененной металлогазошлаковой эмульсии через срез гор-
ловины конвертера. Основной причиной возникновения выбросов являет-
ся превышение некоторой предельно допустимой мощности перемешива-
186
a
ния ванны воздействующими на нее газами [8,9]. В общем виде это мо-
жет быть выражено следующим образом:
А1 а1^1 + а2^2 + °3^3’
где £п, Д, Е2, Еу — соответственно предельная мощность перемешивания
ванны, при которой начинаются первые незначительные выбросы; мощ-
ность перемешивания ванны за счет кинетической энергии вводимых в
ванну газов; потенциальной энергии образующихся пузырей СО, потен-
циальной энергии эмульгированных в ванне, преимущественно в шлако-
вой фазе, пузырей СО; а}, а2, а3 — соответствующие феноменологические
коэффициенты.
Величина Е} значительно меньше величины Е2; величина Е3 оказыва-
ет заметное влияние на формирование выбросов лишь в случае образо-
вания устойчивой шлаковой пены. Своевременное уменьшение расхода
кислорода и связанное с этим снижение скорости обезуглероживания, как
правило, способствует и предупреждает появление выбросов, однако при
этом увеличивается продолжительность продувки. Поэтому более перспек-
тивным является организация технологического режима, обеспечивающе-
го более равномерное выгорание углерода по ходу плавки (переход к
комбинированному дутью, повышение температуры заливаемого чугуна
при снижении содержания в нем кремния и марганца, рассредоточен-
ная присадка сыпучих по ходу плавки и другие мероприятия). Также эф-
фективным является применение лома, предварительно подогретого от-
ходящими газами и непрерывная его загрузка непосредственно в про-
цессе продувки ванны.
На формирование выбросов значительное влияние оказывает неравно-
мерность распределения восходящих газовых потоков по сечению конвер-
тера, приводящая к неравномерности высоты подъема (волн) металлога-
зошлаковой эмульсии в различных участках ванны. Наиболее радикаль-
ным способом снижения неравномерности выделения газов по сечению
ванны является рассредоточение подачи дутья (увеличение количества
донных фурм при одновременном уменьшении их диаметра при подводе
дутья снизу, применение многосопловых фурм при верхней продувке).
Конструкции фурм, днища конвертера и режим продувки должны способ-
ствовать предупреждению слияния струй, подаваемых через отдельные
сопла и фурмы, в общий поток.
В отличие от выбросов, возникающих периодически, вынос (брызгоу-
нос) различной интенсивности существует практически в течение всей
продувки и представляет собой капли металла, шлака, частицы извести и
других сыпучих, выносимых из конвертера газовым потоком.
187
Исследованиями установлено, что происходит интенсивное дробление
металла на капли в зоне воздействия газового потока на ванну и вынос
образовавшихся капель в свободную полость конвертера и за пределы
последнего.
Для кислородного конвертера емкостью 130 т максимальный размер
выносимых из рабочего пространства капель составляет при интенсивно-
сти продувки 3 и 10 м3/(т*мин) соответственно 0,4 и 1,08 мм [10].
Для уменьшения брызгоуноса целесообразно обеспечить: раннее шла-
кообразование (в том числе путем оставления части шлака в конвертере);
равномерное распределение отходящих газов по сечению конвертера; до-
статочную высоту рабочего пространства и широкую горловину конверте-
ра; применять, как и для уменьшения дымовыделения, продувку с исполь-
зованием газодинамической защиты [7].
Потери металла с корольками в шлаке. Содержание частиц металла —
корольков в шлаке различных сталеплавильных процессов колеблется в
пределах 0,5...5% от массы шлака в кипящей мартеновской ванне, 20...30%
в двухванной печи и 35...40% в кислородном конвертере в периоды наи-
более интенсивного окисления углерода [10,11]. Диаметр корольков в раз-
личных агрегатахсй в различные периоды плавки также различен (от 0,01
до 3 мм и более).
Создавая огромную поверхность раздела шлак — металл и газ — ме-
талл, корольки играют большую роль в процессах интенсификации мас-
со- и теплообмена, в том числе рафинировании металла от примесей.
Однако при этом создаются предпосылки для увеличения потерь металла,
которые приближенно оцениваются в 0,3...3% от массы металлошихты для
различных сталеплавильных процессов.
Очевидно, что увеличение массы шлака и времени пребывания король-
ков в шлаке приводит к повышению потерь металла. Поэтому примене-
ние малошлаковых технологий является одним из перспективных направ-
лений снижения расхода металлошихты. При удалении шлака потери
металла с корольками возрастают с увеличением плотности шлака и осо-
бенно его вязкости. Обеспечение низкой вязкости шлака в период его
удаления путем регулирования состава и температурного режима плавки
является важной предпосылкой снижения потерь металла. Снижению со-
держания корольков в шлаке способствует также повышение межфазного
натяжения на границе шлак — металл, приводящее к уменьшению адге-
зии капель и шлака.
Большое влияние на величину потерь металла с корольками оказыва-
ют флотация капель металла пузырьками СО и кажущееся уменьшение
плотности металлических капель вследствие развития в них процессов
объемного газообразования (выделение СО).
188
Технологический режим плавок и конструкция агрегатов должны пре-
дупреждать интенсивное шлакоудаление при высоком содержании король-
ков в шлаке (исключение выбросов шлака, работа с использованием ма-
лошлаковой технологии и без удаления первичного шлака, в том числе в
дуговых электросталеплавильных и двухванных печах, выдержка металла в
конвертере перед выпуском и др.).
Особенно важное значение имеет ограничение потерь металла с король-
ками при выплавке высоколегированных и легированных сталей, содер-
жащих ценные легирующие компоненты (никель, молибден, медь, ниобий,
вольфрам и др.).
Потери, обусловленные загрязнением металлошихты. Основным загряз-
нителем жидкого чугуна является доменный и формируемый на его ос-
нове миксерный шлак. Количество доменного шлака, попадающего в про-
цессе выпуска чугуна в чугуновозный ковш, составляет по разным оцен-
кам 0,5...3% и более от массы жидкого чугуна. Одним из факторов,
ограничивающих достаточно полное удаление миксерного шлака путем его
скачивания, являются потери чугуна, достигающие 0,5...1%. Проблема
предупреждения попадания миксерного шлака в сталеплавильный агрегат
приобретает особую актуальность при организации внедоменной десуль-
фурации чугуна.
Загрязнение лома можно разделить на неорганические неметаллические
загрязнения (песок, пыль и т.д.), органические загрязнения (пластмасса,
резина, органические защитные покрытия, смазки и т.п.), а также окали-
на и ржавчина. Наличие этих загрязнителей обычно не учитывается при
шихтовке плавки и не оценивается в достаточной мере с точки зрения
экологической опасности при переделе. Поэтому возрастает актуальность
решения таких проблем, как организация сбора, хранение и подготовка
металлолома к плавке. В связи с этим следует считать прогрессивной
тенденцию к замене пакетирования, как основной формы подготовки
легковесного лома, фрагментированием (дроблением, резкой). Подготовка
лома требует значительных затрат, однако они окупаются за счет повы-
шения качества лома, получения отходов цветных металлов, снижения
опасности загрязнения окружающей среды высокотоксичными выбросами.
Потери при загрузке связаны с разбрызгиванием чугуна при его за-
ливке в агрегат и с потерей лома при его транспортировке и завалке
мульдами в мартеновские и двухванные печи. После окончания завалки
этот лом с рабочей площадки вместе с мусором обычно сталкивают в
шлаковую чашу. Оценочная величина этих потерь может достигать
0,2...0,5% от массы загружаемого лома, а их сокращение обеспечивается
более тщательной подготовкой металлолома и его загрузкой в мульды в
шихтовом отделении.
189
«Угар» химический. Как было сказано выше, этот угар включает в себя
целесообразный, неизбежный и нецелесообразный. Удаление из металла
избыточного содержания углерода, кремния, марганца, хрома и других
элементов, а также фосфора и серы можно отнести к целесообразному
«угару». Сталеплавильные процессы, использующие в качестве основной
части металлошихты чугун, как правило, будут иметь большую величину
целесообразного «угара» по сравнению с переплавными процессами,
Неизбежный «угар» обусловлен тем, что при решении различных тех-
нологических задач в разные периоды плавки возникают термодинамичес-
кие предпосылки для окисления элементов, в том числе и полезных,
которые потом нужно будет вводить в металл с раскислителями и легиру-
ющими. Для уменьшения неизбежного «угара» нужно изменить термоди-
намические условия проведения процесса.
Целесообразный и нецелесообразный «угар» можно проиллюстриро-
вать на примере окисления железа. Окисление некоторого количества
железа в шлак можно считать целесообразным для наведения окислитель-
ного шлака, обеспечивающего термодинамические предпосылки для про-
ведения процесса дефосфорации. Окисление дополнительного количества
железа следует рассматривать как нецелесообразный «угар».
Для уменьшения нецелесообразного «угара» необходимо создать кине-
тические ограничения попадания в систему избыточного кислорода, уси-
лением перемешивания ванны и оптимизацией шлакового режима прибли-
зить систему шлак — металл к равновесию, „что означает снижение по-
терь в шлак железа и других элементов, например, марганца. В реальных
условиях эта проблема решается, например, путем замены продувки сверху
комбинированной продувкой.
Стремление уменьшить потери с химическим «угаром» находит отра-
жение в таких тенденциях совершенствования металлургии, в том числе
и сталеплавильного передела, как преимущественное развитие в последние
годы электросталеплавильного производства (прежде всего на мини-заво-
дах), ориентация на получение чугуна с низким содержанием фосфора,
кремния, марганца, развитие внеагрегатной обработки чугуна, одношлако-
вые технологии, в том числе в их малошлаковой модификации в стале-
плавильных процессах и т. п.
Если говорить о снижении расходов металошихты в абсолютном нату-
ральном выражении , то следует иметь в виду прежде всего уменьшение
расхода чугуна, так как именно чугун составляет основную часть метал-
лошихты в конвертерах, мартеновских и двухванных печах и вносит ос-
новную массу избыточных и вредных элементов, удаление которых связа-
но с увеличением «угара». Однако если оценить удельную эффективность
снижения расхода различных компонентов металлошихты, на первый план
190
при выплавке легированных сталей выступает проблема экономии ферро-
сплавов и легированного металлолома, особенно содержащего такие цен-
ные легирующие элементы, как никель, молибден, ниобий, медь, вольф-
рам, ванадий и др.
Мероприятия по снижению «угара» раскислителей и легирующих дол-
жны создавать продуманную и эффективно действующую систему сбора,
идентификации, хранения, подготовки и переработки легированных отхо-
дов, рационального использования различных видов раскислителей, сни-
жения потерь с физическим и химическим «угаром», а также с отходами
и браком, формирование рациональной технологической схемы производ-
ства, включая метод введения ферросплавов, внепечную обработку, непре-
рывную разливку стали, в том числе высоколегированной.
Важнейшим принципом, последовательное применение которого может
способствовать значительному снижению расхода окисляемых раскислите-
лей и легирующих, является работа «на нижний марочный предел», т.е.
на получение в металле минимально допустимого содержания данного
элемента. Устойчивая работа «на нижний предел» возможна при отлажен-
ной технологии, наличии надежных средств контроля параметров процес-
са, а также квалифицированного и мотивированного к такому способу
рабочего персонала. Кроме того, технологическая схема и оборудование,
включая системы контроля и управления, должны обеспечивать возмож-
ность экспрессного анализа и корректировки химического состава метал-
ла, в первую очередь по легко окисляемым элементам, на нескольких
последовательных стадиях (установка внепечной обработки, промежуточ-
ный ковш и кристаллизатор МНРС).
1. СОСТОЯНИЕ, ПРОБЛЕМЫ, ПУТИ РЕШЕНИЯ
Кислородно-конвертерный процесс был впервые реализован в
промышленном варианте в 1952 г. и в течение последующих десятилетий
получил интенсивное развитие и быстро вытеснил мартеновский процесс
практически во всех промышленно развитых странах.
Приоритетное развитие процесса объясняется прежде всего его суще-
ственными технико-экономическими преимуществами в сравнении с дру-
гими сталеплавильными процессами:
— высокой производительностью кислородных конвертеров (до 450 т/ч)
и мощностью современных конвертерных цехов до 6...8 млн. т стали в
год;
— высокой технологической гибкостью процесса, т. е. возможностью
переработки различных шихтовых материалов и прежде всего чугунов
различного химического состава;
— возможностью производства сталей широкого сортамента — от угле-
родистых обыкновенного качества до качественных, низко- и среднелеги-
рованных;
— простотой конструкции агрегатов, низким расходом огнеупорных
материалов, относительно невысокой трудоемкостью ремонтов при высо-
кой стойкости огнеупорной футеровки;
— возможностью внедрения систем отвода конвертерных газов без до-
жигания (снижение капитальных затрат, увеличение интенсивности про-
дувки ванны кислородом и использование отводимого СО в качестве вто-
ричного энергоносителя);
— эффективное управление процессом и обеспечение выпуска металла
с минимальным количеством корректировок температуры и химического
состава при работе на стабильной металлошихте.
Однако кислородно-конвертерный процесс не лишен и целого ряда не-
достатков, часть из которых устранялась в процессе эксплуатации, влия-
ние других, наоборот, усиливалось. Недостатками кислородно-конвертер-
ного процесса являются:
— вдувание большего количества газообразного кислорода от 2,5 до
4,5 м3/(т-мин) в достаточно ограниченный объем металла, что приводит
к целому ряду нежелательных последствий — переокислению и перегре-
ву металла в реакционной зоне и, как следствие, к интенсивному испа-
рению железа и необходимости сооружения дорогостоящих систем газо-
очистки;
— ограничения по количеству перерабатываемого лома в конвертерном
процессе вследствие его аутотермичности и напряженности теплового ба-
ланса процесса;
— достаточно высокая ресурсо- и особенно энергоемкость процесса, в
ряде случаев превосходящая другие процессы;
7 — 1473
193
СТАЛЬ НА ЕЖЕ СТОЛЕТИЙ
ГЛАВА 8
— определенные трудности при выплавке углеродистых сталей (рельсо-
вая, металлокорд, инструментальные и др.) из-за недостатка тепла и труд-
ности остановки продувки при высоком содержании углерода;
— трудность удаления серы по ходу процесса.
Кислородно-конвертерный процесс в настоящее время является основ-
ным способом производства стали. В 1998 г. из общего объема произве-
денной в мире стали (774,1 т) кислородно-конвертерным процессом было
выплавлено 475,0 млн. т или 61,2%.
В странах СНГ кислородно-конвертерным способом в 16 конвертерных
цехах было произведено 55,5 млн. т.
Конвертерное производство стали в России представлено восьмью кон-
вертерными цехами с 22 конвертерами емкостью 10х(300...350) т и
13x160 т, обшей мощностью 35 млн. т [1]. В 1998 г. в России было вып-
лавлено 26,1 млн. т конвертерной стали, что составило 74,5% от имею-
щихся мощностей. Основные кислородно-конвертерные агрегаты распола-
гаются на комбинатах: ОАО НЛМК — цех № 1 - 3x160 т, цех № 2 —
2x300 т; ОАО «Северсталь» — 3x350 т; ОАО ЗСМК — цех № 1 — 3x160 т,
цех № 2 — 2x300 т; ОАО ММК — 2x350 т; ОАО «Мечел» — 3x160 т; ОАО
НТМК - 4x160 т.
В Украине действуют 6 конвертерных цехов, в составе которых нахо-
дится 19 конвертеров. За период с 1990 по 1995 гг. в Украине произошло
резкое снижение производства стали — конвертерной на 55,2%, мартенов-
ской на 58%. В этот период отмечали не только спад производства, но и
заметное ухудшение основных показателей работы конвертеров. Так, дли-
тельность плавки в среднем увеличилась с 44,5 мин до 52,9 мин, расход
металлошихты с 1139,4 кг/т до 1146,9 кг/т, расход чугуна с 832,6 кг/т до
877,5 кг/т, что характерно и для работы конвертеров в России. Это ниже
показателей лучших зарубежных цехов [2].
Отличительной особенностью развития сталеплавильного, и в частности
конвертерного, производства в России в последние годы является достаточ-
но низкий уровень выплавки качественных легированных марок (от 20,9 до
58,6% по отдельным комбинатам) и соответственно большой объем произ-
водства углеродистого металла обыкновенного качества, что определяется,
прежде всего, потребностями внутреннего и особенно внешнего рынка [1].
Существующая на мировом рынке стали жесткая конкуренция с необ-
ходимостью требует повышения конкурентоспособности отечественного
металла и прежде всего таких видов, как холоднокатаный низкоуглероди-
стый листовой прокат марки 08Ю высоких категорий вытяжки и качества
поверхности, разработка новой стали типа IF с высокими параметрами
пластичности и прочности, а также импортозамещающих малоперлитных
трубных сталей для магистральных трубопроводов.
194
КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНЫЙ ПРОЦЕСС
В настоящее время в конвертерном производстве России наибольшее
развитие получила следующая схема производства:
— использование низкомарганцевого чугуна с относительно небольшим
содержанием кремния, что позволяет снизить расход кокса в доменном
процессе и обеспечивает работу доменных печей без расхода марганце-
вых руд;
— внепечная обработка чугуна с целью десульфурации, а в ряде случаев
обескремнивания и дефосфорации и работа по малошлаковой технологии;
— рафинирование жидкого металла в кислородном конвертере с полу-
чением полупродукта с последующей внепечной обработкой его в агрега-
тах комплексной обработки (АКОС) с доведением металла до заданного
химического состава в узких пределах его колебаний и нагревом металла
до необходимой температуры;
— разливка металла на МНРС с развитием тонкослябовой технологии.
При подобной технологической схеме кислородно-конвертерный процесс
способен производить широкий сортамент высококачественных легирован-
ных, низко- и экономнолегированных сталей ответственного назначения с
обеспечением их конкурентоспособности на мировом рынке металлов.
Основными проблемами в кислородно-конвертерном производстве, тре-
бующими решения, являются следующие:
— снижение материалоемкости производства путем уменьшения расхо-
да шихтовых материалов, рециклинга отходов собственного и смежных
металлургических производств (доменного, прокатного и пр.);
— использование принципов жидкофазного восстановления железо- и
марганецсодержащих материалов и прямого легирования стали с целью
повышения выхода жидкого и увеличения содержания марганца при ра-
боте на низкомарганцевых чугунах;
— понижение энергоемкости производства, прежде всего путем сниже-
ния расхода чугуна как наиболее энергоемкого материала, замены его на
альтернативные органические энергоносители и повышения теплового
к.п.д. процесса;
— повышение качества стали — механических и служебных ее свойств
за счет сужения пределов изменения химического состава, понижения
содержания серы, фосфора, газов, сульфидных и оксидных неметалличес-
ких включений, разработки оптимальных режимов прокатки и термообра-
ботки, прокатки металла в двухфазной области;
— разработки технологических и конструктивных вариантов, обеспечи-
вающих снижение экологической нагрузки на окружающую среду и ре-
циклинг СО;
— развитие новых методов расчета и конструирования дутьевых уст-
ройств, развитие конвертерных процессов с комбинированной продувкой.
7*
195
2. МОДЕЛИ КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНОЙ ПЛАВКИ
Решение проблем кислородно-конвертерного производства, в том
числе его управления, должно базироваться на понимании сущности и за-
кономерностей физико-химических процессов, происходящих в сложной
многофазной системе. Ниже кратко излагается одна из возможных ее мо-
делей.
В кислородном конвертере (в зависимости от периода плавки) можно
выделить более или менее ярко выраженные характерные зоны (рис. 8.1):
реакционную зону (РЗ), которая в свою очередь подразделяется на пер-
вичную реакционную зону (ПРЗ) и вторичную реакционную зону (ВРЗ),
основную часть ванны (ОЧВ) и шлак (Ш) или шлако-газо-металлическую
эмульсию (ШГМЭ). При продувке кислородом сверху в период плавле-
ния ванну условно можно разделить на две части — верхнюю и нижнюю,
которые разделены термоконвективным фронтом (ТКФ). Над ТКФ имеет
место интенсивное движение расплава, а под ТКФ ванна почти непод-
вижна, и на ТКФ обнаруживается скачок температуры и концентраций
примесей. Условия протекания физико-химических и теплообменных про-
цессов и скорости последних в различных зонах конвертерной ванны
Рис. 8.1. Схема характерных зон:
I — РЗ, II — ВЧВ, III — НЧВ, IV — ШГМЭ; V — газовая фаза; / — лом, 2 — твердый
чугун, 3 — термоконвективный фронт (ТКФ); а—г — периоды плавки
196
*—---../Ж Л '’» * u Xx „ w Я54, V* 3 T*« —.*£ л ^* •* v » -*»^J
могут различаться на несколько порядков. Это диктует целесообразность
раздельного расчета процессов в этих зонах с учетом обмена между ними
количеством движения, массой и теплотой. Ниже дается характеристика
наиболее ярко выраженных зон конвертерной ванны [3].
Реакционная зона. Первичная реакционная зона представляет собой двух-
фазную область, содержащую в газовой фазе жидкую — мелкие капли,
которые окисляются кислородом газовой фазы. Количество расплава в ПРЗ,
приходящееся на единицу вдуваемого кислорода, больше стехиометричес-
кого. Кислород оксидов железа переносится из первичной зоны во вторич-
ную, где участвует в реакциях рафинирования расплава. Вторичная реакци-
онная зона образуется в результате взаимодействия оксидов железа и газо-
вой фазы ПРЗ с поступающим во ВРЗ расплавом из ванны. Вследствие
большой кинетической энергии струй дутья (> 90% кинетической энергии
дутьевых струй диссипируется в зоне продувки) и протекающего с высокой
скоростью вторичного газовыделения и наличия в ВРЗ огромной постоян-
ной обновляющейся межфазной поверхности, создаются все необходимые
условия для быстрого и полного протекания гетерогенных реакций, в час-
тности реакции окисления углерода. Можно утверждать, что с достаточной
для технических расчетов степенью точности, РЗ может рассматриваться как
область идеального смешения, в которой собственно химические реакции
не лимитируют процесс окисления. Следовательно, на выходе из РЗ дости-
гается состояние, близкое к равновесному, и состав продуктов реакции на
выходе из РЗ может быть рассчитан на основе законов химической термо-
динамики. При расчетах рафинирования металла в РЗ последнюю целесо-
образно рассматривать в целом, не разделяя на первичную и вторичную.
Верхняя часть ванны и термоконвективный фронт. До начала продувки
ванна практически неподвижна. В начале продувки кислородом сверху под
механическим воздействием струи начинается перемешивание ванны и
нагрев ее выделяющимся при окислительных реакциях теплом. При этом
формируется ВЧВ и возникает четко выраженная, близкая к горизонталь-
ной, граница, отделяющая вторичную и неподвижную части ванны —
термоконвективный фронт. Первоначально граница между ВЧВ и НЧВ
определяется глубиной погружения продувочных струй в ванну (длиной
РЗ). Затем, после расплавления и «оседания» лома в верхней части ванны
и прогрева последней, ТКФ перемещается в направлении к днищу, изме-
няя соотношение объемов ВЧВ и НЧВ. Скорость движения ТКФ опреде-
ляется в основном перепадом температур между указанными частями ван-
ны и величиной теплового потока, передаваемого от РЗ к ТКФ.
Температура и состав ВЧВ определяются расходом кислорода, ско-
ростью продвижения ТКФ (при движении фронта происходит постепен-
ное поступление в ВЧВ расплава из НЧВ) и другими факторами. Описа-
197
CJAJS? tlA РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 8
ние процессов, протекающих в ВЧВ, включает три основные задачи: рас-
чет изменения температуры расплава ВЧВ и концентраций примесей в нем
в результате протекания реакций рафинирования, плавления твердой фазы,
движения ТКФ и вводимых по ходу плавки добавок в ванну, а также рас-
чет перемешивания (поля циркуляции) в ВЧВ. Таким образом, зная по-
ток расплава в единицу времени, скорости окисления примесей в РЗ, ско-
рость плавления лома в ВЧВ и скорость перемещения ТКФ, можно рас-
считать температуру и состав расплава в ВЧВ.
Нижняя часть ванны. В нижней части ванны сосредоточена основная
часть лома, застывший на его кусках чугун, неперегретый и слабо перегре-
тый жидкий чугун. Конвекции расплава здесь практически не происходит,
все процессы заторможены, и имеет место выравнивание температуры
вследствие теплопроводности. По ходу плавки в результате продвижения
ТКФ сверху объем НЧВ уменьшается. Момент достижения ТКФ дна ван-
ны совпадает с моментом полного расплавления лома. Если ВЧВ в первом
приближении можно рассчитать, пользуясь понятием идеального смешения,
то применение его к ванне в целом неправомерно. Процессы, связанные с
перемещением ТКФ и уменьшением НЧВ, подобны процессам, протекаю-
щим в реакторе идеального вытеснения, так как прошедшие при переме-
щении ТКФ порции металла в ВЧВ из НЧВ не возвращаются в последнюю.
При этом продолжительность обновления этого условного реактора равна
продолжительности перемещения ТКФ до дна ванны. Из указанного сле-
дует, что хотя применение теории, как реактора идеального смешения, так
и реактора идеального вытеснения к конвертерной ванне в целом неправо-
мерно, отдельные части ванны с определенным приближением могут быть
рассчитаны на основе указанных приемов. Поскольку все физико-химичес-
кие процессы, связанные с протеканием реакций окисления расплава кис-
лородом дутья, осуществляются только в ВЧВ, температура и состав ВЧВ
и НЧВ по ходу плавки могут существенно различаться. Так в [4] отмеча-
ется, что по ходу продувки в 100-т конвертере наблюдаются существенные
перепады температур (до 200 °C) и концентраций углерода [до 1% (масс.)
и более] между верхними и нижними слоями расплава в ванне при отно-
сительно равномерном радиальном распределении. Максимальное отличие
наблюдается через 25...50% общей продолжительности продувки, что хоро-
шо согласуется с временем прохождения ТКФ соответствующих горизон-
тов ванны. Во второй половине продувки этот градиент исчезает вслед-
ствие хорошего перемешивания, так как уменьшается и исчезает НЧВ.
Ниже рассмотрены особенности технологических процессов в основные
периоды плавки.
В начальный период плавки (допродувочный период, период заливки
чугуна) формируются начальные условия дальнейшего ее хода. При залив-
198
Knaiopojuio-KOHiiEPTEPiJbifi процесс
..........................;.....;.....
ке перегретого чугуна на относительно холодный лом происходит «намо-
раживание» чугуна на кусках металлолома и быстрое снижение перегрева
жидкой части. Температура жидкого чугуна и средняя энтальпия металли-
ческой массы в конце рассматриваемого периода существенно влияют на
ход плавки в начальный период продувки и зависят в основном от тем-
пературы заливаемого чугуна и лома (в случае его подогрева), температу-
ры футеровки, а также доли лома в металлошихте и продолжительности
допродувочного периода. На температуру жидкой части ванны вид лома
влияет в основном через величину межфазной поверхности (чем больше
эта поверхность, тем ниже температуры расплава).
Снижение температуры чугуна к началу продувки составляет
20...60 °C при использовании в завалку тяжеловесного и 130...200 °C —
легковесного неподогретого предварительно лома.
В начальный период продувки «зажигается» плавка, происходит образова-
ние первичного шлака, формируется ТКФ, устанавливается циркуляция, и
плавится лом в ВЧВ. Это самый сложный период плавки, характеризую-
щийся случайным расположением лома (особенно при завалке пакетов) и
неопределенностью массы последнего в ВЧВ. Продувка ванны кислородом
начинается, когда на большей части лома имеется намерзший чугун. Более
того, в начале продувки при некоторых условиях еще возможно дальней-
шее затвердевание чугуна. Все это затрудняет расчет температуры и кон-
центрации примесей в ВЧВ в результате расплавления лома. Часть образу-
ющихся оксидов железа в этот период продувки может не восстанавливать-
ся во ВРЗ (при низкой температуре ванны, например, при использовании
легковесного лома, или неустановившейся циркуляции расплава в ВЧВ),
выноситься из нее и накапливаться в шлаке. В дальнейшем (в период
преимущественного окисления углерода) кислород этих оксидов может рас-
ходоваться на окисление примесей расплава в ВЧВ. Эти процессы также
трудно поддаются точному расчету, поэтому в конце рассматриваемого пе-
риода желательно иметь максимально возможную информацию о составе
расплава, его температуре, или о составе и температуре газов, покидаю-
щих конвертер, и по этим данным в дальнейшем корректировать расчет.
Период преимущественного обезуглероживания расплава и конечный пери-
од продувки. Скорость окисления углерода в РЗ ССрз на порядок выше,
чем отнесенная ко всей массе металла в ванне. Начиная с периода ин-
тенсивного окисления углерода, т.е. после окисления основной массы
кремния и достижения определенной температуры расплава в ВЧВ, ИСрз
колеблется вблизи постоянного значения (при постоянном расходе дутья)
до достижения критической концентрации углерода, соответствующей сте-
хиометрическому равенству поступающих в РЗ потоков углерода и окис-
лителя. При концентрациях углерода выше «критических» создаются ус-
199
ловия для полного использования кислорода в РЗ (вплоть до равновесно-
го остатка), а углерод окисляется в стехиометрическом соотношении к
прореагировавшему кислороду, остальная часть углерода покидает РЗ вме-
сте с циркулирующим через нее расплавом и вновь возвращается в ВЧВ,
После достижения «критической» концентрации углерода Р^рз снижает-
ся, начинается конечный период продувки. Этот период отличается от
предыдущего тем, что в РЗ углерода поступает меньше, чем кислорода.
Избыток кислорода (превышение над необходимым для окисления углеро-
да в РЗ) в виде растворенного в железе и оксидов последнего покидает РЗ
и смешивается с остальным расплавом (металлом и шлаком). Концентра-
ция углерода в выходящем из РЗ расплаве по мере продувки уменьшается,
а концентрация кислорода растет. Среди характерных моментов плавки
удобно выделить тот, при котором наступает насыщение выходящего из РЗ
расплава кислородом и выделение из него оксидной фазы. После этого
момента оксиды железа из реакционной зоны выносятся особенно интен-
сивно, наблюдается довольно резкий рост содержания FeO в шлаке. По
мере окисления углерода растут окисленность шлака и расплава, создаются
условия для одновременного окисления углерода на пузырях СО во всей
ванне. После накопления кислорода в расплаве (создания необходимого
избытка над равновесным содержанием) вся ванна вскипает. Изменение
ССоб в этот период продувки определяется соотношением скоростей окис-
ления углерода в РЗ и в ОЧВ, и в момент вскипания ванны может
даже несколько увеличиться по сравнению с докритической. Однако в свя-
зи с относительной кратковременностью процесса вскипания ванны и оп-
ределенной сложностью его описания, в первом приближении можно счи-
тать, что в конечный период продувки углерод окисляется преимуществен-
но в РЗ. При этом об снижается пропорционально снижению
концентрации С в ванне. Вследствие роста окисленности выходящего из РЗ
металла, концентрация кислорода в расплаве ванны возрастает, а в резуль-
тате окисления на пузырях монооксида углерода — уменьшается. Из-за пре-
обладания роли РЗ рост окисленности превышает ее понижение. При до-
стижении критической концентрации углерода (в расплаве ВЧВ), соответ-
ствующей окислению последнего, на межфазной поверхности пузырей
(0,04...0,08% С) раскислительный процесс резко замедляется, а при прибли-
жении к условиям равновесия (концентрация углерода равна 0,01...0,04%)
обезуглероживание на пузырях в ванне прекращается. Скорость РСрз при
этом продолжает уменьшаться, а скорость образования оксидов железа воз-
растает. После достижения концентрации углерода в металле ~ 0,1% вы-
рождается ВРЗ, а в ПРЗ в результате повышения температуры резко увели-
чивается скорость испарения железа и его оксидов. Теоретически крити-
ческую концентрацию углерода в конвертере или другом сталеплавильном
200
агрегате возможно получить в широких пределах, например от 1 до 0,01%
и менее. Чем меньше это значение, тем меньше окисленность стали, ниже
расход раскислителей и легирующих, выше качество выплавляемой стали.
Плавление лома. Весь процесс плавления лома в конвертерной ванне
можно разделить на три основных периода: затвердевание чугуна на кусках
лома в допродувочный период, плавление чугуна и лома в ВЧВ до начала
движения ТКФ и плавление лома по мере движения ТКФ. Основное отли-
чие третьего периода от первых двух заключается в характере движения
границы раздела фаз жидкость—твердое. Если в первый и второй периоды
происходит практически всестороннее омывание кусков лома (или лома с
намерзшим чугуном) расплавом, то в третий период в результате вертикаль-
ного продвижения ТКФ куски твердой фазы оплавляются преимуществен-
но только с одной стороны — сверху. Процесс плавления скрапа в этот
период подобен процессу плавления сверху монолитной плиты.
Такое представление о плавлении скрапа, связанное с особенностью
гидродинамики конвертерной ванны при верхней продувке, может в оп-
ределенной степени способствовать разрешению имеющихся в литературе
противоречий по механизму плавления лома в сталеплавильной ванне.
Основная доля металлолома (особенно при использовании пакетирован-
ного и тяжеловесного лома) плавится по мере продвижения ТКФ. Ско-
рость плавления (скорость движения ТКФ) зависит от средней энтальпии
массы лома и чугуна в НЧВ (под ТКФ). Чем меньше средняя энтальпия
в НЧВ, тем медленнее протекает плавление. При одинаковой средней
энтальпии на скорость плавления в этот период вид лома не влияет. По
существу механизм плавления лома и нагрев расплава под ТКФ одина-
ков. Скорость переноса тепла и углерода турбулентностью из ВЧВ к ТКФ
несопоставимо больше, чем скорости переноса теплопроводностью и осо-
бенно диффузией от ТКФ в глубь НЧВ. По этой причине тепло и угле-
род накапливаются в поверхностном слое НЧВ. Температура его быстро
растет и он пополняет ВЧВ. Одновременно накопление углерода в повер-
хностном слое лома понижает его температуру плавления.
Реализация модели. На основании изложенных выше представлений
разработана математическая модель процесса, реализованная при помощи
ЭВМ по явной конечно-разностной схеме [3]. Для упрощения расчетов
принимали ряд допущений.
1. В качестве кусков лома рассматривали параллелепипеды с линейны-
ми размерами 2х х 2у х Н, где Н — глубина ванны в спокойном состоянии.
2. Глубина внедрения кислородных струй в расплав — 0,8 Н.
3. Коэффициент усвоения кислорода дутья ванной 0,9 при верхней
продувке и 0,95 при донной продувке.
4. Расход кислорода постоянен по ходу продувки.
201
СШЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ'ГЛАВА 8
5. Содержание примесей в чугуне (Si и Мп) заменяли эквивалентным
по тепловому эффекту и расходованию кислорода количеством углерода.
6. Циркуляция в ВЧВ устанавливается сразу после начала продувки.
Моделировалась плавка в 350.,.400-т конвертере с верхней продувкой.
Сравнение данных работы конвертера с результатами расчетов показало,
что модель качественно правильно воспроизводит картину плавки, наблю-
дается также вполне удовлетворительное количественное совпадение рас-
четных и промышленных данных.
Удовлетворительные результаты были получены и при моделировании
плавки в 200.,.250-т донном конвертере при следующих начальных усло-
виях: интенсивность продувки Jo = 4 м3/(т-мин), доля лома 0,21, размер
кусков х = у = 0,01 (легковесный) и х = у = 0,1 (среднетяжелый лом).
Сравнение хода конвертерной плавки при донной продувке и верхнем
дутье показало существенное различие и подтвердило надежность представ-
ленной физико-химической и математической моделей. При донной про-
дувке ускоряется плавление лома, при этом сильно охлаждается жидкая
часть ванны, снижается ее перегрев, только к моменту окончания плавле-
ния лома в ВЧВ температура ее становится равной температуре заливае-
мого чугуна. Значительно позже заканчивается период преимущественно-
го окисления углерода в ВРЗ, а следовательно, донная продувка приводит
к меньшему угару и повышению выхода годного.
Как все качественные и количественные модели являются бьльшим или
меньшим приближением к реальным процессам, так и изложенные здесь
основные положения теории кислородно-конвертерной плавки не полностью
отражают реальный процесс, но, на наш взгляд, они, раскрывая основную
сущность последнего, открыты для углубления и совершенствования. Разра-
ботанная математическая модель дает возможность анализировать основные
стадии кислородно-конвертерной плавки, выявлять существенное взаимное
влияние различных характеристик процесса и может быть использована в
динамических системах контроля и управления ходом конвертерных плавок.
3. РАЗНОВИДНОСТИ СОВРЕМЕННЫХ
КИСЛОРОДНО-КОНВЕРТЕРНЫХ ПРОЦЕССОВ
Конвертерные процессы с комбинированной продувкой. Комбинированные
процессы подразделяются на две группы:
I. Процессы, в которых наряду с верхней продувкой кислородом про-
водят вдувание инертного газа снизу.
II. Процессы с верхней продувкой кислородом и одновременно про-
дувкой кислородом снизу в защитной среде.
202
КИС.1()Р()Д11О-КОПВЕРГГВР11ЬРЙ ПРОЦЕСС
В отдельную группу относят процессы, направленные на увеличение
доли лома в металлошихте и предусматривающие наряду с верхним и
донным дутьем введение в конвертер дополнительных теплоносителей в
виде порошкообразных или кусковых углеродсодержащих материалов и
других теплоносителей (нефть, природный газ).
С подачей кислорода сверху и инертного газа снизу. Процессы этой груп-
пы наиболее распространены, что объясняется менее жесткими условия-
ми эксплуатации донных устройств, меньшими затратами на переобору-
дование и эксплуатацию конвертеров. По этому варианту работают около
80% конвертеров комбинированного дутья.
Отличительной и важной особенностью комбинированных процессов
является, как уже отмечалось, интенсификация процессов перемешивания
ванны. При подаче через днище определенного количества инертного газа
сокращается время так называемого полного смешения, продолжительнос-
ти выравнивания состава и температуры ванны в объеме конвертера. По
этому показателю комбинированные процессы располагаются между про-
цессами с верхней и донной продувкой. Вдувание инертного газа в дон-
ную зону конвертера интенсифицирует процесс обезуглероживания путем
создания в этой зоне дополнительных очагов окисления углерода на пу-
зырях нейтрального газа.
Как уже отмечалось, основным перемешивающим газом в большинстве
вариантов комбинированных процессов I группы (ИГС — Inert Gas Stirring)
является инертный газ азот, как более дешевый. Аргон используется в
конце продувки для «промывки» ванны.
Фирмой «Кавасаки Сейтецу» (Япония) предложен эффективный спо-
соб глубокого обезуглероживания при комбинированном Q-BOP-процессе
или IOD (Inert Oxygen Dilution) (инертный, кислород, разбавление), сущ-
ность которого состоит в продувке через днище смесью кислорода и азо-
та (аргона) в соотношении 1:1. Вдувание инертного газа осуществляется
или через огнеупорные, пористые блоки или через специальные фурмы,
установленные в днище.
Наибольшее распространение в этой группе получил LBE-процесс, раз-
работанный фирмой APBED (Люксембург) и институтом IRSID (Франция).
Нижнюю продувку инертных газов осуществляют через пористые огне-
упорные блоки, а кислород для дожигания СО до СО2 подают сверху
через верхний ярус двухъярусной фурмы. Опыт работы 310- и 220-т кон-
вертеров LBE доказал увеличение выхода годного на 0,5...1%, снижение
расхода алюминия, а также кислорода на 1,2 м3/т.
Процесс LD-OTB (Oxygen Top and Bottom) разработан фирмой «Kobe
Steel» (Япония). Продувку инертным газом осуществляют через донные
фурмы с расходом 0,01...0,1 м3/(мин-т) (аргон или азот).
203
В России этот вариант комбинированного процесса представлен про-
цессом ЗСМК-ИЧМ, где кислород сверху подается через двухъярусную
фурму и нейтральный газ снизу через одноканальные фурмы. Примене-
ние двухъярусной, замененной позже на двухконтурную фурму, позволило
снизить расход жидкого чугуна с соответствующим увеличением расхода
лома в шихте на 35...40 кг/т.
ЧМК-процесс (ОАО «Северсталь») предусматривает комбинированную
продувку в 350-т переоборудованных LD-конвертерах. Выход жидкой ста-
ли при этом возрастает на 0,25...0,5%, расход чугуна снижается на 7... 10
кг/т, расход ферросплавов — на 5...8%, извести — на 4...5 кг/т [5].
Процесс с верхней и донной подачей кислорода сочетает верхнюю продув-
ку кислородом с донной подачей кислорода в оболочке эндотермического
вещества. Отличаются процессы этого типа соотношением количеств кис-
лорода, подаваемых сверху и снизу. Обычно доля донного дутья не пре-
вышает 30%.
Первым процессом этого типа в СССР был Ф-ИЧМ, разработанный в
1958 г. Кислород через днище подавался в оболочке природного газа. В
промышленном масштабе этот процесс был реализован как ИЧМ-ДМК и
предусматривал верхнюю и донную кислородную продувку с вводом до-
полнительного теплоносителя в 250-т конвертерах.
Одним из вариантов комбинированного процесса этого типа является
STB-процесс (Sumitomo Top and Bottom blowing process), разработанный
фирмой «Sumitomo Metals» (Япония). Первые агрегаты STB-процесса вме-
стимостью 250 т были установ-
лены в конвертерных цехах № 1
и № 2 фирмы Kashima Steel
Works. В качестве газов для
донной продувки использовали
N2, СО2, О2 и Аг. Отличитель-
ной особенностью STB-процесса
является большая интенсивность
перемешивания конвертерной
ванны. На рис. 8.2 представлено
сопоставление полного времени
Рис. 8.2. Соотношение времени пол-
ного перемешивания ванны и расхо-
да газа, подаваемого снизу:
1 — конвертер 2,5 т; 2 — 70 т;
3 - 160 т; 4 - 250 т
(заштрихованная область — количе-
ство кислорода в Q-BOP-процессе)
204
перемешивания для конвертеров STB различной вместимости и удельной
интенсивности донной продувки в сравнении с Q-BOP-процессом. Время
полного смешения STB-процесса для конвертеров 160 и 250 т не превы-
шает 60...65 с, в то время как для Q-BOP-процесса оно изменяется от 100
до 200 с. В результате достигается более низкое содержание углерода, по-
вышение выхода жидкого на 0,7% из-за снижения окисленности шлака,
понижения расхода ферросплавов для раскисления.
На рис. 8.3 приведена общая схема бездожиговой системы отвода кон-
вертерных газов STB-процесса, его регенерации и последующего исполь-
зования.
Впоследствии было предложено еще два варианта STB-процесса —
STB-P — с вдуванием извести через верхнюю фурму и SARP — бесшла-
ковый вариант процесса.
При STB-P-процессе в 160-т конвертере для хорошей дефосфорации
осуществляют ввод порошкообразной извести и плавикового шпата через
верхнюю фурму с расходом 1,2...2,8 кг/(мин-т) и донную продувку с
расходом 0,02...0,05 м3/(мин • т). Количество шлака в STB-конвертере
уменьшается до 50...80 кг/т и при особой технологии до 20 кг/т.
При процессе SARP (Sumito Slag All Recycle Process) чугун предвари-
тельно обескремнивают до 0,10% Si в чугуновозном ковше миксерного
типа путем ввода отходов агломерационного производства. Далее чугун
подвергают десульфурации и дефосфорации до 0,003% S и 0,010% Р с
помощью кальцинированной соды, вдуваемой в металл. Применяется про-
цесс SARP при выплавке дорогостоящих высоколегированных сталей.
Рис. 8.3. Система регенерации отходящих газов в STB-процессе:
1 — охлаждение и очистка СО, СО2, N2; 2 — пар; 3 — кислородная станция;
4 — дожигание СО до СО2 (СО + Н2О = СО2); 5 — башня абсорбции СО2 (К2СО3 +
+ СО2 + Н2О = 2КНСО3); 6 — башня регенерации СО2 (К2СО3 + СО2 + Н2О =
= 2КНСО3); 7 — устройство очистки водорода
205
СТАТЬ ПЛ РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 8
С увеличенным расходом лома в металлошихте. Особое место среди ком-
бинированных конвертерных процессов занимают процессы типа К-ОВМ,
К-ВОР, KMS, KS, обладающие большой гибкостью в отношении состава
металлошихты и ,прежде всего, позволяющие изменять соотношение жид-
кого чугуна и лома в шихте, доводя количество лома до 100%. Этот ва-
риант процесса реализуется при затруднениях с поставкой жидкого чугу-
на и при остановке ДП на ремонт.
Для повышения количества лома в металлошихте используются следу-
ющие технологические направления.
Предварительный подогрев лома. Проблема подогрева лома была решена
в конвертерах КМС, в которых используется верхняя и донная продувка.
Предварительный подогрев лома проводится так, чтобы устранить локаль-
ные «горячие» пятна за счет рассредоточения подвода тепла снизу, а окис-
ление лома свести к минимуму. Это достигается при условии, что при-
родный газ и воздух (или смесь кислорода и азота) вдувают через донные
фурмы в соотношении, меньшем стехиометрического. При этом несколь-
ко снижается тепловой к.п.д., но уменьшается степень окисления повер-
хности лома. В качестве теплоносителей используют топливо в твердом
(в виде кусковых и порошкообразных углеродных материалов), жидком
(мазут, дизельное топливо) или газообразном (природный газ и др.) со-
стояниях. Преимуществом обладает газообразное топливо, процесс горе-
ния которого легче регулировать, но расход его часто оказывается недо-
статочным для подогрева лома на оптимальную температуру.
Подогрев лома в конвертерах типа К-ОБМ и КМС более эффективен,
так как тепловой КПД при этом возрастает до 70% против 40% в LD-
конвертере за счет осуществления подачи факела снизу.
Нагрев лома осуществляют путем сжигания углеродсодержащих мате-
риалов — уголь, кокс, антрацит, которые загружают в конвертер вместе с
ломом. Сжигание твердого топлива, осуществляется после разогрева за счет
кислорода, подаваемого через верхнюю или донные фурмы. На нагретый
примерно до 700 °C лом сливают чугун и проводят процесс рафинирова-
ния. В результате промышленного опробования установлено, что увеличе-
ние расхода лома до 33% в металлошихте можно достигнуть при расходе
угля в количестве 16 кг/т и длительности прогрева лома в течение при-
мерно 8 мин. Недостатками этого способа являются: заметное увеличение
длительности плавки, увеличение содержания серы, переходящей из топ-
лива, неравномерность прогрева лома.
Дожигание СО отходящих конвертерных газов до СО2 в объеме конвер-
тера является наиболее предпочтительным способом повышения теплово-
го баланса процесса. Этот вариант не требует затрат энергоносителей и
является теплотехнически наиболее выгодным.
206
КЦСЛ0РОД110-КО11ВВРТВР11Ь1Й OlffiC
Следует учитывать существенную разницу в степени реализации процес-
са дожигания СО до СО2 при работе двухъярусной кислородной фурмы в
двух режимах — «незатопленном», т. е. при истечении кислородной струи в
«свободное пространство» и в «затопленном» режиме, когда уровень вспе-
ненной ванны находится выше уровня основных сопел кислородной фурмы.
Наиболее приемлемым местом для дожигания выделяющегося из ванны
СО является пространство над уровнем вспененной ванны. Однако это
связано с ограниченным временем пребывания СО в пространстве над
шлаком и, как следствие, неполным дожиганием СО до СО2, а также с
лимитированием процесса теплопередачи от факела к конвертерной ванне
через вспененный, т. е. низкотеплопроводный шлак и перегревом футеровки.
Для дожигания применяют двухъярусные или двухконтурные фурмы,
которые позволяют увеличивать долю лома в металлошихте на 5...8%.
Анализ выполненных работ показывает, что основные теплотехничес-
кие и технологические показатели этого способа конвертерного процесса
— коэффициенты дожигания СО до СО2 (ц^о) и полезного теплоисполь-
зования (Пкпд)’ скорое™ нагрева и обезуглероживания, стойкости футе-
ровки агрегата — зависят от параметров дутьевого режима (интенсивности
продувки, соотношения расхода кислорода на продувку и дожигание) и
конструктивных параметров двухъярусной фурмы (числа и диаметра со-
пел, угла их наклона, расстояния между соплами верхнего яруса и голов-
ки фурмы).
Введение дополнительных теплоносителей. В качестве дополнительных
теплоносителей использовали различные виды углей, кокс, карбиды крем-
ния и кальция, отходы, содержащие углерод, и др. Наиболее широко
использовали угли; эффективность их использования характеризовали от-
ношением снижения расхода чугуна к единице введенного топлива.
Присадка угля в кислородно-конвертерном процессе приводит к уве-
личению содержания серы, водорода и азота, что необходимо учитывать
при производстве металла ответственного назначения. Уголь подают в
конвертер в кусковом виде, а также в порошкообразном виде вдувают
через специальные фурмы. Стойкость наконечников фурм при этом за-
метно снижается из-за абразивного действия угольного порошка. Предель-
ный расход угля достигает 60 кг/т стали, при этом расход лома в метал-
лошихте достигал 45%.
На основе анализа состояния кислородно-конвертерного процесса в про-
мышленно развитых странах и СНГ можно сделать следующее заключение.
Кислородно-конвертерный процесс благодаря преимуществам и особен-
ностям на достаточно продолжительное время останется основным спосо-
бом производства стали за счет рафинирования жидкого чугуна на интег-
рированных металлургических комбинатах. Современный кислородно-кон-
207
вертерный комплекс включает: конвертер — агрегат комплексной обработ-
ки стали (АКОС) — МНРС.
Наметившийся в последние два десятилетия перевод классического
кислородно-конвертерного процесса в аллотермический режим тепловой
работы путем предварительного подогрева лома, дополнительного дожига-
ния СО до СО2 в отходящих газах с использованием двухъярусных и
двухконтурных фурм, введения дополнительных теплоносителей, получил
определенное теоретическое обоснование и развитие в сталеплавильном
производстве. Однако при эксплуатации агрегатов в этом режиме установ-
лен ряд существенных недостатков — относительно невысокий коэффи-
циент полезного теплоиспользования при дожигании СО до СО2, увели-
чение длительности операции при подогреве лома в конвертере, возмож-
ность введения ограниченного количества угля (до 60 кг/т максимально)
на плавку; при этом отмечается неравномерный ход операции, повышен-
ная газонасыщенность стали, невозможность получения низкосернистого,
качественного металла без дополнительной десульфурации. В результате
работа кислородных конвертеров в аллотермическом режиме не получила
широкого развития в России до настоящего времени.
Кислородно-конвертерные процессы с комбинированной продувкой
ускоряют протекание тепло- и массообменных процессов, способствуют
более равномерному ходу процесса, при этом снижается окисленность
металла и шлака и расход ферросплавов, повышается выход жидкого
металла. Наиболее широкое развитие получили комбинированные процес-
сы с подачей кислорода сверху и инертного газа снизу. В России этот
вариант процесса применяется на ОАО «Северсталь», ОАО «Запсиб», ОАО
НЛМК и др. Существуют, однако, определенные проблемы, связанные со
стойкостью донных фурм и блоков.
Для получения легированных сталей с низким содержанием фосфора
(< 0,006%) и минимальными потерями легирующих элементов в шлаке
получили развитие двухшлаковые (Европа, Россия, Украина) и малошла-
ковые (Япония) технологии конвертерных процессов. При малошлаковом
процессе возможно осуществлять прямое легирование стали соответству-
ющими оксидами, что приводит к экономии ферросплавов, снижению
расходов извести и кислорода, уменьшению потерь металла с корольками
в шлаке, увеличению выхода жидкого.
В качестве перспективного направления следует развивать работы по
жидкофазному восстановлению железо- и марганецсодержащих материалов
в конвертере.
В России, Украине, Казахстане отмечается резкое отставание в обору-
довании и использовании в технологии конвертерного передела современ-
ных методов контроля процесса — вспомогательными фурмами или «бом-
208
бовыми» методами с датчиками определения температуры и содержания
углерода, кислородными зондами, а также устройствами контроля косвен-
ных параметров плавки (шум, вибрация, светимость факела и т. д.).
Конвертерные цехи России и стран СНГ существенно уступают соот-
ветствующим цехам Европы, Японии и США по номенклатуре и количе-
ству оборудования для глубокого рафинирования при внепечной обработ-
ке и ,прежде всего вакууматорам, печам-ковшам, что делает невозможным
получение особо чистых качественных сталей.
Основным достижением в кислородно-конвертерном производстве за
последнее время является увеличение стойкости футеровки конвертеров за
счет внедрения периклазоуглеродистых и других высокостойких футеровок,
изготовленных из чистого сырья, работы с насыщением конвертерных
шлаков магнезией и ошлакования поверхности футеровки конвертерным
шлаком с присадками доломита и доломитизированной извести.
4. СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ УПРАВЛЕНИЯ КОНВЕРТЕРНЫМ
ПРОЦЕССОМ
Под управлением процессом понимается любое организованное
воздействие на процесс, влекущее за собой решение задачи получения
продукта с характеристиками в заданной области переменных состояния,
за определенный интервал времени с минимальными, технологически и
экологически обоснованными, экономическими затратами по переделу.
Исследования, выполненные на рубеже столетия, показали [6,7], что с
точки зрения теории управления металлургическими процессами черной
металлургии их следует рассматривать как высокотемпературные открытые
термодинамические системы. Особенностями таких процессов является од-
новременное сосуществование высокотемпературных зон (до 2000...3500 К)
и зон с обычными металлургическими температурами, где одни и те же
окислительно-восстановительные реакции (ОВР) могут быть смещены в
прямо противоположные стороны.
Поэтому главной проблемой совершенствования управления в XXI в.
современными и будущими сталеплавильными процессами в первую оче-
редь будет являться решение задачи управления ими как сложными, от-
крытыми, структурированными, высокотемпературными системами с суще-
ственной стохастической составляющей; другими словами, в решении про-
блемы системного представления каждого конкретного процесса и задач
управления ими на системном уровне.
Законы, которым подчиняются такие системы, сформулированы в раз-
делах физической химии, описывающих поведение открытых систем, под
209
общим названием «Термодинамика необратимых процессов» (ТНП).
Так как целью любого сталеплавильного процесса является получение
полупродукта с совершенно определенными характеристиками по перемен-
ным ванны, а его траектория в большей степени предопределена услови-
ями стационарного неравновесного состояния, то оказываются и вполне
определенными и начальные условия процесса. Из этого вывода с точки
зрения управления неизбежно вытекает необходимость управления выбо-
ром начальных условий процесса. Таким образом, с позиций организации
управления процесс должен быть многостадийным.
Первым и обязательным должен быть процесс управления начальными
условиями. Его конкретная реализация заключается в управлении шихтов-
кой процесса, которая обязательно должна решать задачу получения мате-
риально и энергетически сбалансированной шихтовой загрузки на процесс.
Вторую стадию управления можно назвать условно пусковым периодом.
Задачей этой стадии является вывод процесса в зону стационарного не-
равновесного состояния.
Третья стадия — ведение процесса в допустимой зоне отклонений от
стационарного неравновесного состояния, без потери его управляемости.
Четвертая стадия — остановка процесса в заданной области изменения
переменных ванны, особенно металла, как конечного продукта.
Естественно, что все стадии взаимодействия и переход из одной в
другую осуществляются в подавляющем большинстве случаев непрерывно.
Их число и конкретность могут существенно меняться у различных про-
цессов, но исключение какой-либо одной или нескольких стадий процес-
са из управления неизбежно должно отразиться на качестве и эффектив-
ности управления в целом.
Первая стадия управления — система подготовки и расчета шихты —
решает условия необходимости (условия возможности достижения цели с
наименьшими затратами). Последующие стадии управления решают усло-
вия достаточности, которые обеспечивают движение координат процесса
в допустимом канале изменения переменных состояния, близких к стаци-
онарному неравновесному состоянию процесса или его коррекции и пре-
рывание этой траектории в заданной области переменных, соответствую-
щих значениям характеристик требуемого продукта.
Совершенствование управления может быть условно разделено на два
направления:
— совершенствование конструкции агрегата и его управляющих уст-
ройств;
— совершенствование управления непосредственно технологией процесса.
Появление современного конвертерного процесса в начале 50-х годов
XX в. явилось примером создания современной пространственно распре-
210
деленной газотвердожидкостной системы, позволяющей одновременно
организовывать с очень высокой интенсивностью в различных ее участ-
ках прямо противоположные окислительно-восстановительные процессы.
Процесс оказался весьма эффективным, но плохо управляемым, и в пер-
вую очередь, из-за слабой пространственной организации движения газо-
образных окислителей и других продуктов окисления, потоков шлакоме-
таллической жидкостной системы. Нейтрализация этого недостатка была
достигнута в начале 60-х годов повсеместной, практически одновремен-
ной по всем странам заменой односопловых фурм на многосопловые.
Присутствие вместо одной нескольких симметричных кислородных струй
по отношению к оси агрегата позволило существенно повысить организа-
цию движения потоков газожидкостной системы, что привело к стабили-
зации протекания процесса в целом, снижению амплитуды подъема ван-
ны по ходу продувки. Практически это нашло отражение в более плав-
ном изменении скорости окисления углерода, снижении потерь металла с
выносами и выбросами, повышении сроков службы огнеупоров и метал-
лургического оборудования.
Следующий революционный шаг в совершенствовании управления со-
временным конвертерным процессом осуществлен в агрегатах с комбини-
рованной продувкой. В конце 60-х и начале 70-х годов появилась целая
гамма комбинированных процессов. Каждый из них, решая отдельные и
частные проблемы (переработка данного состава шихтовых материалов,
энергетические проблемы, конъюнктурные ситуации рынка и т.д.), решал
главную — совершенствование организации и интенсификации потоков
различных подвижных фаз в агрегате. Стержневым воплощением этой идеи
является конвертерный процесс с подачей газообразной фазы через днище
для управляемого перемешивания ванны. Сами газы могут быть попутно
дополнительными энергоносителями, окислителями, восстановителями, ней-
тральными, но они всегда осуществляют перемешивание ванны и тем са-
мым синхронизируют и активизируют все процессы взаимодействия в ней.
Управление интенсивностью перемешивания взаимодействующих фаз с
контролируемым и регулируемым энергетическим и окислительно-восстано-
вительным потенциалом газообразной смеси, подаваемой на перемешива-
ние ванны, обеспечивает законченную форму управляемой универсальной
высокотемпературной металлургической системы для производства распла-
вов на основе железа с заданными значениями содержания углерода, его
температуры и регламентированным содержанием других компонентов.
История развития работ по созданию систем автоматизированного кон-
троля и управления современным конвертерным процессом осуществля-
лась, хотя и во многом параллельно с прогрессом самого процесса, но и
отличалась определенной независимостью и альтернативностью решений.
211
Выдвигалась по существу одна единственная задача — остановка продув-
ки в заданных пределах и на заданном уровне по содержанию углерода в
ванне и ее температуры.
Задача казалась довольно простой и легко достижимой. Использовались
два подхода к решению проблемы. Пассивный — оценка прогноза пере-
менных состояния ванны по ходу продувки (в основном, содержание уг-
лерода в ванне и ее температура). Активный путь — оценка соотношения
масс охладителей и чугуна в завалку и выполнение этих рекомендаций.
Методологически оба направления решались на базе построения регрес-
сионных уравнений, при максимальном упрощении исходной математи-
ческой гипотезы.
К концу 60-х годов большинству исследователей стало ясно, что ни
упрощенные оценки соотношения охладитель—чугун, ни балансово-стати-
стические модели, ни весьма корректные и полные статистические систе-
мы регрессионных уравнений не позволяют обеспечить удовлетворитель-
ную погрешность прогноза содержания углерода и температуру ванны по
ходу процесса продувки. На этом этапе развития автоматизации не мень-
шую актуальность при эксплуатации кислородно-конвертерного процесса
приобрели вопросы борьбы с выбросами и выносами шлакометалличес-
кой эмульсии, удаления вредных компонентов расплава в шлак. Эти воп-
росы аккумулировались в одной проблеме — шлаковый режим процесса.
Попытки ее решения нашли воплощение в работах середины 60-х годов
на базе информации по шуму процесса и вибрациям кожуха агрегата,
анализу и расходу объема отходящих газов. В дальнейшем в направлении
этих работ произошел определенный спад. Работы продолжали в основ-
ном фирмы, которые имели дело с переделом чугунов сложного состава,
такие как IRSID, CNRM, VOEST-ALPINE а также ученые Западной Ев-
ропы, Москвы, Украины, Урала.
Синтез прогнозирующих систем (пассивных) с системами динамичес-
кого управления особого улучшения ситуации не дал.
На рубеже 60-х — 70-х годов стало ясно, что решение проблемы управ-
ления конвертерным процессом — проблема комплексная и не может ре-
шаться по локальным задачам, необходим системный подход. Это направ-
ление получило название «Создание интегрированных систем управления».
Существовало два пути. Первый заключался в последовательном, глу-
боком изучении конвертерного процесса и создании на базе новых зна-
ний теории процесса систем технологических алгоритмов управления с
учетом конкретных, текущих условий развития процесса рафинирования,
начиная с его шихтовки. Второй путь сводился к решению проблемы стан-
дартизации переменных состояния шихтовых материалов, обеспечению
стандартного начала процесса продувки, ее реализации по жестким вре-
212
менным программам и разработке алгоритмов прогноза и коррекции со-
держания углерода в ванне и ее температуры на заключительном этапе
продувки. Первый предполагал длительный путь исследований, большие
затраты и неоднозначные гарантии успеха, но и возможные большие
выгоды.
Основной технической проблемой второго пути, кроме организацион-
ных, являлось создание системы, позволяющей получить экспрессную дис-
кретную информацию о содержании углерода в ванне и ее температуре за
20...25% времени до окончания продувки. В Японии удалось наиболее ус-
пешно решить проблемы стандартизации шихтовки, программного управ-
ления продувкой и коррекции момента окончания продувки по информа-
тизации о дискретном определении содержания углерода в ванне по темпе-
ратуре затвердевания отобранной пробы и измерению температуры расплава.
Таким образом, была создана первая полная система алгоритмов кон-
троля и управления, обеспечивающая при фиксированном начальном со-
стоянии процесса его протекание в определенной области, близкой к ста-
ционарному неравновесному состоянию системы по ходу продувки. Дос-
тигалось это соответствующим программным изменением управляющих
воздействий. Система алгоритмов обеспечивала коррекцию процесса на его
заключительном этапе и его прерывание в заданной области по перемен-
ным. Эту систему алгоритмов и ее модификации можно назвать систе-
мой алгоритмов первого поколения для контроля и управления конвер-
терным процессом.
В последнее десятилетие XX в. на первое место выходят системы ал-
горитмов второго поколения, базирующиеся на управлении конвертерным
процессом как открытой высокотемпературной термодинамической систе-
мой [6]. Такое управление позволяет повысить степень удаления фосфора
в шлак, снизить угар железа и марганца, свести до минимума вынос
шлакометаллической эмульсии в капельном виде и полностью исключить
вероятность возникновения выбросов. Базовым источником апостериорной
информации о ходе процесса продувки в этом случае является полный
состав и объем отходящих газов.
Структурная схема основных информационных потоков и каналов уп-
равления, обеспечивающих работу алгоритмов второго поколения в
АСУКП, представлена на рис. 8.4. Разумеется она не исключает дополни-
тельных каналов информации от вспомогательной измерительной фурмы,
виброакустической аппаратуры и других источников информации о раз-
витии процесса продувки.
Системы алгоритмов второго поколения должны реализовать второй
контур управления процессом продувки, включающий задание на измене-
ние стационарного неравновесного состояния процесса. В дальнейшем их
213
~ Л - щда $
развитие пойдет по пути обеспечения возможности реализации второго
контура управления, т.е. управление изменением задания на траекторию
развития процесса продувки, исходя из технико-экономической ситуации
в цехе и текущих требований производства по его участкам. В структур-
ной (рис. 8.4) схеме к основным информационным потокам и каналам
управления должны быть дополнены каналы обмена информацией из
АСУП цеха и контур управления составом смеси газов, подаваемых через
днище агрегата.
Как указывалось выше, для современного конвертерного процесса сле-
дует выделить четыре стадии управления.
I — процесс управления шихтовкой.
II — управление начальным периодом продувки (до начала интенсив-
ного окисления углерода за счет оксидов шлаковой фазы).
III — стационарный режим (период интенсивного окисления углерода),
управление по отклонению от заданной траектории изменением окисли-
тельного потенциала шлака.
IV — управление заключительным этапом, коррекция процесса с це-
лью его остановки в заданной области переменных по углероду и темпе-
ратуре.
Рис. 8.4. Структурная схема информационных потоков и каналов управления современ-
ным конвертерным процессом
214
КЙСЛОРОДПО-КЙЙВЕРТДРПЫЙ цро
Управление по стадиям базируется на соответствующих системах тех-
нологических алгоритмов, в основе которых лежат математические моде-
ли процесса, статические или динамические.
Система технологических алгоритмов контроля и управления конвер-
терного процесса, разработанная и реализованная сотрудниками МИСиС
на заводах ближнего и дальнего зарубежья, может служить примером ре-
ализации сформулированных положений. По своей структуре она, есте-
ственно, совпадает с системами второго поколения за рубежом [8].
Базой алгоритмов системы расчета шихты является балансовая модель
процесса. Она включает в себя: 1 — систему уравнений балансов масс и
тепла; 2 — вспомогательную систему теоретических, эмпирических и по-
луэмпирических уравнений для расчета физико-химических констант со-
ставляющих балансов конкретного процесса; 3 — систему уравнений,
описывающих распределение взаимодействующих компонентов фаз, от-
вечающих в целом за стационарное неравновесное состояние процесса;
4 — систему уравнений, реализующих требования персонала к необхо-
димости обеспечения по шихтовым материалам возможности ассимиля-
ции отдельными фазами определенной массы компонентов металлурги-
ческой системы.
Особое значение в балансовой модели имеют последние две из пере-
численных систем уравнений. Обе они являются следствием протекания
металлургического процесса в условиях, близких к стационарному нерав-
новесному состоянию.
Информационное обеспечение, главным образом, сводится к информа-
ции о переменных шихтовых материалов, состоянии металлургического
агрегата, требуемых значений переменных, характеризующих получаемый
полупродукт. Пример конвертерного процесса указывает на существенное
значение информации об изменении неконтролируемых составляющих ба-
лансов, связанных с характером ведения процесса во времени. Принятие
этих величин равными средним увеличивает погрешность расчетов в два
раза. При знании этих величин с погрешностью контроля КИП по дан-
ным имитационного моделирования погрешность расчетов не превышает
0,5...1,5% с вероятностью 68%.
Динамическая система управления должна включать четыре подгруппы
алгоритмов. Первая — решает задачу апостериорной информации о про-
цессе, по составу и объему отходящих газов оценивает количество кисло-
рода продувки, накопленного в шлаке; вторая — оценивает количество
оксидов железа в шлаке; третья, используя информацию, накопленную к
текущему моменту, и априорную о детерминированно-стохастических ха-
рактеристиках процесса, оценивает требуемое количество оксидов железа
в шлаке, соответствующее оптимальной траектории его изменения по ходу
215
продувки по заданному критерию. Наконец, четвертая группа алгоритмов,
сравнивая текущее количество накопленных оксидов железа в шлаке с тре-
буемым, формирует управляющие воздействия, направленные на ликвида-
цию этого рассогласования.
При многомерности металлургических систем, присутствия стохастичес-
ких составляющих в материальных и энергетических потоках в ванне, в
определении краевых условий процессов (режимы растворения и плавле-
ния, перемешивания, распределения сыпучих, начальные составы, повер-
хности взаимодействия и т.д.), наличия высокого уровня помех регуляр-
ного и случайного характера в каналах информации, особое значение
приобретают задачи реализации самонастройки и адаптации системы на
оптимальные режимы ведения процесса продувки.
Для достижения поставленной цели целесообразно, для контроля и
управления процессом, организовать контуры адаптации на трех уровнях:
информационном (первая группа алгоритмов), математического моделиро-
вания процесса (вторая группа алгоритмов) и оценки оптимальной траек-
тории процесса (третья группа алгоритмов) (рис. 8.5). Эти вопросы впол-
не успешно решали детерминированными методами на базе априорной ин-
формации, полученной в результате выполненных исследований и
выявленных статистических связей между характеристиками процесса, и
апостериорной информации (постоянного анализа результатов управления
на скользящем интервале времени работы системы) и структурной и па-
раметрической идентификации математических моделей. Весьма эффектив-
но использование для этого математического аппарата текущего регресси-
онного анализа.
Установлено, что изменение по ходу продувки скорости поступления
кислорода в шлак (Iq^1) представляет собой нестационарный случайный
процесс, характеризующийся регулярным изменением его среднего мате-
матического ожидания во времени, проходящего через минимум в сере-
дине продувки. Уровень минимальной скорости поступления кислорода в
шлак (^o^rnin ) обусловливается интенсивностью подачи кислорода (Иор
и количеством кислорода, расходуемым на окисление углерода. В реаль-
ных процессах на большегрузных агрегатах отношение / Vq > О
и изменяется в пределах от 0,06 до 0,24 в зависимости от начальных
условий процесса (теплосодержания шихты, массы лома и его фракцион-
ного состава).
Установленные зависимости позволили реализовать алгоритмы коррек-
ции коэффициентов расчета объема отходящих газов по апостериорной
информации о процессе, удовлетворяющих как требуемой надежности
работающей системы контроля, так и требованиям к погрешностям оце-
нок состояния переменных процесса.
216
Ж. ““. —....- - - - - <t -
вж,- «цы
Рис. 8.5. Информационные потоки в АСУ конвертерным процессом и уровни адапта-
ции подсистем контроля и алгоритмов управления
В качестве критерия оптимизации траектории процесса взята диспер-
сия колебаний скорости окисления углерода относительно ее низ-
кочастотного тренда в III стадии процесса. Назначение алгоритма адапта-
ции системы на оптимальный ход процесса — определение коррекции
оценки оптимальных координат траектории процесса по ходу продувки
путем минимизации функции потерь
Значение dVq задается из соображений оптимизации окислительного
потенциала шлака с учетом необходимой дефосфорации, вероятности воз-
никновения выбросов, стойкости агрегата и других технологических задач.
На заключительном этапе продувки происходит существенное перерас-
пределение кислорода на окисление компонентов ванны (Fe, С, Мп, Р),
возрастает уровень допустимых возможных концентраций растворенного
кислорода в металле. Перераспределение расходуемого кислорода проис-
ходит строго в соответствии с определенными законами взаимодействия в
стационарной неравновесной открытой системе шлак—металл.
В частности, выполненный теоретический анализ этого положения
позволил заключить, что зависимость между содержанием углерода и от-
носительной скоростью его окисления для конвертерного процесса может
быть представлена уравнением вида
217
KcW ___________________[cf__________________
где p^ax = (12 • (1 + y)) / (24,8 • (1 + 0,5 • у)) — максимально возможная ско-
рость окисления углерода на 1 м3 кислорода при известном значении у
(отношение СО к СО2 в полости конвертера без оксида углерода из не-
допала извести); См, (7^ — масса металла и шлака в агрегате; Mi —
молекулярная масса образующихся оксидов z-ro компонента; А{, А\ —
коэффициенты, учитывающие изменения концентраций компонентов в
шлаке и кислорода в зависимости от изменения содержания углерода в
ванне. Для неизменных условий продувки они практически постоянны.
Динамическое управление в системе осуществляется по количеству сум-
марного содержания кислорода продувки, накопленного в шлаке. Необхо-
димая коррекция этого количества в зависимости от изменения состава
чугуна оценивается соответствующими детерминированно-статистическими
уравнениями. Оценка управляющих воздействий по изменению положения
фурмы и расхода кислорода на продувку осуществляется системой алго-
ритмов с переменной структурой в зависимости от стадии процесса. В
период активного взаимодействия оксидов железа шлака с углеродом ван-
ны (III стадия процесса) управление организуется по отклонению количе-
ства накопленного кислорода в шлаке от текущего, заданного алгоритма-
ми оптимизации (рис. 8.6). Начальный период продувки (II стадия про-
цесса) характеризуется существенной неопределенностью его развития.
/_* \
Поэтому выбор оптимальных управлений U //ф, кО2 производится в клас-
се кусочно-постоянных функций, удовлетворяющих заданным ограничени-
ям и минимизирующих критерий оптимальности
[Х''г“л (,;,))}.
По мере движения процесса к установленному на конец второй стадии
управления оптимальному значению кислорода продувки, накопленного в
шлаке ' (тп)), с помощью специального алгоритма с дискретнос-
тью, соответствующей динамическим характеристикам каналов управления
объектом, отыскивается такая последовательность управлений изменения
положения фурмы и расхода кислорода в единицу времени, которая удов-
летворяет минимуму выбранного критерия (рис. 8.6). Базовой для реали-
218
Рис. 8.6. Пример ведения процесса с использованием разработанной системы динами-
ческого управления.
зации данной стратегии управления взята установленная зависимость меж-
ду произведением положения фурмы над ванной и расходом кислорода
на продувку и количеством кислорода, накопленным в шлаковой фазе на
второй стадии управления.
При фиксированном Ат(-, установленной длительности второй стадии
процесса по интегральному расходу кислорода ' (^н)) алгоритм ре-
шения оптимизационной задачи в области реальных значений их суще-
ствования методом последовательной коррекции управлений на базе по-
стоянного обновления информации о состоянии процесса и сравнении до-
стигнутого количества накопленного кислорода в шлаке с заданным на
конец стадии управления является полностью определенным и результа-
тивным.
Успешное внедрение системы и зарубежный опыт (Япония) показы-
вают, что использование одних только сформулированных принципов уп-
равления газотвердожидкофазными системами уже дает вполне ощутимый
эффект.
При замкнутом управлении продувкой на промышленных испытаниях
отмечено отсутствие выбросов металла и шлака, стабилизация всех выход-
ных переменных металла по окончании продувки. Наблюдается снижение
угара железа и марганца. В среднем на 0,004% снижается содержание
фосфора в металле и на 0,006% — серы по сравнению с обычными плав-
ками. Вероятность попадания в заданные пределы по углероду и темпера-
туре возрастает до 85...86%.
219
Лл«в« «
ВЫСОКИЕ
ЭВ ВКТРОСТ АЛ Е ПЛ АВИЛ ЬН Ы Е
ТЕХНОЛОГИИ
1. Твхроюгзи пиявки высокого
уровня
2. АлыперпатЫпые истопники
энергия
X Интенсификация ^ектрсчиавкр
4. Тенденции развития дуговых
.. тя.
£ Лвт^мняомнмя в управление
6. Допросы экологии в электроста-
л&№ляамЫ№№Я п/шзводстве
1. ТЕХНОЛОГИИ ПЛАВКИ ВЫСОКОГО УРОВНЯ
Существенные достижения в электросталеплавильном производ-
стве в значительной мере связаны с разработкой и промышленным вне-
дрением технологии высокого уровня (ТВУ), направленной на достиже-
ние наивысших значений производительности, снижение себестоимости
продукции, повышение качества и конкурентоспособности стали и спла-
вов, реализацию энерго- и ресурсосберегающих и экологически чистых
технологий [1,2].
ТВУ включает следующие основные признаки: электропечь предназна-
чена лишь для расплавления шихты и выплавки полупродукта; все рафи-
нировочные операции, легирование, доводка металла по составу и тем-
пературе осуществляются вне печи методами ковшевой металлургии.
ТВУ относится ко всему сталеплавильному комплексу — подготовка
шихтовых материалов к плавке, сама плавка, внепечная обработка и не-
прерывная разливка. Говорить о наивысшей производительности плавиль-
ного агрегата можно лишь в том случае, когда предшествующие и после-
дующие стадии строго сбалансированы, состыкованы и синхронизирова-
ны. Максимальная производительность электропечи должна отвечать
условию, когда она сама лимитирует всю технологическую цепочку:
— каждый элемент ТВУ должен быть отработан до совершенства. Сбой
в одном из звеньев обесценивает всю работу в целом;
— все элементы конструкций и электрооборудования должны быть
предельно надежны и работоспособны;
— средства управления, автоматизации, информации и компьютериза-
ции должны отвечать последним достижениям в этой области;
— энергетический режим плавки, состав шлака, окисленность ванны и
другие элементы технологии должны варьироваться в узких пределах, обес-
печивая стандартность плавки в целом;
— внепечная обработка является неотъемлемой частью сквозной техно-
логической схемы производства стали. Процесс плавки в электропечи,
рафинирование, доводка по составу и температуре средствами ковшевой
металлургии должны быть тесно увязаны в единую цепочку;
— ТВУ должна обеспечить получение конечного состава металла в
нормативных узких пределах, обеспечивающих минимальный разброс слу-
жебных свойств готовой стали;
— управление качеством и все частные технологические процессы дол-
жны быть тщательно проанализированы и сертифицированы;
— решение экологических вопросов должно отвечать современным жест-
ким санитарным нормам для предотвращения загрязнения окружающей
среды;
— ТВУ под силу лишь опытному хорошо подготовленному персоналу.
Эту технологию могут осуществлять профессионалы, мастера своего дела,
221
СТАЛЬ НА. РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ. .
ГЛАВА 9
имеющие специальное образование, прошедшие школу и практику на
однотипных передовых предприятиях, в том числе и за рубежом.
В настоящее время на практике используются несколько технологий
высокого уровня. Выбор связан с маркой выплавляемой стали, использо-
ванием заданных исходных материалов, наличием средств внепечного ра-
финирования и др. Технология должна обеспечить требования ГОСТ по
уровню служебных свойств и высокие технико-экономические и экологи-
ческие показатели. Для плавки стали в электропечах с основной футеров-
кой используются следующие технологии: двухшлаковая (классическая),
метод переплава легированных отходов (чистый переплав и с использова-
нием газообразного кислорода), плавка стали с использованием металли-
зованных окатышей, метод смешения и др. В последние десятилетия но-
вое оборудование сталеплавильного производства существенно изменило
содержание каждой из перечисленных технологии с доведением ее на
передовых электросталеплавильных производствах до уровня технологии
высшего уровня.
Двухшлаковая технология электроплавки сформировалась на основе
преимуществ, которыми обладает электропечь по сравнению с другими
плавильными агрегатами. Технология позволяет рафинировать ответствен-
ные марки главным образом легированной стали под хорошо раскислен-
ными основными шлаками и получать металл с низким содержанием серы
(<0,02%) и кислорода (<0,005%).
Основные изменения двухшлаковой технологии, происшедшие в резуль-
тате широкого использования новой техники и современных способов
интенсификации плавки стали, а так же пересмотра роли и значения
отдельных технологических операций сводятся к следующему:
— ранее количество окисляемого углерода в окислительный период
плавки строго лимитировали. Для нагрева металла, дегазации, повышения
качества металла при энергичном кипении ванны и др. инструкции тре-
бовали окисления не менее 0,2 — 0,4% углерода. В настоящее время при
соответствующих методах внепечного рафинирования обычно осуществля-
ется короткий энергичный кип с удалением до 0,2% углерода;
— современная двухшлаковая технология электроплавки характеризует-
ся большим набором отдельных технологических приемов активного воз-
действия на плавку, резким увеличением расхода кислорода и интенсив-
ности его подачи, использованием инжекционных способов ввода реаген-
тов, альтернативных способов интенсификации плавки;
— перестали придавать значение режиму марганца в окислительный
период плавки. Ранее предписывалось поддерживать концентрацию мар-
ганца не менее 0,2% с целью предохранения жидкого металла в период
кипа от переокисления;
222
— длительность восстановительного периода плавки существенно сокра-
щена за счет перевода процесса рафинирования вне печи. Таким обра-
зом, даже для ответственных легированных марок стали, выплавляемых
двухшлаковым способом, во многих случаях перешли к схеме, по кото-
рой из печи выпускают полупродукт. Реальная технология определяется
конкретной маркой стали и наличием набора средств внепечного рафи-
нирования.
Следует отметить, что в течение последнего десятилетия при резком
снижении заказов машиностроения и оборонного комплекса наибольший
спад в России произошел в области выплавки специальных легирован-
ных сталей, которые выплавляли в основном двухшлаковым способом
(табл. 9.1 ).
Таблица 9.1 Производство проката в Российской Федерации в 1991 и 1998 гг., тыс. т
(по данным ЦНИИЧМ)
Показатели 1991 г. 1998 г. 1998/1991, %
Всего проката 55124,6 35188,7 63,83
Прокат легированных сталей 7021,8 1348,0 19,2
В том числе:
конструкционная 4767,0 857,9 18,0
нержавеющая 757,3 45,9 6,06
инструментальная 129,5 9,5 7,35
быстрорежущая 54,1 2,8 5,21
подшипниковая 395,5 102,6 25,94
трансформаторная 287,8 85,2 29,6
динамная 630,6 244,1 38,71
Прокат низколегированной стали 7810,8 2435,3 31,18
Одношлаковая технология электроплавки. ТВУ наиболее полно реализу-
ется в так называемой одношлаковой технологии. Появление этой техно-
логии связано с увеличением мощности трансформатора, ростом емкости
печи и появлением мощных средств внепечного рафинирования. В пер-
вом случае — наличие мощного трансформатора исключает целесообраз-
ность осуществления в печи рафинировочных процессов. Необходимость
подвода ограниченной энергии в восстановительный период плавки обес-
ценивает высокую мощность трансформатора. Во втором случае возника-
ют трудности обслуживания печи. Для печей большой емкости характер-
но малое значение отношения межфазной поверхности металл—шлак к
223
СТ^'НАЕУБЕЖЕСТОЛЕ'ПШ_______________ WAty9
весу расплава. Это затрудняет процессы рафинирования, в частности,
раскисления, удаления серы. В третьем случае — средства внепечного
рафинирования практически исключают необходимость рафинировки ме-
талла в печи, связанную с ее длительной выдержкой. Одношлаковой тех-
нологии отвечает строгая специализация агрегатов.
Таким образом, выплавка сталей одношлаковым методом в сверхмощ-
ных дуговых печах связана с доводкой металла до нужного состава и
температуры под окислительным шлаком и раскислением металла, как
правило, в ковше. По этому же принципу осуществляется плавка с ис-
пользованием в качестве шихты металлизованных окатышей. Эта же раз-
новидность одношлакового процесса из-за невозможности удаления серы
и фосфора используется в печах с кислой футеровкой.
Вторая разновидность одношлакового процесса связана с восстановле-
нием части или всего окислительного шлака в электропечи, проведением
в печи доводки металла под раскисленным восстановительным шлаком с
окончательным раскислением металла в печи или в ковше. Эту разновид-
ность используют при выплавке высоколегированных (коррозионностой-
ких, быстрорежущих и др.) сталей методом переплава легированных отхо-
дов с использованием газообразного кислорода. Для этой цели использу-
ются дуговые печи с относительно небольшой удельной мощностью
(300...400 кВ-А/т).
Отметим, что в последнее десятилетие ряд ответственных марок леги-
рованных сталей плавят одношлаковым методом. В частности, в Японии
на фирме «Санье токусю сэйко» подшипниковую сталь высокого качества
плавят по схеме «мощная дуговая печь + ковш-печь + RH + МНРС».
Отметим, что при осуществлении одношлакового процесса имеются огра-
ничения по удалению фосфора, что требует соответствующего внимания
к подбору шихты.
В настоящее время показателем высокой технологии для сверхмощной
100-т электропечи с трансформатором 800... 1000 МВ-А/т является годо-
вая производительность 1...1,2 млн. т стали, цикл плавки — до 60 мин,
расход электроэнергии 300...320 кВт-ч/т, расход электродов 2...2,2 кг/т.
Эти результаты достигаются при безупречной работе механического и
электрического оборудования при использовании одношлаковой техноло-
гии, с выполнением следующих основных требований:
— с целью достижения максимальной заполненности плавильного про-
странства, наибольшей мощности дуг и уменьшения тепловых потерь 2/3
шихтовых материалов загружаются первой корзиной, а остальное — в
подвалку;
— использование кислорода для подрезки шихты в процессе расплав-
ления, окислительного плавления и в топливно-кислородных горелках;
224
— совмещение плавления с процессом удаления фосфора. При жидком
старте (плавке «на болоте») обеспечиваются условия удаления до 50% Р
из металла вместе с самотеком сходящим шлаком;
— формирование вспененного шлака к концу периода расплавления
добавками утлеродсодержащих материалов;
— скорость окисления углерода должна быть не менее 2...2,5 %/ч, в
отличие от двухшлаковой технологии здесь окисление углерода самосто-
ятельного значения не имеет, а способствует лишь быстрому нагреву
ванны;
— продувку ванны кислородом следует осуществлять до оправданных
минимальных значений углерода. Это предотвращает необходимость допол-
нительного обезуглероживания или наоборот науглероживания и обеспе-
чивает стандартность технологии;
— необходимо минимизировать время пребывания металла в печи, не
допускать его перегрева. Время пребывания жидкого металла в печи не
должно превышать 15...25 мин. Время пребывания металла в ковше мо-
жет составить от 60 до 120 мин;
— процесс легирования и раскисления осуществляется в зависимости
от конкретных условий и марки стали в печи, в ковше или при внепеч-
ной обработке.
Совершенствование электроплавки и доведение ее до технологии выс-
шего уровня преследует получение стали высокого качества, обеспечиваю-
щего конкурентоспособность на мировом рынке; сокращение издержек про-
изводства в ЭДП (сырье и электроэнергия занимают 70%); получение в
электропечах таких сортов массовой стали (главным образом листовой), ко-
торые производятся в кислородном конвертере.
Следует отметить, что до 50—60-х годов электросталь отличалась недо-
стижимым для других процессов качеством при улучшении отбора лома и
отходов в технологии плавки. В последние десятилетия из-за резкого ро-
ста машиностроения и, в частности, автомобильной и электротехнических
отраслей промышленности металлический лом сильно загрязнен цветны-
ми металлами. Получение качественной электростали (в том числе и для
листа) возможно лишь при условии добавок в шихту первородных мате-
риалов (металлизованного сырья, полупродукта, полученного методами
прямого восстановления, чугуна). Если ранее необходимое качество стали
достигалось, главным образом, путем легирования, то в настоящее время
этот путь практически исчерпан. Основным способом повышения каче-
ства является получение стали чистой по фосфору, сере, цветным приме-
сям, газам, неметаллическим включениям.
По данным ЕЭК ООН средний возраст технологии электроплавки в
Западной Европе составляет 15 лет, в Восточной 25 лет.
8 — 1473
225
M in ГЛАВА 9
В табл. 9.2 приведен ряд эксплуатационных характеристик электроду-
говых печей.
Таблица 9.2 Основные показатели работы электропечей
Показатели Восточная Европа Западная Европа
1990 г. 1995 г. 1990 г. 1995 г.
Коэффициент выхода металла, % 0,81 0,81 0,9 0,9
Расход электроэнергии, кВт-ч/т 675 650 503 480
Расход электродов, кг/т 5,2 3,6 3,4 3,0
Затраты, чел.-ч/т 2,9 2,7 0,4 0,3
Расход огнеупоров долл/т 5,5 6,5 8,7* 7,5*
При использовании более дорогих и качественных огнеупорных материалов.
2. АЛЬТЕРНАТИВНЫЕ ИСТОЧНИКИ ЭНЕРГИИ
Предварительный подогрев лома улучшает плавление благодаря
более устойчивому горению дуг. При этом сокращаются продолжитель-
ность плавки, расход электроэнергии и электродов. Использование для по-
догрева лома теплоты отходящих газов повышает степень использования
электроэнергии.
Первые разработки по предварительному подогреву лома включали тех-
нологии подогрева лома отходящими газами в загрузочных корзинах, спе-
циальных камерах нагрева.
Конвеерная система подогрева лома реализована в печи системы
«Consteel» (рис. 9.1). В электропечь непрерывно загружается металлоших-
та, подогретая отходящими газами в тоннельной печи. Такая печь впер-
вые была введена в эксплуатацию в 1990 г. на заводе фирмы «Florida
Steel» (Северная Каролина, США). Преимуществами этой печи являются
снижение шумовыделения, выбросов пыли на 40%, полное дожигание
монооксида углерода и значительное снижение издержек производства. К
недостаткам следует отнести необходимость тщательной подготовки метал-
лошихты по размерам кусков и большую протяженность эстакады для заг-
рузочного конвейера.
Шахтная дуговая печь конструкции фирмы «Fuchs Systemtechnik» созда-
на на базе обычной дуговой печи, объем которой увеличен с помошью так
называемой шахты, устанавливаемой над сводом печи. Шахта, через кото-
226
ВЫСОКИ!;- ЭЛ£КГР0СШЕПДАБтН1>а ТЕХНОЛОГИИ
рую загружают в печь 60% шихты, может, как и свод, отводиться в сто-
рону для загрузки остальной шихты в печь. Сечение шахты 2,4x6 м по-
зволяет загружать стандартный европейский лом в кусках длиной до 1,5 м
и массой до 400 кг. Лом подогревается в шахте печи за счет теплоты от-
ходящих газов и с помощью газокислородных горелок мощностью по
4 МВт, встроенных в нижнюю часть шахты. Корпус, свод и шахта печи
оснащены водоохлаждаемыми элементами. Печь оборудована токопрово-
дящим электрододержателем. Кислород для дожигания технологических га-
зов подается через специальные сопла, встроенные в стенах печи. Круп-
ногабаритные куски, пакеты и стружка не предназначены для подогрева
и загружаются первой корзиной в ванну печи. Двумя последующими кор-
зинами загружают через шахту смесь среднегабаритного лома и продук-
цию шреддерной установки. После загрузки шихты первой корзины на-
чинают процесс расплавления шихты с помощью дуг и топливно-кисло-
родных горелок. Одновременно идет подогрев лома в шахте отходящими
газами и горелками. Как только лом в зоне рабочего окна нагреется до
необходимой температуры, в работу вводят манипулятор для подачи кис-
лорода и угольной пыли. После расплавления всей загрузки, достижения
заданной температуры и состава металла, начинается операция по выпус-
8*
227
Рис 9.2. Шахтная дуговая печь с
удерживающими пальцами
ку стали. В печи оставляют
жидкое «болото» и остаток
шлака. Для одной плавки
необходимо от 35 до 40 мин
под нагрузкой и до 15 мин
вспомогательного времени.
В дальнейшем недостаток
первой конструкции печи
(загрузка первой порции
шихты в ванну в холодном
состоянии) был устранен.
Была предложена новая кон-
струкция печи с удерживаю-
щими пальцами. Шахта этой
печи в нижней части оборудована водоохлаждаемыми пальцами, удержи-
вающими лом уже в период рафинирования предыдущей плавки. После
выпуска стали пальцы открываются, и горячий лом падает в жидкое «бо-
лото». Сразу после этого в шахту загружается вторая порция. При плавке
стали в этой печи в шихту могут входить металлизованные окатыши, чуш-
ковый или жидкий чугун или 100% лома (рис. 9.2). Из-за высоких пока-
зателей работы шахтные печи с удерживающими пальцами получили рас-
пространение во всем мире.
Дальнейшим развитием идеи шахтной дуговой печи с удерживающими
пальцами явилась двухкамерная шахтная печь с удерживающими пальца-
ми (рис. 9.3) типа «MSP» (Multistage Scrap Preheater — многокамерный
подогрев лома) конструкции «Mannesmann Demag Metallurgy» (Дуйсбург,
Германия). Лом в шахте этой печи подогревается в двух камерах, разде-
ленных удерживающими пальцами, что гарантирует более полное исполь-
зование теплоты дожигания технологических газов. При работе на шихте,
состоящей только из лома, расход электроэнергии в такой печи составляет
менее 290 кВт*ч/т. Печь рассчитана на использование в шихте жидкого
чугуна, что позволяет дополнительно уменьшить расход электроэнергии.
Двухшахтная дуговая печь предназначена для снижения вспомогатель-
ного времени плавки. Две шахтные печи зеркально устанавливают одна с
другой. Обе печи обслуживаются одним трансформатором, оборудованы 12
горелками (по 6 на каждый корпус) мощностью по 3 МВт, четырьмя ма-
нипуляторами, системами управления дугами, перемешивания аргона, по-
228
Рис. 9.3. Двухкамерная шахтная дуговая печь с
удерживающими пальцами
дачи извести и углеродсодержащих матери-
алов. Четыре горелки расположены в шах-
те, одна — в рабочем окне и одна — вбли-
зи выпускного отверстия. В подине уста-
новлено пять пористых вставок для
продувки ванны азотом. Своды соединены
патрубками с трехходовым краном дроссель-
ного типа, позволяющим направлять часть
отходящих газов от одной печи в другую.
В мировой электросталеплавильной прак-
тике имеются и другие решения нагрева
лома. Так, например, фирмой «Vuest Alpine»
разработана дуговая печь постоянного тока
«Comelt» (150 т) (рис. 9.4) с наклонными
под утлом 40° электродами, пропущенными
через периферийную часть свода, и с сочле-
ненной со сводом шахтой, где происходит
нагрев лома отходящими газами. Эта печь сооружена на базе плазменной
печи вместимостью 50 т на заводе в г. Линце (Австрия). Дуги длиной
0,5...1,2 м горят по оси электродов, образуя в шихте полости длиной до
1,7 м. Лом поступает по транспортеру в верхнюю часть шахты со скорос-
тью 25 т/мин. Продолжи-
тельность плавки составля-
ет ~ 40 мин, экономия
энергии 100 кВт-ч/т, рас-
ход электродов 0,9 кг/т.
Представляет интерес
дуговая печь постоянного
тока «Contiarc» конструк-
ции фирмы «Mannesmann
Demag AG». Кольцевая
шахта печи образована
внешним и внутренним
Рис. 9.4. Дуговая печь «Comelt»
229
Ш . США 9
Рис. 9.5. Двухкорпусная дуговая
печь с двумя комплектами то-
коподводов и электродов кон-
струкции фирмы «Nippon
Steel».
реакторами. Лом загружа-
ют в кольцевую шахту. По
мере его опускания проис-
ходит его подогрев. Гра-
фитовый электрод распо-
ложен во внутреннем реак-
торе, что защищает его от
разрушения опускающимся ломом. Поскольку жидкий металл можно вы-
пускать из печи по ходу процесса, время нахождения печи под нагрузкой
составляет 100% общего времени. Общее энергопотребление печи
«Contiarc» на 200 кВт-ч/т меньше, чем на обычных мощных печах.
Идея подогрева лома и увеличения токового времени плавки реализо-
вана в двухкорпусных электропечах. Такая печь имеет один источник
питания и две ванны (рис. 9.5). В то время, как в одном из корпусов
идет расплавление шихты дугами, в другой загружается и подогревается
шихта. Первый — подача отходящих газов из находящегося под нагрузкой
корпуса в отключенный корпус. Второй — подогрев лома топливно-кис-
лородными горелками. Время плавки сокращается на 40%, расход элект-
роэнергии — на 40...60 кВт-ч/т. При работе на жидком чугуне в отклю-
ченном корпусе можно его продувать кислородом.
Двухкорпусные печи могут работать на шихте, состоящей из лома,
жидкого чугуна, карбида железа, чушкового чугуна, горячебрикетирован-
ного и губчатого железа. В одном из корпусов можно плавить металл из
горячебрикетированного или губчатого железа, тогда как в другом корпу-
се можно проводить продувку жидкого чугуна в кислородном конвертере.
3. ИНТЕНСИФИКАЦИЯ ЭЛЕКТРОПЛАВКИ
Жидкий старт. Под этим термином понимают начало плавки, в
которой используется остаток расплава от предыдущего цикла. Этот тех-
нологический прием начали использовать в 70 — 80-х гг. в качестве на-
деждой меры отсечки шлака, обеспечивающей существенный рост эффек-
тивности внепечной обработки. Однако скоро стало ясно, что оставление
230
ВЫСОКИЕ эл£ктвосталеплавильные технологии
части металла и шлака в печи имеет свои собственные существенные до-
стоинства:
— остаток металла, закрывая подину, защищает ее от опасности про-
жога мощными дугами, что дает возможность в течение 1...2 мин выйти
на предельную мощность;
— наличие в печи металла сверх номинальной массы позволяет точно
дозировать необходимое количество расплава, выпускаемого в ковш, осо-
бенно в случае разливки стали в слитки;
— оставленный шлак облегчает шлакообразование в последующей плав-
ке, способствуя устойчивому горению дуг;
— обеспечивается возможность эффективной подачи кислорода с само-
го начала плавки.
Для осмотра и ремонта подины или в случае перехода на выплавку
стали другой марки, несовместимой с предыдущей, печь опорожняют
полностью, что учитывают при определении необходимой массы шихты
для данной плавки.
Работа с остатком металла («болотом») позволила заметно увеличить
среднюю потребляемую мощность путем устранения ограничений началь-
ного периода плавления.
Особое значение жидкий старт имеет для технологии плавки стали с
использованием металлизованной шихты. Наличие жидкой ванны резко
увеличивает скорость плавления окатышей, непрерывно загружаемых в
жидкую ванну со вспененным шлаком. Известно, что процесс расплавле-
ния окатышей, загруженных в электропечь, чрезмерно затягивается, если не
сформирован активный реакционно-способный шлак. Большинство труд-
ностей снимается, если окатыши с регламентированной скоростью непре-
рывно подаются в жидкую ванну, оставленную от предыдущей плавки.
Вдувание газов через подину осуществляется с целью активации переме-
шивания жидкой ванны аргоном или азотом. При этом снижается гради-
ент температуры по высоте ванны, улучшается взаимодействие металла со
шлаком, снижается расход электроэнергии и время плавки. Следующим
этапом интенсификации плавки будет вдувание в ванну через специаль-
ные фурмы, установленные в подине, смеси кислорода, кокса, угля, изве-
сти. При необходимости перемешивания, через эту же фурму можно вду-
вать нейтральные газы.
Вдувание кислорода. Первоначально кислород в плавке стали в дуговых
печах использовали для замены железной руды в процессах обезуглерожи-
вания и дефосфорации. Затем технический кислород стали использовать не
только для проведения окислительного периода плавки, но и для интен-
сификации процесса плавления (окислительное плавление). Кислород вво-
дят через подвижные водоохлаждаемые или неводоохлаждаемые фурмы, ма-
231
~\f- •
Рис. 9.6. Технико-экономические по-
казатели электроплавки в зависимо-
сти от удельного расхода кислорода:
Р|, Р? — производительность, тыс. т/
год, т/ч соответственно; W — расход
электроэнергии кВт-ч/т; т — продол-
жительность плавки, мин
нипуляторы или трубки через
рабочие окна или специальные
отверстия в стенах печи вскоре
после включения печи, произ-
водя «подрезку» лома. После
образования жидкой ванны кислород вдувают под поверхность шлака.
В 50 — 60-е годы расход кислорода в электропечах составлял от 1 до
5 м3/т. В настоящее время суммарный расход кислорода в электросталеп-
лавильном производстве составляет от 15 до 30 м3/т, а для электропечей-
рекордсменов с производительностью более 1 млн. т стали в год расход
доходит до 40 м3/т. Это обеспечивает поступление около 30...40% энергии,
необходимой для плавления шихты (рис. 9.6). Интенсивность подачи кис-
лорода в крупных печах составляет 0,7...0,85 м3/мин на 1 т. Использова-
ние I м3 кислорода позволяет сэкономить 3,0...3,5 кВт'ч. электроэнергии.
Отметим, что для производства 1 м3 кислорода нужно затратить 0,6 кВт'ч
электроэнергии. Экономия электроэнергии достигается главным образом
благодаря дополнительному окислению углерода шихты, поэтому количе-
ство кокса или антрацита в ней увеличивают примерно на 10 кг/т. Это
менее энергетически выгодно, чем использование топлива на электростан-
циях, однако такая технология не вызывает никаких затруднений и не
требует дополнительного оборудования.
Большая часть кислорода, подаваемого в рабочее пространство, расхо-
дуется на окисление железа, и только потом его оксиды реагируют с уг-
леродом. При достаточном содержании углерода в шихте первоначально
окислившееся железо почти полностью восстанавливается к концу плав-
ления, и окисление железа мало сказывается на тепловом балансе рабо-
чего пространства печи и выходе годного. Таким образом, растворенный
в металле углерод предохраняет железо от окисления при [С] <0,15%, из-
менения выхода годного не наблюдается. Для малоуглеродистых сталей
(0,05...0,01% С) выход годного при использовании кислорода уменьшает-
ся на 2...4%.
Применение жидкого чугуна. В последние десятилетия интерес к исполь-
зованию чугуна в электропечи возрос. Это связано с экономией электро-
232
МЕДйаяу- ...
— i____________й__—s
энергии, с дефицитом лома и его высокой стоимостью, с наличием из-
бытка чугуна на отдельных металлургических заводах, что позволяет ре-
шать текущие задачи конкретного производства. Отметим еще одну важ-
ную особенность использования жидкого чугуна. Высокое содержание
цветных неудаляемых примесей в ломе ограничивает область использова-
ния электростали для производства листа. Добавление жидкого чугуна
позволяет решить эту задачу.
Использование чугуна целесообразно в электропечах с небольшой удель-
ной мощностью трансформатора (300...400 кВ-А/т ). На мини-заводах,
оснащенных сверхмощными печами, возможно использование чушкового
чугуна для получения кондиционной стали по примесям цветных металлов.
Возможность использования чугуна в электропечи с высокими техни-
ко-экономическими показателями позволяет решить одну из главных за-
дач металлургии ближайших лет. Развитие внедоменных способов получе-
ния жидкого железо-углеродистого полупродукта (Корекс, Ромелт и др.)
потребует агрегата для сталеплавильного передела. Очевидно, что одним
из таких агрегатов (наряду с кислородным конвертером и непрерывным
сталеплавильным процессом) может явиться дуговая электропечь. На рис.
9.7, 9.8 приведены данные по влиянию доли заменителей лома в шихте и
чугуна на технико-экономические показатели электроплавки.
Доля заменителей, лома, %
Доля заменителей, л ома,%
Рис. 9.7. Изменение удельного расхода электродов а и производительности дуговых
печей б в зависимости от доли заменителей лома:
1 — губчатое железо; 2 — жидкий чугун
Рис. 9.8. Удельный расход электро-
энергии в зависимости от доли жид-
кого чугуна в шихте дуговых стале-
плавильных печей:
1 — ДСП; 2 — шахтные печи; 3 —
шахтные ДСП с удерживающими
пальцами
233
СТАЛЬ НА РУБЕКЕ СТОЛЕТИЯ СЛАБА 9
Применение топливно-кислородных горелок (ТКТ). В настоящее время ТКГ
является эффективным способом ускорения электроплавки. В ТКГ осу-
ществляется непосредственное чжигание газообразного, жидкого или твер-
дого топлива в рабочем пространстве печи с получением высокотемпера-
турного факела. ТКГ используют для ускорения расплавления шихты
(окислительное плавление), для нагрева шихты и подрезки лома в холод-
ных участках плавильного пространства.
В дуговой печи существуют, по меньшей мере, три зоны в межэлект-
родных пространствах со сравнительно меньшим тепловым потенциалом,
где скорость плавления лома оказывается ниже, чем, например, непосред-
ственно под электродами. По этой причине равномерного плавления лома
добиться практически невозможно. ТКГ размещается против «холодных»
зон в межэлектродных секторах. Режим сжигания топлива в ТКГ можно
отрегулировать в соответствии с характером протекающего процесса — от
обеспечения восстановительной атмосферы до высокоокислителъной путем
изменения коэффициента избытка кислорода в пределах от 0,7 до 1,4 и
более. Таким образом, их можно применять и при расплавлении легиро-
ванного лома, хотя, естественно, их эффективность в таких условиях ока-
зывается несколько ниже. С другой стороны, при работе с большим из-
бытком кислорода положительно сказывается эффект «подрезки» лома.
Естественно в этом случае требуются специальные меры по обеспечению
необходимого запаса углерода в шихте. Если же имеется необходимый
избыток углерода, то можно повысить выход годного.
Топливо и кислород, расходуемые в горелках, частично замещают по-
требную электроэнергию. Число горелок варьируют от 1 до 9; удельная
мощность до 200 кВт/т. Суммарная мощность для электропечей вмести-
мостью до 50 т составляет до 10 МВт, от 50 до 120 т — 10...20 МВт и от
120 до 150 т — 20...25 МВт. Время работы ТКГ около 15...20 мин.
В последнее время предпринимаются попытки применить ТКГ на
твердом топливе, что привлекательно, если учесть дешевизну, доступ-
ность и ресурсы энергетических углей. Расход угля варьируют в преде-
лах 15...30 кг/т, расход кислорода — 25...50 м3/т. С учетом дожигания
монооксида углерода экономия электроэнергии достигает 100 кВт'ч.
Сжигание угля в токе кислорода и добавка угля вместе с шихтой пресле-
дуют цель дополнительного подвода тепла в период плавления. Именно в
этом случае удается достичь наибольшей экономии электроэнергии.
Однако сжигание даже тонко измельченного твердого топлива сопро-
вождается трудностями. Ограниченное пространство и холодная шихта —
главные препятствия для достижения эффективной работы ТКГ на твер-
дом топливе в дуговых печах. Использование порошкообразного угля в
горелках для предварительного подогрева лома может дать больший энер-
234
ВЫСОКИЕ ЭЛЕКТР0СТКИЛ1ЛАВИЛЬНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ
готический эффект, чем сжигание его в рабочем пространстве печи. От-
метим, что с использованием угля возникает много вопросов, связанных
с удалением газов и экологией, которые недостаточно обсуждаются.
Другая важная задача — размещение ТКГ. Обычно устанавливают три
горелки в межэлектродных зонах и четвертую — в рабочем окне. Уровень
установки горелок не ниже 400 мм от уровня ванны. Опыт показывает,
что стеновые горелки являются более эффективными, чем сводовые. В
шахтных печах ТКГ устанавливают дополнительно и в шахте.
Использование ТКГ позволяет выбрать режим, соответствующий мини-
мальным энергозатратам, в зависимости от конкретных местных условий
(стоимости электроэнергии, ее доступности, наличия природного газа,
керосина и т.п.).
Следует отметить, что пламенный нагрев шихты экономически целесо-
образен до 1200 °C. Выше этой температуры происходит интенсивное окис-
ление железа и недожог топлива. В начале работы топливно-кислородных
горелок к.п.д. достигает 70...80%, с ростом температуры и увеличением
доли проплавляемой шихты к.п.д. уменьшается до 20...30%.
Работа со вспененными шлаками и вдувание углеродсодержащих матери-
алов. Первым шагом решения проблемы подвода большой мощности в
дуговых печах было использование интенсивного охлаждения стен и сво-
да печи. Однако даже водяное охлаждение не в состоянии было бы обес-
печивать стойкость против огромных тепловых нагрузок, если бы одно-
временно не использовали другое естественное явление — экранирование
дуг шлаком. Давно известное сталеплавильщикам отрицательное явление
вспенивания шлака, затрудняющее теплопередачу в мартеновских печах и
создающее опасность выбросов металла в кислородных конвертерах, в ду-
говых печах оказалось тем важнейшим технологическим элементом, благо-
даря которому окончательно утвердилась концепция скоростной плавки.
При свободном горении дуги общая степень передачи энергии состав-
ляет 36%, если исходить из того, что общее количество остальной излу-
чаемой дугой энергии распределяется по одной трети между стенкой
печи, сводом печи и жидкой ванной. Если дуга наполовину своей длины
или полностью погружена в шлак, то излучаемая дугой энергия будет пе-
редаваться примерно наполовину (43%) или полностью (благодаря тепло-
проводности шлака) ванне металла. Коэффициент использования энер-
гии составит при этом соответственно 65 и 93%. Кроме того, когда дуги
погружены в шлак, значительно уменьшаются колебания силы тока и на-
пряжения, что позволяет увеличить подводимую мощность и длину дуг.
При увеличении длины дуг ток уменьшается. В результате этого, а также
меньшего бокового расхода при экранировании шлаком снижается рас-
ход электродов.
235
СТАДЬНА РУБЕЩ
Всему перечисленному способствует вспенивание шлака. Основными
факторами, влияющими на образование вспененного шлака, являются
газовая фаза (количество газов, образующихся в результате реакций обе-
зуглероживания металла, или восстановления оксидов железа шлака угле-
родом) и шлаковая ванна (температура, вязкость, поверхностное натяже-
ние шлака, межфазное натяжение шлак — металл). Для поддержания
шлака во вспененном состоянии требуется:
— повышенный расход шлакообразующих компонентов, обеспечиваю-
щих основность шлака более 2 при повышенной вязкости и минималь-
ном межфазном натяжении и содержании в нем 15—20% оксидов железа;
— вдувание кислорода для поддержания кипения ванны;
— обеспечение более 0,8% [С] или вдувание углеродсодержащих мате-
риалов в шлак.
Выполнение этих условий лучше всего достигается интенсификацией
ввода кислорода в печь с повышением его расхода до 50 м3/т и вдувани-
ем угольного порошка при удельном расходе до 10 кг/т.
Удельный расход энергии при расплавлении под вспененным шлаком
ниже, чем при наличии плохо вспененного шлака.
Экономия энергии достигает 10...30 кВт'ч/т жидкой стали. Это объяс-
няется лучшей передачей энергии вследствие экранирования дуг, возмож-
ностью работы на длинных дугах, частичного нагрева сопротивлением и
передачи тепла конвекцией через слой шлака в системе шлак — металл,
введением дополнительного тепла окисления углерода. Особенно высокая
экономия энергии наблюдается при присадке необожженного доломита,
хотя на разложение доломита расходуется энергия.
Формирование и поддержание вспененных шлаков требует постоянно-
го поступления газообразующих компонентов. Интенсификация ввода
кислорода в печь с повышением его расхода до 25...30 м3/т стала важ-
нейшим фактором обеспечения сверхвысокой производительности дуговых
печей. Для обеспечения вспенивания шлака в условиях дефицита углеро-
да в балансе реакции обезуглероживания (кусковые присадки кокса ха-
рактеризуются малым к.п.д., а использование чугуна не всегда экономи-
чески оправдано), необходимо вдувание порошкообразного углерода.
Чаще всего кислород и гранулированный уголь вводят с помощью
манипулятора через рабочее окно. На «BSW» (Германия) манипулятор с
дистанционным управлением представляет опорно-поворотную колонну, на
которой смонтированы несколько фурм для вдувания кислорода и твер-
дых компонентов и устройства для измерения температуры и окисленно-
сти металла.
Идеальным для поддержания вспененных шлаков является использова-
ние металлизированных окатышей, содержащих и углерод, и кислород, и
236
что не менее важно — равномерно вводимых в реакционную зону. Вспени-
вание шлака прямо влияет только на один металлургический параметр —
на содержание азота в стали. При работе на шихте, включающей горяче-
брикетированное железо, содержание азота снижается на 10...20 ррш благо-
даря «промывке» ванны в процессе более интенсивного обезуглероживания
и лучшей защиты металла от атмосферы печи слоем вспененного шлака.
По результатам контроля за вспениванием по отношению ультрафио-
летового и инфракрасного излучения дуг, по шумовыделению и вибрации
печи и регулированию подачи углерода можно достичь более эффектив-
ного ведения плавки стали, снижение содержания азота в стали и умень-
шение расхода электроэнергии.
Перемешивание ванны. При перемешивании ванны в дуговых печах ус-
коряется расплавление лома, усреднение температуры и состава ванны,
активизируются реакции между шлаком и металлом в зоне низкотемпера-
турного расплава и реакция деазотации стали. Особенно его влияние силь-
но сказывается при плавке стали с использованием металлизованной ших-
ты, когда могут образовываться «айсберги» из металлизованных окатышей.
В печах постоянного тока происходит естественное интенсивное пере-
мешивание ванны благодаря электромагнитным силам, возникающим при
прохождении постоянного тока через ванну жидкого металла. Изменяя
положение катода или анода, или используя специальные донные катуш-
ки, в этих печах можно регулировать и движение металла, и интенсив-
ность его перемешивания.
В трехфазных дуговых печах перемешивание проводят путем донного
вдувания аргона или азота. Эффект перемешивания тот же, что и на печах
постоянного тока. Донное газовое перемешивание повышает производи-
тельность печей на З...6%, снижает расход электроэнергии на 1...7%, и
огнеупоров — на 10%.
При вдувании в ванну кислорода и углерода через специальные фурмы
для вспенивания шлака происходит интенсивное перемешивание ванны
газами, образующимися при сгорании угля, и в этом случае дополнитель-
ное перемешивание при вдувании аргона или азота не обязательно.
Донный выпуск. Важным требованием внепечной обработки является
отсечка печного шлака при выпуске, поскольку его присутствие в ковше
мешает эффективной обработке металла.
Первым шагом в направлении упрощения и повышения надежности
отсечки шлака было использование так называемого сифонного выпуска,
т.е. размещение выпускного отверстия печи ниже уровня расплавленной
ванны. Следующим шагом стал метод донного центрального, а затем вне-
центренного (эркерного) выпуска, который обеспечивает не только отсеч-
ку шлака и части металла но и другие положительные эффекты.
237
СЩЬJU РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАДА 9
Донный выпуск признан техническим решением высокого уровня, о
чем свидетельствует факт оснащения им подавляющего большинства сверх-
мощных печей, введенных или реконструированных после 1985 г. Приме-
нение внецентренного донного выпуска дуговых печей по сравнению с
печами обычной конструкции обеспечивает: бесшлаковый выпуск метал-
ла; внедрение технологии плавки с оставлением части жидкого металла
от предыдущей плавки в печи; уменьшение диапазона угла наклона печи
на 28...30 град.; уменьшение длины гибких кабелей короткой сети на 2 м;
сокращение длительности цикла плавки от выпуска до выпуска при по-
вышенной мощности на 5 мин, и ускорении операции выпуска металла
на 4 мин; уменьшение доли поверхности стен печи, футерованных огне-
упорными материалами на 22%, с аналогичным увеличением доли повер-
хности стен, подвергаемой водяному охлаждению; снижение расхода ог-
неупорных материалов на 2,5...3,5 кг/т; снижение расхода заправочных тор-
крет-масс на 2 кг/т; уменьшение длины струи металла при выпуске на 2
м; уменьшение перегрева металла в печи перед выпуском на 30 °C; со-
кращение расхода электроэнергии благодаря уменьшению перегрева метал-
ла в печи на 20...25 кВт'ч/т; снижение расхода электродов на 6%; обес-
печение компактности струи металла при выпуске из печи.
Дожигание технологических газов. Включение такого технологического
элемента в практику работы дуговых печей направлено на улучшение
энергетического баланса плавки и повышение производительности печей.
Этот элемент по сути явился продолжением развития другого технологи-
ческого элемента — вспенивания шлака, при котором выделяется боль-
шое количество монооксида углерода.
Анализ теплового баланса работы дуговых печей показывает, что до 20%
энергии, введенной в печь, теряется с отходящими газами, что соответ-
ствует потерям электроэнергии до 200 кВт-ч/т. Потери энергии склады-
ваются из физической теплоты газов (50...65 кВт-ч/т) и химической теп-
лоты, которая может быть выделена при их дожигании (окисление моно-
оксида углерода и водорода).
Эффективность систем дожигания характеризуется в основном двумя
параметрами — степенью дожигания СО и эффективностью теплопереда-
чи (отношение энергии дожигания, переданной ванне и шихте, к теоре-
тической энергии дожигания). Обычно степень дожигания составляет
60... 100%, а эффективность теплопередачи достигает 60%. Результирую-
щая эффективность составляет 35...65%. Максимально достигнутая эко-
номия электроэнергии при дожигании технологических газов составляет
60 кВт'ч/т.
В используемых системах, дожигание технологических газов проводят
в объеме печи, в шахте, в подогревателях шихты. Основными компонен-
238
высот электросталеплавильиые хнолопш
тами систем дожигания являются: система отбора и анализа отходящих
газов, фурмы для вдувания кислорода, система клапанов и система ком-
пьютерного управления печью. Расположение, количество и конструкции
фурм для дожигания весьма разнообразны и определяются характеристи-
ками дуг печи, видом шихты и технологией плавки.
Наибольшее распространение нашла системы дожигания американских
фирм «Air Lignid Amerika», «Air Products and Chemicals», «Fuchs System»,
«Amerikan Combustion», «Praxair» и итальянской фирмы «Danieli».
Дожигание монооксида углерода в объеме печи положительно влияет
на электрические характеристики дуг, при этом увеличиваются активная
мощность печи и коэффициент мощности. Кроме того, повышается тем-
пература и происходит более равномерное распределение теплоты в
нерасплавленном ломе в периферийной зоне, образуется более обширная
ванна металла в центре печи, и быстрее формируется активный вспенен-
ный шлак, экранирующий дуги, что приводит к более высокому энерго-
подводу в конце плавления и периода рафинирования и, следовательно,
к повышению производительности печи.
Так при использовании системы дожигания ALARC PC уменьшилась
продолжительность плавки на 8... 15%, снизилось энергопотребление на
25...30 кВт-ч/т, уменьшилось содержание монооксида углерода в отходя-
щих газах на 20% при снижении общей и тепловой нагрузки на систему
газоудаления.
В МИСиС [3, с. 190] разработана конструкция вихревого радиацион-
ного инжектора с металлическим водоохлаждаемым диффузором для по-
лучения веерного факела, дожигаемого СО вблизи поверхности свода. Ис-
пользование инжектора снижает расход электроэнергии за плавку на
20...34 кВт-ч/т (4...6%).
Следует отметить, что нельзя стремиться доводить степень дожигания
монооксида углерода до 100%, так как в этом случае повышается содер-
жание NO в отходящих газах, увеличивается износ футеровки и боковой
расход электродов, повышается вероятность прогара стеновых панелей и
уменьшается выход годного, в результате большего уноса оксидов железа
с технологическими газами.
Для повышения эффективности дожигания технологических газов уве-
личивают продолжительность их пребывания в рабочем объеме печи, для
чего увеличивают высоту корпуса печи и используют конструкции свода
«циклонного типа».
Оригинальная конфигурация свода печи «Danarc Plus» позволяет сни-
зить скорость технологических газов в печи на 60%, что увеличивает
продолжительность их пребывания в печи и, кроме того, создается филь-
трующий эффект для частиц, взвешенных в технологическом газе.
239
Эффективность использования энергии технологических газов увели-
чивается при нагреве ими шихты вне печи, например в загрузочной кор-
зине.
Обобщенные показатели эффективности использования альтернативных
видов энергии в сверхмощных электропечах, по данным опубликованных
работ, приведены ниже:
Экономия
Источник снижения расхода электроэнергии электроэнергии,
кВт ч/т
. Предварительный подогрев лома'.
вне печи 40
в шахтных печах 200
Работа на повышенной мощности за счет длинных дуг 15
Использование топливно-кислородных горелок:
в малых печах 30...60
в крупных печах 90...120
Применение вспененных шлаков 30...50
Использование жидкого чугуна 25...30
Использование донного выпуска 15...30
Автоматизация и управление электроплавкой 30...35
Максимальный эффект дожигания технологических газов достигается в
шахтных дуговых печах, где по сравнению с обычной печью газы остают-
ся в печи в течение более продолжительного времени, и где холодный
лом лучше поглощает теплоту, выделяющуюся при дожигании газов. На
рис. 9.6 приведены данные по удельному расходу электроэнергии для раз-
личных электропечей.
Профессиональная подготовка кадров. В последние годы зарубежные
фирмы придают особое значение человеческому фактору, общей образо-
ванности и профессиональной подготовке персонала. Большое внимание
уделяется выработке высоких мотиваций заинтересованности в работе,
вовлечению людей в принятие решений и их осуществление. Уровень ка-
чества работы определяется высоким общим и профессиональным обра-
зованием. На заводах создают широкую сеть различных школ и курсов
повышения квалификации. В дальнейшем, обучение осуществляется на ра-
бочем месте. Поощряется овладение несколькими специальностями. Боль-
шое внимание уделяется тренингу профессии, создаются условия стажи-
ровки на предприятиях аналогичного профиля, в том числе и за рубежом.
240
4. ТЕНДЕНЦИИ РАЗВИТИЯ ДУГОВЫХ ПЕЧЕЙ
Сверхмощные дуговые печи переменного и постоянного тока ха-
рактеризуются высокими коэффициентами использования установленной
энергетической мощности (не ниже 0,9), долей токового времени плавки
(не ниже 0,75) и производительностью (не ниже 100 т/ч). Они использу-
ются в основном как высокопроизводительные агрегаты для выплавки по-
лупродукта. Обеспечение заданного состава и температуры стали выделя-
ется в самостоятельное звено и реализуется средствами внепечной обра-
ботки. Подобное разделение оправдано с энергетической точки зрения,
поскольку обеспеченная высшим энергетическим потенциалом дуговая
печь не имеет права использовать этот потенциал только в течение при-
мерно половины цикла плавки, как это происходит на печах, работаю-
щих по устаревшим технологиям. Более того, современный набор техно-
логий внепечной обработки позволяет выполнить эти операции в ковше
более эффективно, чем в дуговой печи. Поэтому разработки конструкции
современных дуговых печей и технологий плавки стали в них нацелены
на повышение производительности агрегатов и оптимизацию энергопот-
ребления при выполнении неизменно ужесточающихся требований по
охране окружающей среды.
Электропечи переменного тока. Первые печи, появившиеся в конце
XIX в., были печами постоянного тока. Однако впоследствии в течение
многих десятилетий в черной металлургии использовали печи перемен-
ного тока. До 60-х годов последовательно совершенствовали механичес-
кую конструкцию и электрооборудование, наблюдался непрерывный рост
вместимости печи, мощности трансформатора. С появлением сверхмощ-
ных печей резко изменились основные эксплуатационные характеристи-
ки показателей работы электропечей:
1965 г. 1995 г.
Цикл плавки, мин 180 60
Расход электроэнергии, кВт*ч/т 630 330
Расход электродов, кг/т 6,5 2,3
Анализ работы наиболее технически оснащенных электропечей пока-
зывает, что с каждым годом показатели работы улучшаются и стремятся
к некоторому пределу, при котором соотношение между затратами и по-
лученным эффектом сдвигается в сторону первых. Мировой опыт пока-
зал, что рациональной емкостью печи является от 100 до 150 т.
Потребность в электропечах отечественного производства полностью
покрывалась разработками ВНИИЭТО и Новосибирского завода «Элект-
241
столетий
ГЛАВА 9
ротерм». Несмотря на то что 100-тонные дуговые сверхмощные печи пос-
леднего поколения (ДСП100, 900 кВ-А/т) по своему техническому осна-
щению, эксплуатационным характеристикам уступали электропечам, вы-
пускаемым передовыми западными фирмами, они сыграли важную роль в
развитии отечественного электросталеплавильного производства. В насто-
ящее время высокие технологии и специализация производства в мире
выявили несколько фирм, которые в жестокой конкурентной борьбе ста-
ли лидерами в конструировании и изготовлении современных электропе-
чей: «Danieli» (Италия), «Clesim» до 1996 г., позднее «Kvaerner Metals»
(Франция), «Mannesmann Demag Huttertechnik MDI» до 1997 г., сейчас
«Mannesmann Metallurgic» (Германия), «Nippon Sleel» (NSC) (Япония),
«Fuchs» (Германия) и др. Эти фирмы поставляют электропечи по всему
миру. Такой способ обновления основных фондов связан с существенны-
ми инвестициями и тем не менее его следует признать наиболее опти-
мальным. Только таким путем решают свои задачи все страны мира.
Видимо наш путь модернизации парка электропечей в какой-то степени
должен идти этим же путем. На ОАО «Северсталь» в 1999 г. пушена в
эксплуатацию шахтная печь фирмы «Fuchs».
В последние годы предложен ряд важных технических решений, кото-
рые обеспечивают минимальную потерю мощности на вторичной сторо-
не, достигаемую снижением сопротивления путем оптимизации конструк-
ции вторичного токопровода. При донном выпуске уменьшается величи-
на угла наклона печи, позволившая уменьшить длину кабелей. Снижение
потерь мощности достигается использованием токопроводящих элекгродо-
держателей (ТПЭ).
Крупным достижением явилось изготовление элекгрододержателя из
алюминиевого сплава в виде коробчатой конструкции с внутренним уси-
лением (фирма «BSW» Stahlwerke). 10-летний опыт использования этой
конструкции в Японии, Корее и Германии показал, что масса электродо-
держателя снижается на 50%, уменьшая тем самым нагрузку на механизм
перемещения электродов. Уменьшаются реактивные и электрические по-
тери и в результате повышается на 5... 10% активная мощность, снижается
вибрация. Это позволяет работать на длинных дугах при большей стабиль-
ности. В целом это ведет к снижению расхода электроэнергии на 20
кВт-ч/т и электродов на 0,2 кг/т.
Отметим, что преимущества алюминиевых ТПЭ особенно проявляются
на дуговых печах постоянного тока (ДППТ), где используют электроды с
диаметром 700 и более мм.
Целесообразность ведения плавки на длинных дугах при сравнительно
небольшом токе и максимальной мощности привела к разработке трех-
фазных ЭДП, т.е. печей с высоким реактивным сопротивлением. При
242
ВЫСОКИЕ ЭЛЕКТРО С. ПЛАВ ШЬНЫЕ ТЕХНОЛОГИЙ
..-.-.г......г.•..........;.....г....;. ........ ;.....;.;.
введении на первичной стороне дросселя, расход электродов снижается в
два раза, мерцание в подводящих сетях уменьшается на 30%, исключают-
ся поломки электродов. Однако в результате увеличения реактивного со-
противления короткой сети уменьшается сила тока и мощность. Для ком-
пенсации увеличивают вторичное напряжение (U2) до 1000... 1200 В. Со-
здание ЭДП с высоким импедансом стало возможным благодаря
использованию пенистых шлаков, снявших ограничения на длину дуги.
В Европе и США работают ЭДП с 1'2 = 900...960 В, а в отдельных
случаях до 1200 В. В частности в Англии работает ЭДП с мощностью
трансформатора 120 МВ-А с U2 = 1200 В.
Дуговые печи переменного тока последнего поколения характеризуют-
ся огромной производительностью (более 1 млн. т в год), инженерными
решениями многих элементов конструкции и электрооборудования. Тем не
менее следует отметить, что по сравнению с печами постоянного тока они
работают с несколько более низким коэффициентом мощности, являются
источником мощных помех в питающих энергосистемах, вызывают силь-
ную загазованность окружающей среды, имеют высокий уровень шума.
Печи постоянного тока. С целью устранения указанных недостатков с
начала 80-х годов все большее распространение получают дуговые печи
постоянного тока. Их промышленное использование позволило уменьшить
расход электродов, энергии, огнеупоров, снизить шумовыделение и воз-
действие на питающие сети (фликер). До 1990 г. их число измерялось
единицами, к началу 1993 г. в мире в эксплуатации находилось 46 дуго-
вых печей постоянного тока, а к концу 1998 г. более 130, в том числе в
Японии — 29, США — 19, Германии — 7, Малайзии - 8, Южной Ко-
рее — 15, Тайване — 5, Китае — 14, Италии - 4, Франции — 2. В техно-
логии этих печей заложено множество новых электротехнических, конст-
рукторских и технологических разработок: новые конструкции трансфор-
маторов, выпрямителей, фурм, горелок, систем автоматизации и
управления, новые технологии вдувания кислорода, углерода, шлакообра-
зующих, подогрева и загрузки шихты, дожигания технологических газов,
донного внецентренного выпуска плавок, вспенивания шлаков, донной
продувки ванны газами и т.д. Продолжительность плавки в новых круп-
ных печах существенно сократилась (менее 60 мин). Ожидается доведе-
ние ее в ближайшее время до 30...40 мин.
Основными отличиями печей постоянного тока различных фирм явля-
ется количество сводовых электродов — катодов и конструкция токопро-
водящего узла — анода. Отметим, однако, что особых преимуществ ни
одна из предложенных конструкций не имеет. Силовая линия дуговых
печей постоянного тока, в отличие от трехфазных, включает выпрямитель-
ный блок и сглаживающий реактор, снижающий эффект мерцания. Для
243
питания постоянным током используют как тиристорные, так и диодные
преобразователи. Однозначного мнения о том, какой из названных пре-
образователей лучше, в настоящее время нет. Мировая электротехничес-
кая промышленность освоила производство мощных и компактных вып-
рямителей для печей любой емкости. В случае недостаточной единичной
мощности преобразователей их объединяют в блоки для получения необ-
ходимых параметров источников питания, которые могут собираться по
схемам последовательного, параллельного, либо параллельно-последователь-
ного подключения. Это повышает надежность, так как при выходе из
строя одного трансформатора может быть продолжено плавление на ос-
тавшемся в работе, и реализован режим с повышенным напряжением при
последовательном включении и повышенным током дуги при параллель-
ном включении тиристорных секций без увеличения установленной мощ-
ности источником электропитания. В подине дуговой печи можно разме-
щать несколько изолированных от корпуса электродов и создавать печи
большой мощности, подключая каждый источник электропитания к оп-
ределенному подовому электроду.
Фирмы, выпускающие печи постоянного тока, указывают следующие
преимущества по сравнению с печами переменного тока: меньший удель-
ный расход электродов на 50...60%; снижение уровня фликера на 50%,
возможность подводить большую мощность; надежность электрооборудо-
вания, работа с длинными дугами; перемешивание ванны за счет элект-
родинамических сил; упрощение технического обслуживания и сокраще-
ние трудозатрат; равномерная тепловая нагрузка на футеровку печи; сни-
жение уровня шума на 15 дБ; стабилизация технологии; лучшее
формирование колодцев при их проплавлении; снижение угара легирую-
щих элементов; снижение содержания азота в стали; уменьшение газовы-
деления и пылеобразования; снижение расхода огнеупоров, повышение
производительности.
Несмотря на рекламируемые преимущества печей постоянного тока,
некоторые фирмы предпочитают устанавливать новые высокоимпедансные
трехфазные печи. Это обусловлено тем, что капитальные затраты на печь
переменного тока ниже, суммарный расход электроэнергии практически
одинаков, торцовый расход электродов и воздействие на питающую сеть
высокоимпедансных трехфазных печей и печей постоянного тока сближа-
ются, печи переменного тока обладают большей гибкостью в регулирова-
нии температуры ванны.
Исследование дуг постоянного и переменного тока показало, что дуга
постоянного тока характеризуется пониженным значением градиента по-
тенциала в столбе дуги, что для обеспечения выделения в дуге требуемой
мощности вызывает необходимость увеличения ее длины (до 0,8...1,0 м).
244
В периоды жидкого металла это приводит к росту излучения на стены и
свод печи и увеличению тепловых потерь. Поэтому несмотря на большую,
чем в трехфазных печах скорость нагрева и расплавления металла, печь
постоянного тока не дает особых преимуществ по производительности.
Кроме того в печи постоянного тока требуются специальные меры по
предотвращению отклонения дуги из-за явления магнитного дутья. Введе-
ние в электрическую цепь полупроводникового источника снижает надеж-
ность установок и повышает ее стоимость.
Не полностью отвечает электротехнологическим требованиям и дуга
переменного тока. В начальный период плавки дуга имеет небольшую
длину, что повышает вероятность эксплуатационных коротких замыканий
и расход энергии, усиливает влияние на питающую сеть. В тоже время
дуга непрерывно перемещается, что расширяет колодцы и снижает про-
блему перегрева подины. В периоды жидкого металла дуга переменного
тока более эффективна (не считая расхода электродов).
Исследования к.п.д. дуг постоянного и переменного тока показали, что
к.п.д. дуг переменного тока в зависимости от электрического и шлаково-
го режима изменяется в пределах 0,55...0,85, в то время как к.п.д. дуг
постоянного тока — в пределах 0,40...0,75, чем и объясняется больший, в
некоторых случаях, удельный расход электроэнергии в дуговых печах по-
стоянного тока.
Сравнение работы дуговых печей постоянного и переменного тока сви-
детельствует, что показатели их работы (за исключением расхода электро-
дов) близки (табл. 9.3).
Таблица 9.3. Показатели сопоставимых электропечей переменного и постоянного тока
иностранных фирм
Показатели Печи переменного тока Печи постоянного тока
«Ispat» «Chaparral Steel» «LME» «Вое1»
Мощность трансформатора, МВ-А 105 81 84 95
Максимальное вторичное напряжение, В 960 755 600 720
Масса плавки, т 115 130 85 85
Продолжительность плавки, мин Н.д. Н.д. 68 68
Удельный расход электроэнергии, кВт-ч/т 430 460 447 480
Удельный расход электродов, кг/т 1,8 2,9 1,47 1,52
Диаметр электродов, мм 600 600 700 700
Суммарный расход кислорода, м3/т 25 28 20 20
Производительность, млн. т/год 0.895 0,54 0,55 0,50
245
СТОЛЕТИЙ
9
В ближайшем будущем продолжится соревнование дуговых печей по-
стоянного и переменного тока. В настоящее время ввод в эксплуатацию
дуговых печей постоянного тока вдвое больше, чем переменного.
Дуговая сталеплавильная печь является основным агрегатом, определя-
ющим технико-экономические показатели работы современных мини-за-
водов. В зависимости от требований к производительности печи, метал-
лошихте, сортаменту выплавляемой стали, оптимизации электропотребле-
ния, охране окружающей среды, условиям труда и другим факторам,
используют печи различных типов.
Основное преимущество дуговых печей постоянного тока перед трех-
фазными печами — меньший удельный расход графитированных электро-
дов. Однако, практика показывает, что расход электродов на одноэлект-
родных печах постоянного тока и на сверхмощных высокоимпедансных
печах переменного тока практически одинаков.
Первая двухэлектродная печь постоянного тока, разработанная фирма-
ми «1Н1» (Ishikawajima-Harima Heavy Industries Ltd., Япония ) и «АВВ»
(Швейцария), вместимостью 250 т ( мощность 100 МВ-А, производитель-
ность 0,8 млн. т/год ) введена в эксплуатацию на заводе фирмы «Tokyo
Steel» в г. Уцуномия (Япония) в 1996 г. Печь включает два основных эле-
мента — овальную печь и систему загрузки лома (рис. 9.9), состоящая из
криволинейного шахтного подогревателя и загрузочного устройства с дву-
мя толкателями, расположенными на разных
уровнях. Лом из бункера поступает в шахту
и нагревается технологическими газами до
температуры примерно 800 °C (температура
выходящих газов около 200 °C).
Печь оборудована двумя верхними графи-
товыми электродами и двумя подовыми
электродами, выполненными из токопрово-
дящих огнеупоров. Дуги отклоняют к цент-
ру печи, куда загружается лом, что уменьша-
ет тепловую нагрузку стен и позволяет не
устанавливать стеновые панели и снижать
теплопотери печи. Печь работает с большой
массой оставшегося от предыдущей плавки
Рис. 9.9. Двухэлекгродная дуговая печь постоянного
тока:
1 — бункер; 2 — шахта; 3 — верхний толкатель; 4 —
нижний толкатель
246
ВЫСОКИЕ ЭЛЕКТРОСТАЛЫШАВИЛЬНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ
расплава (ПО т при массе выпускаемой плавки 140 т). Это обеспечивает
постоянство условий работы печи, таких как: температура металла, под-
водимая мощность, газовыделение, температура технологических газов.
Загрузка лома в шахту полностью автоматизирована и основана на конт-
роле уровня лома в шахте. Автоматизированы процессы вдувания кисло-
рода, углерода, шлакообразующих, управление перемещением графитовых
электродов.
Преимущества такой печи: расход электроэнергии 260 кВт*ч/т при
расходе вдуваемого угля 25 кг/т и кислорода 33 м3/т; уменьшение уровня
шума (на 15...20 дБ по сравнению с обычной печью постоянного тока),
снижение фликера на 50...60% по сравнению с одноэлектродной дуговой
печью постоянного тока; уменьшение пылевыделения; высокая доля то-
кового времени плавки.
Так как все операции плавки автоматизированы, ожидается, что печь и
печь-ковш будут обслуживать два оператора. Фирма «Danieli Centromet»
разработала конструкцию сверхмощной двухэлектродной дуговой печи по-
стоянного тока мощностью 208 МВт (4x52) с четырьмя водоохлаждаемыми
электродами для плавки стали из шихты, состоящей на 100% из холодных
металлизованных окатышей, для завода фирмы «Hylsaa Flat Product
Division» в Монтеррее (Мексика). Печь введена в эксплуатацию в октябре
1998 г. Основные технические характеристики: вместимость 195 т, масса
выпускаемой плавки 135 т, масса остатка жидкой стали 60 т, диаметр кор-
пуса на уровне подины 7400 мм, диаметр графитовых электродов 700 мм,
максимальная мощность фурм для вдувания кислорода и угля 3x70 м3/мин,
максимальная мощность кислородных фурм 4x15 м3/мин, проектная про-
изводительность 147 т/ч (100% холодных металлических окатышей). Печь
оборудована водоохлаждаемыми стеновыми панелями; свод также имеет
водяное охлаждение. На своде смонтирован лоток для непрерывной загруз-
ки металлизованных окатышей в зону отклоненных к центру печи дуг.
Поперечное сечение газоотводящего патрубка выбрано так, чтобы обеспе-
чить минимальную скорость технологического газа и уменьшить потери с
уносом мелочи загружаемых окатышей. На печи установлены три фурмы
для вдувания угля и кислорода — две расположены ближе к шлаковому
окну, а третья — со стороны внецентренного подового выпускного отвер-
стия. Для вспенивания шлака на уровне шлакового пояса установлено два
инжектора угля. Дожигание технологического газа осуществляется с по-
мощью четырех кислородных фурм. Отбор проб и измерение температуры
металла и содержания углерода в нем производится автоматически с по-
мощью манипулятора.
Так как печь питается от двух независимых источников, то сверхмощ-
ная двухэлектродная печь представляет две одноэлектродные печи посто-
247
янного тока средней мощности в одном корпусе. Такая схема обеспечи-
вает резкое снижение фликера.
Подовый электрод-анод выполнен водоохлаждаемым. Верхняя стальная
часть анода приварена к нижней медной части трубчатого сечения, внут-
ренняя верхняя поверхность которой имеет каналы, образующие спираль.
Такая конструкция обеспечивает большую скорость воды в медной части
анода и высокую теплоотдачу. Ремонт и смену подовых электродов со-
вмещают со сменой футеровки в зоне шлакового пояса и сменой футе-
ровки подины.
После выпуска плавки и заделки выпускного отверстия зажигают дуги
и начинают непрерывно загружать металлизированные окатыши на «бо-
лото» с помощью лотка через отверстие в своде. С первого момента плав-
ки включают все фурмы и инжекторы. Сразу же образуется вспененный
шлак. Плавка ведется до полной загрузки шахты. Проектная продолжитель-
ность плавки составляет 55 мин, расход электроэнергии — 575 кВт*ч/т.
Планируется перевести печь на работу с пневмотранспортом и загруз-
кой металлизованных окатышей в горячем состоянии, что позволит умень-
шить расход электроэнергии на 70 кВт-ч/т.
Интересный способ дуплекса осуществлен в Агсоп-процессе (ARC in
Converter), разработанном фирмой «Concast Standard AG» в виде двухкор-
пусного агрегата, представляющего собой комбинацию конвертера с вер-
хней кислородной продувкой и одноэлектродной дуговой печи постоян-
ного тока. В каждом из корпусов кислородная фурма может быть замене-
на общим графитированным электродом и наоборот. Размеры корпусов
отвечают размерам типового кислородного конвертера. Днище каждого
корпуса выполнено из электропроводных периклазо-графитовых огнеупо-
ров и имеет подовый пластинчатый медный электрод, футеровка стен
корпуса выполнена из периклазо-графитовых огнеупоров. Выпускное от-
верстие расположено в периферийной части токопроводящей подины.
Чугун заливают через горловину корпуса или с помощью желоба через
боковое окно, являющееся частью футеровки корпуса. Окно при работе
корпуса в режиме дуговой печи служит для ввода фурм для вдувания из-
вести, угля и кислорода, манипулятора и спуска шлака. Общий для обоих
корпусов графитированный электрод крепится на электрододержателе,
расположенном между корпусами со стороны выпускного отверстия. Кис-
лородные фурмы, отдельные для каждого из корпусов, имеют дополни-
тельные боковые сопла для вдувания кислорода на дожигание моноокси-
да углерода технологических газов. Электрическое питание агрегата осу-
ществляют с использованием 6-пульсного выпрямительного блока,
позволяющего подводить ток силой до 80 кА. Подстанция с печным
трансформатором и выпрямительным блоком расположена рядом с агре-
248
Рис. 9.10. Схема двухкорпусного аг-
регата «Сопагс».
!«аййааХ)
характеризуется гибкостью в выборе
гатом. Помещение для управле-
ния работой корпусов общее,
однако каждый корпус осна-
щен самостоятельным комп-
лексом контрольно-измеритель-
ных приборов.
Фирма «Mannesmann Demag»
разработала конструкцию двух-
корпусной печи переменного
тока типа «Сопагс» (Converter-
ARC furnace) (рис. 9.10). Эта печь
сырья и источников энергии. Часть кислорода (до 85%) вдувается через
многосопловую верхнюю фурму с интенсивностью до 300 м3/мин. Расход
электроэнергии составляет от 187 до 244 кВт-ч/т.
Модуль дуговая печь постоянного тока — конвертер, сочетающий пре-
имущества дуговой печи постоянного тока и кислородного конвертера, по-
зволяет увеличить долю используемого в конвертере лома до 100% при
одновременном повышении качества металла по сравнению с электроста-
лью, выплавляемой на шихте из лома, и без снижения производительно-
сти конвертера (рис. 9.11). Сущность технологий заключается в выплавке
на шихте из лома в дуговой печи постоянного тока жидкого синтетичес-
кого чугуна при глу-
бокой его десульфура-
ции в печи и подаче
его в конвертер при
строго заданной тем-
пературе в диапазоне
1250... 1600 °C и точно
известном содержа-
нии примесей (цвет-
ных металлов, серы и
фосфора).
Рис. 9.11. Схема комби-
нированного модуля
электропечь — кислород-
ный конвертер
249
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ
ГЛАВА 9
В качестве агрегата для выплавки жидкого синтетического чугуна пред-
лагается использовать сверхмощную двухкорпусную дуговую печь посто-
янного тока с подогревателями лома. Дуговая печь такого типа емкостью
160 т обеспечивает периодические выпуски 130 т стали в пределах 37...45
мин. Такая печь может работать синхронно с конвертером с использова-
нием 100% лома (130 т синтетического чугуна + 30...40 т твердого лома)
и с 60% лома в конвертерах садкой соответственно 160 и 350 т. Расход
электроэнергии в электропечи меньше на 100 кВт-ч/т, главным образом,
в связи с более низкой температурой выпуска чугуна (1450 °C) по сравне-
нию с температурой стали на выпуске (1650 °C). Общие энергозатраты в
2,6 раза меньше.
Фликер. Дуговые сталеплавильные печи являются источниками мощных
помех в питающих энергосистемах. По сравнению с трехфазными печами
печи постоянного тока генерируют фликер на 50...60% меньше. Эта раз-
ница при использовании высокоимпедансных трехфазных печей и при
работе на длинных дугах при меньшей силе тока может быть уменьшена.
Однако, последнее требует улучшить стабильность горения дуг путем по-
вышения реактанса печи, для чего устанавливают дроссели насыщения,
обеспечивающие стабилизацию тока и реактивной мощности, в первую
очередь в период плавления. Чтобы компенсировать уменьшение силы
тока и мощности в результате увеличения реактивности токопровода, уве-
личивают максимальное межфазное вторичное напряжение на печи до
1000... 1200 В. Еще более значительные преимущества можно получить,
повысив его до 1500 В. Соответствующее уменьшение силы тока способ-
ствует снижению электродинамических колебаний в короткой сети и
уменьшению поломок электродов.
Дуга печи постоянного тока служит источником гармоник, присущих
тиристорным выпрямителям, которые могут по своему влиянию на пита-
ющие сети быть даже хуже гармоник трехфазных печей, но с которыми
можно справиться при установке подходящих фильтров.
На фликер печей большое влияние оказывает способ загрузки шихты
в печь — корзинами или непрерывно с помощью конвейерных питателей.
При загрузке корзиной наблюдаются очень большие колебания уровня
силы тока и напряжения, особенно в начальный этап проплавления ко-
лодцев. Предпочтительнее в этом отношении печи с непрерывной загруз-
кой металлошихты и с предварительным подогревом лома, а также рабо-
тающие с остатком расплава от предыдущей плавки (с «болотом»), в ко-
торых обеспечивается более устойчивое горение дуг.
Расход электроэнергии. Удельный расход электроэнергии при плавке
стали в дуговых печах зависит от множества факторов, таких как перио-
дичность работы, конструкция и вместимость печи, мощность трансфор-
250
ВЫСОКИЕ ЭЛЕКТРОСШЕПЛАВИРЕЬНЫЕ ТЯхШуГИИ
матора, характер сырьевых материалов, технология плавки, дожигание
технологических газов, вдувание кислорода, предварительный подогрев
лома, автоматизация процесса, использование альтернативных источников
энергии и т.д.
Как видно из рис. 9.12, удельный расход электроэнергии в печах по-
стоянного или переменного тока, однокорпусных или двухкорпусных при-
мерно одинаков. Различие вносят только дожигание технологических га-
зов и подогрев шихты (шахтные печи и печь «Consteel»),которые на всех
типах печей снижают расход электроэнергии. Минимальный расход элек-
троэнергии на двухэлектродных печах постоянного типа и печах «Сопйагс»
обусловлен большей эффективностью электрических дуг и меньшими теп-
лопотерями при большей газоплотности печей. Удельный расход электро-
энергии менее 200 кВт-ч/т на двухкорпусных печах, работающих по тех-
нологии «Агсоп» или «Сопагс», получен за счет вносимого теплосодержа-
ния жидкого чугуна шихты.
Расход электроэнергии не является определяющим фактором при вы-
боре типа печи. Гипотетически можно довести его до нуля, используя
альтернативные источники энергии или сжигая металлошихту. В зависи-
мости от наличия электроэнергии, альтернативных источников энергии, их
стоимости, законов по охране окружающей среды в различных странах вы-
бирается и соответствующий им тип печи. Можно только отметить, что
печи с дожиганием технологических газов, предварительным подогревом
лома и использованием альтернативных источников энергии предпочти-
тельнее при необходимости снижения удельного расхода электроэнергии.
Рис. 9.12. Удельный расход электроэнергии дуговых печей различного типа:
1 — 40...60% жидкого чугуна в шихте; 2 — газоуплотненные печи; 3 — печи с топлив-
ными горелками; 4 — вдувание углерода и кислорода; 5 — печи с дожиганием техно-
логических газов; 6 — печи с предварительным нагревом лома
251
СШЬ 1ЦРУЮЮ оолегий \
Расход электродов. Суммарный расход графитированных электродов
складывается из торцевого и бокового расходов, торцевых поломов и по-
ломок свечей. Торцевой и боковой расходы составляют 30...90% суммар-
ного расхода. Поэтому в основном расход графитированных электродов
определяется временем плавки, токовым временем, подводимой мощнос-
тью, диаметром и длиной электродов, удельной скоростью их окисления.
Боковой износ в трехфазных печах примерно втрое больше, чем в печах
постоянного тока, только из-за большей поверхности электродов, и умень-
шение расхода графитированных электродов на печах постоянного тока
обусловлено, в основном, меньшим боковым износом электрода.
Поломки свечей происходят гораздо чаще на трехфазных печах, чем на
печах постоянного тока, что связано с большей электромагнитной вибра-
цией печей переменного тока.
На современных дуговых печах постоянного тока суммарный расход
графитированных электродов составляет 1...1,5 кг/т. На высокоимпеданс-
ных трехфазных печах расход электродов, по сравнению с прошлыми го-
дами, значительно снижен и может составлять менее 2 кг/т (1,8...3,0 кг/т).
Для достижения такого показателя на трехфазных печах вторичное напря-
жение повышают до 1000 В и более, при одновременном снижении силы
тока. Однако при этом, для повышения стабильности горения дуги, при-
ходится устанавливать серию реакторов.
На мощных печах постоянного тока (80... 100 МВт, трансформаторы
мощностью 140... 150 МВ-А) для прохождения тока до 130 кА требуются
электроды диаметром более 710 мм. Для таких электродов можно поднять
предельную силу тока в печах постоянного тока на 10... 15% (до 108 кА и
более). Поэтому при использовании электродов диаметром менее 600 мм
дуговые печи постоянного тока имеют явное преимущество по издержкам
на электроды.
Альтернативным решением проблемы электродов большого диаметра
может служить использование на печах постоянного тока нескольких гра-
фитированных электродов меньшего диаметра, например, двух, как на
двухэлектродных печах конструкции фирм «1Н1» и «АВВ», или четырех,
на печах типа «Comelt».
Естественно, что снижение расхода электродов напрямую связано с
уменьшением удельного расхода электроэнергии при использовании топ-
ливно-кислородных горелок, предварительном подогреве металлошихты,
вдувании кислорода и угля, дожигании монооксида углерода в объеме
печи, увеличении токового времени плавки, использовании жидкого чугу-
на в шихте, сокращении времени плавки, автоматизации процесса плавки
и т.п. При использовании всех этих мер расход электродов может быть
снижен до уровня менее 1 кг/т.
252
Расход огнеупоров. В дуговых печах постоянного тока наличие подовых
электродов увеличивает толщину и вес подины, усложняет конструкцию
и ее текущий ремонт и увеличивает расход подовых огнеупоров. Однако
это увеличение компенсируется снижением расхода стеновых огнеупоров.
Для устранения неравномерности износа футеровки стен печей постоян-
ного тока, связанного с отклонением дуги, особенно при работе на длин-
ных дугах и со вспененными шлаками и соответствующего снижения
расхода огнеупоров, используют различные приемы, как, например, вне-
центренное расположение графитированного электрода, расположение
штыревых водоохлаждаемых подовых электродов. Все эти меры способ-
ствуют снижению уровня фликера и повышению стойкости подовых элек-
тродов, срок службы которых может превышать 2000...3000 плавок, т.е.
равен сроку службы подины печи.
Износ футеровки стен печей постоянного тока составляет около 0,3 мм
на плавку и срок службы стен превышает 2000 плавок. Футеровка трех-
фазных печей требует более частого ремонта из-за интенсивного ее изно-
са в «горячих зонах». Суммарный расход огнеупоров на крупных печах
обычно составляет около 6 кг/т на трехфазных печах и около 4 кг/т — на
печах постоянного тока.
5. АВТОМАТИЗАЦИЯ И УПРАВЛЕНИЕ ЭЛЕКТРОПЛАВКОЙ
С усложнением технологии и сокращением длительности плавки
обслуживающему персоналу труднее своевременно и адекватно реагировать
на текущую информацию о ходе процесса и состоянии оборудования.
Комплексная автоматизация и оптимизированное управление, включающие
регулирование электрических параметров дуги и перемещение электродов
(пофазно), расчет оптимальных расходов кислорода, топлива, шлако- и
пенообразующих присадок, режим использования горелок, вдувание кис-
лорода, водяного охлаждения, давления под сводом, ввода материалов в
печь и др., должна быть направлена на сокращение потерь времени для
принятия оперативных решений, как неотъемлемое условие максимальной
производительности и минимальных энергозатрат.
Мгновенные расчеты энергетического и материального балансов возмож-
ны лишь на базе современной вычислительной техники. Поэтому дуговые
печи оснащают способным к самообучению компьютерным регулятором,
программа работы которого основана на принципе нейронной сети. Глав-
ная особенность новых систем автоматизации состоит в том, что она не
стремится приводить электрический и технологический режимы печи к
каким-либо стандартным параметрам, заранее заложенным в систему, а,
253
СТАЛЬ UA РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ tJJABA 9
учитывая особенности выплавляемой стали, шихты и хода плавки, выдви-
гают по ходу плавки новые оптимумы, к которым, используя все техноло-
гические системы, приводятся электрический и технологический режимы
дуговой печи. Использование таких систем позволяет сократить длитель-
ность плавки на 2...5 мин, повысить производительность печи на 2...5%.
За последние годы существенно изменились методы и технические
средства при управлении работой дуговых печей (ДСП). Это, в первую
очередь, связано с широким использованием средств вычислительной тех-
ники. В обычной практике в принятой иерархической структуре управле-
ния нижний уровень занимают микроконтроллерные системы. Эти систе-
мы управляют электрическим режимом печи, механизмами подачи добавок,
подачей кислорода и газа в печь и выполняют некоторые другие функции.
Регуляторы электрического режима, созданные на основе использова-
ния микроконтроллеров (SIMELT АС фирмы «Сименс», РММ 9522 АО
«Черметавтоматика»), имеют возможности гибкого изменения коэффици-
ентов усиления, форсированной отработки коротких замыканий и разры-
вов дуг, уменьшения взаимовлияния фаз, управления процессом при не-
стандартных ситуациях. Некоторые фирмы для управления электрическим
режимом используют стандартные персональные компьютеры («АВВ
Industrial Systems», «Фукс Системтехник»). В этих системах предусмотрено
пофазное изменение заданий (уставок) регуляторам, ступеней напряжения,
что приводит к равномерному расплавлению шихты.
При управлении ДСП может быть использовано двух- или трехуровне-
вое управление. На втором уровне решаются, как правило, задачи управ-
ления тепловым, технологическим и электрическим режимами — форми-
рование заданий нижнему уровню. При управлении тепловым режимом
рассчитывается тепловой баланс, на основе которого определяется темпе-
ратура расплава. Рассчитанные значения корректируются после измерения
температуры металла.
Управление технологическим режимом включает расчет материального
баланса, из которого рассчитывают массу расплавленной стали и массы
любого элемента, содержащегося в данной марке стали. Это служит ос-
новой для расчета добавок и кислорода на продувку.
На третьем иерархическом уровне решают задачи оптимизации ввода
электроэнергии в печь. Общая цель оптимизации состоит в поддержании
максимального уровня активной мощности в любой момент плавки. В
основу концепции оптимального управления электрическим режимом ДСП
положена динамическая модель электропечного контура, непрерывно адап-
тирующаяся к меняющимся условиям в процессе плавки.
С использованием методов искусственного интеллекта (теории нейронных
сетей) находят такие значения заданий (уставок) регулятору электрического
254
____________ мест ашл-осгщдзддаедг
режима, которые в каждый момент оптимизируют вводимую мощность, в
отличие от традиционного управления, когда используются, в основном,
три значения уставок, обеспечивающих длинную, среднюю и короткую
дуги. В подобных системах уставки меняются очень часто, в общем слу-
чае в каждый такт управления и в широких пределах.
Реализуются подобные системы искусственного интеллекта (SIMELT
NEC фирмы «Сименс», IAF фирмы «Neural Application Corporation») на
базе мощных ЭВМ и по сообщениям в печати приносят ощутимый эко-
номический эффект. Фирма «Neural Application Corporation» разработала
регулятор «думающая дуговая печь», построенный на использовании ком-
пьютерных программ, имитирующих работу мозга человека, включающий
три нейронно-сетевые системы: первая вычисляет возможную ошибку
регулирования за 100...300 нс до ее совершения, вторая действует как
традиционный регулятор — меняет положение электродов с учетом сигна-
ла, формируемого первой системой, третья анализирует накапливающую-
ся информацию и оптимизирует управление печью. В регуляторе исполь-
зованы две ЭВМ с процессорами 8046: «Пентиум» и аналоговая система
сбора данных производительностью 400 тыс. проб в секунду. Для первич-
ного обучения регулятора после его подключения к печи требуется около
10 мин, для полного — около недели.
На 90-т печи фирмы «Birmingham Steel» (США) после оснащения печи
таким регулятором получили экономию электроэнергии 19,5 кВт-ч/т (3,9%),
электродов — 0,16 кг/т (8,5%), увеличение производительности на 2 т/ч
(2,5%). При использовании этих регуляторов на некоторых заводах эконо-
мия достигла 1 млн. долл/год. Использование “думающего” регулятора Simelt
NEC фирмы «Siemens» на сверхмощной дуговой печи фирмы «Krupp Thyssen
Dirosta Gmbh» (Вохум, Германия) дало экономию 250 тыс. марок в год.
Дальнейшим развитием системы оптимизации плавки являются интег-
рированные компьютерные системы управления всеми объектами электро-
сталеплавильного цеха, обеспечивающие ход всего технологического про-
цесса и его контроль из различных точек цеха. Ставится задача перевести
работу дуговых печей в полностью автоматизированный режим без учас-
тия оператора. На первый план выходит разработка “думающих” печей.
С точки зрения автоматизации все типы дуговых печей одинаково
приемлемы к ней, одни чуть труднее, другие — проще. Но ни один тип
печей не может работать эффективно без комплексной автоматизации.
В 60—80 годы XX в. вопросы управления технологическими режимами
электросталеплавильного и конвертерного процессов в основном базиро-
вались на формальных методах. К ним в первую очередь следует отнести
статистические и математические методы оптимизации, в частности мето-
ды линейного и динамического программирования. Практически решались
255
статистические задачи управления. На стадии выбора шихты решение
задачи минимизации ее стоимости. Управление последующими стадиями
процесса в основном сводилось к коррекции временных программ тех-
нологических режимов или отдельных взаимодействий: обезуглероживание,
дегазация, фосфорация, кремний-восстановительный процесс, раскисле-
ние и т.д.
Совершенствование концепции строительства сверхмощных по удельной
мощности электродуговых печей в последние десятилетия XX в. потребова-
ло решения задач управления электропечью как процессом многостадийным,
когда все стадии взаимосвязаны и эффективность определяется качествен-
ным управлением всеми взаимодействиями, присущими каждой из стадий.
Примером такой системы алгоритмов и математических моделей является
пакет прикладных программ «ОРАКУЛ», разработанный сотрудниками До-
нецкого государственного технического университета (Украина) [3, с. 174].
Математические модели по своему содержанию включают материаль-
ные и энергетические балансы и математические модели, позволяющие
оценивать распределение компонентов ванны между шлаковой и метал-
лической фазами на базе известных и скорректированных химических
потенциалов этих компонентов.
Такая организация математической модели позволила получить К урав-
нений балансов (по числу компонентов в завалку) и К условий равенства
химических потенциалов в шлаковой и металлической фазах, другими
словами — нелинейную систему из 2К уравнений с 2К неизвестными. Тем-
пература и давление в системе задавались. Было установлено, что смеще-
ние химических потенциалов от равновесных носило систематический
характер, и потому учитывалось соответствующими системами адаптации.
Кроме того, ряд параметров обычно нельзя предсказать априори, т.к. они
индивидуальны для каждой плавки. Кинетические коэффициенты, тепло-
вой к.п.д., эффективность дутьевых устройств и т.д. определяли на основе
текущего регрессионного анализа по результатам предыдущих реализаций.
Задание на содержание К компонентов в готовом металле по окончании
процесса сверху и снизу позволило свести всю систему к системе 2К
нелинейных неравенств и решать задачу симплекс-методом.
В реализуемой системе «ОРАКУЛ» в качестве входной информации
используют марку (или состав) стали, перечень материалов, имеющихся
на складе, характеристики оборудования и дополнительные ограничения,
диктуемые условиями производства (состояние оборудования, условия
смежных переделов, директивные ограничения и др.). После получения
заданий на плавку «ОРАКУЛ» выдает расчетный график будущей плавки
с детальной проработкой режимов работы всех управляющих органов,
оптимальных масс вводимых материалов, полную калькуляцию затрат по
256
переделу, и выдает сообщения технологам, обеспечивающим службам и
другим по заранее согласованному списку. При поступлении замечаний эта
процедура повторяется до полного согласования. При достижении согла-
сия (или по умолчанию) «ОРАКУЛ» в назначенный момент приступает к
реализации плана, непрерывно отслеживая текущие промежуточные резуль-
таты в сопоставлении с расчетными (фактические показания датчиков,
замеры температуры, поступающие химические анализы и др.). При воз-
никновении существенных отклонений от расчетного графика «ОРАКУЛ»
сигнализирует об этом, повторяет расчет с учетом изменившихся условий,
проводит согласование и продолжает плавку по измененному графику. В
любой момент времени оператор может взять управление на себя или вер-
нуться в автоматический режим. Во время перехода на ручное управление
«ОРАКУЛ» продолжает управление в том же режиме, дополнительно учи-
тывая действия сталевара, выводя свои рекомендации на экран.
В процессе развертывания системы (вплоть до запуска в автоматичес-
ком режиме) не предусматривали никакого вмешательства в сложившую-
ся структуру технологических процессов, оптимизация охватывает пока
лишь массы и виды расходуемых материалов. Однако уже в процессе
«привязки» отдельных модулей системы и особенно после их включения
в реальном времени с автоматическим вводом всей необходимой инфор-
мации был получен ряд интересных и даже неожиданных результатов.
В области так называемой «критической концентрации» углерода, т.е.
на завершающей стадии плавки, когда прогноз должен быть особенно
точным, известный своеобразный ход кривой окисления углерода получа-
ется «автоматически», непосредственно из термодинамического расчета и
материального баланса, без каких-либо предположений относительно ли-
митирующих звеньев и других кинетических факторов. Резкое замедление
скорости окисления углерода происходит потому, что после некоторой
(«критической») концентрации львиная доля каждой порции углерода,
поступающей в жидкий металл, расходуется не на окисление углерода, а
на растворение в металле и окисление других компонентов ванны.
Таким образом, опробование элементов системы «ОРАКУЛ» в реаль-
ном времени на ДСП в режиме непрерывного прогноза химического со-
става и температуры продуктов плавки, а так же испытания с ручным
вводом информации подтвердили их достаточную точность для использо-
вания в качестве основы системы управления плавкой. При использова-
нии в качестве «советчика», система позволяет существенно снизить зат-
раты на легирование, уменьшить число проб и замеров температуры, оп-
тимизировать структуру технологического процесса.
Ретроспективный анализ истории развития современного конвертерно-
го передела и дуговых сталеплавильных процессов и совершенствования
9 — 1473 257
их управления полностью подтверждает установленные законы и положе-
ния проведения рассмотренного в работе класса открытых металлургичес-
ких систем. Более того их совместное рассмотрение позволяет с уверен-
ностью говорить о перспективах дальнейшего совершенствования управ-
ления именно в этом направлении.
6. ВОПРОСЫ ЭКОЛОГИИ В ЭЛЕКТРОСТАЛЕПЛАВИЛЬНОМ
ПРОИЗВОДСТВЕ
Развитие электросталеплавильного производства и интенсификация
процесса плавки сопровождается увеличением выбросов пыли. При плавке
стали в дуговых печах, работающих на ломе, образуется 15...20 кг пыли на
1 т стали. Интенсивность пылеобразования неравномерна по периодам
плавки. Максимальное выделение пыли наблюдается в период плавления
лома 18,6 кг/т. При загрузке шихты, выпуске плавки и через электродные
зазоры выделяется пыли 0,55; 0,20 и 0,04 кг/т соответственно.
Проблема сокращения технологических выбросов является одной из
актуальных проблем совершенствования технологии. Это связано с тем,
что доля основных фондов современных систем очистки газов в стоимо-
сти основных фондов по сталеплавильному производству доходит до 50%.
Эксплуатационные расходы на газоочистные сооружения также велики. Ме-
роприятия по сокращению выбросов пыли направлены на совершенство-
вание технологических процессов и конструкций плавильных агрегатов.
Дуговые печи, работающие с подогревом лома, характеризуются мень-
шим выделением пыли с технологическими газами, что связано, в основ-
ном, с пылефильтрующим эффектом подогреваемого лома. На печах типа
«Consteel» на заводе фирмы «Florida Steel» выделение пыли уменьшилось
на 30%. Еще лучшие результаты получены при просасывании газов через
слой лома, как это делается на печи «Consteel» фирма «Nippon Steel Plant
and Machinery Division» (Япония), а не при пропускании газов над ло-
мом, как в первых печах этого типа.
В шахтных печах выделение пыли снижается на 20%. Подобные же
результаты получены на двухэлектродных печах постоянного тока и на
печах типа «Сопйагс».
В дуговых печах постоянного тока по сравнению с трехфазными выде-
ление пыли резко снижается, что связано с природными особенностями
дуги постоянного тока. В печах постоянного тока жидкий металл контак-
тирует только с анодным пятном электрической дуги. Поскольку плотность
тока и удельный тепловой поток в анодном пятне на порядок ниже, чем
в катодном, то при плавке в печах постоянного тока испаряется меньше
258
металла и шлака и образуется в 6...8 раз меньше пыли, чем при плавке
в трехфазных печах.
Кроме того, в печах постоянного тока действуют процессы, отличав-
шиеся от процессов в печах переменного тока. Вокруг дуги постоянного
тока создается постоянное электрическое поле, воздействующее на заря-
жение частицы, находящейся в нем. На положительно заряженные части-
цы действует сила электрического поля, направленная к катоду. Положи-
тельно заряженные частицы, прежде всего Fe2+, витающие в околоэлект-
родной зоне, разряжаются, слипаются и возвращаются в расплав, что
подтверждается содержанием FeO в технологических газах печей постоян-
ного и переменного тока. На отрицательно заряженные частицы действу-
ет сила, направленная к расплаву. В печах переменного тока мгновенное
значение электрического поля меняет свое направление и величину с
частотой 50 Гц. Силы, действующие на частицы, также периодически
меняют направление и направленного движения частиц не происходит. В
результате образуется однородное пылегазовое облако, которое выносится
технологическими газами. Поэтому печи постоянного тока имеют явное
экологическое преимущество по сравнению с трехфазными.
Интенсификация процесса плавки в высокомощных дуговых печах тре-
бует решения проблем эвакуации и обеспыливания значительных объемов
технологических газов. Традиционная схема предполагает локальный от-
сос газов из печи через дополнительное отверстие в своде, посредством
сводового патрубка, связанного с камерой дожигания системы газоотсоса.
В этом случае наибольшее разряжение создается в зоне сводового патруб-
ка, в то время как в других зонах имеет место небольшое избыточное
давление. Стремление увеличить производительность газоотсоса приводит
к увеличению локальных скоростей газового потока по кратчайшему пути
от рабочего окна и других неплотностей печи к отверстию газохода в
своде. При этом увеличиваются потери материалов в систему газоочистки
и угар электродов за счет подсоса воздуха.
Снижение выноса пыли в систему газоочистки может быть обеспечено
за счет изменения конструкции дуговой печи и свода в частности.
В конструкции печи «Danieli Plus М2» (Италия) введен свод «циклон-
ного типа» из трубчатых элементов (тангенциальная система отсоса печ-
ных газов), за счет конфигурации которого снижается скорость печных
газов и уменьшается вынос крупных частиц пыли.
На 100-т (63 МВ • А) печи Донецкого металлургического завода внедрен
водоохлаждаемый свод с системой распределенного газоотсоса, аналогич-
ный конструкции фирмы «Danieli». В нем по периметру выполнена коль-
цевая камера, образованная трубчатыми водоохлаждаемыми панелями,
змеевики которых навиты в плоскости, перпендикулярной продольной оси
9-
259
.. ...----------1Г„А.Ж...... :W .:.
печи. Камера закрыта сверху листом экрана, в котором выполнено отвер-
стие под сводовый патрубок. Нижняя часть камеры представляет газорас-
пределительную решетку с переменным шагом по угловому положению
относительно отверстия газохода. В камере создается разряжение. Отсос
газов в кольцевую камеру производится со всей поверхности подсводово-
го пространства печи со значительной степенью равномерности. Следстви-
ем распределенной системы газоотсоса является снижение скорости печ-
ных газов. Это способствует уменьшению выноса крупных частиц в сис-
тему газоочистки и уменьшению подсосов воздуха в неплотности печи.
Кроме того, сама газораспределительная решетка является первичным
фильтром очистки печных газов от пыли. Последняя оседает на относи-
тельно холодной поверхности гарнисажа на трубах и по мере роста его
толщины сверх равновесной, по условиям теплообмена, оплавляется и
возвращается в печь. Сравнительные исследования запыленности отходя-
щих газов при переходе со стандартного водоохлаждаемого свода на свод
с системой распределенного газоотсоса показали снижение уровня запы-
ленности в период плавления в 2...4 раза, а в период доводки плавки в
1,5...2 раза.
Выбросы диоксинов и фуранов. Как было сказано выше, на заводах все
реже имеется в наличии качественный лом. Увеличивается доля стально-
го лома, загрязненного полихлорвиниловыми соединениями (провода, об-
шивка и т.п.). Даже на лучших ломоперерабатывающих заводах в продук-
тах измельчения корпусов автомобилей после снятия сидений и шин со-
держится до 2% (масс.) углеводородов.
В сочетании с поливинилхлоридными материалами при нагреве лома
при температуре 550...600 °C они образуют летучие органические соедине-
ния, диоксины и фураны.
Диоксины — это полихлорированные дибензопарадиоксины, относящи-
еся к классу плоскостных трициклических ароматических соединений.
Известно 75 изомеров, различающихся своими свойствами. Диоксины
приобрели репутацию самых токсичных соединений, известных человеку.
Отрицательное воздействие даже крайне низких концентраций диоксинов
резко усиливается в присутствии других биологически активных загрязня-
ющих веществ.
Токсичность диоксинов различна в зависимости от их вида. Кроме
диоксина может образовываться фуран, отличающийся от последнего от-
сутствием одного атома кислорода в химической структуре соединения.
Суммарное воздействие их увеличивается. Поэтому вводится понятие «ток-
сичного эквивалента», выраженного в нг/м3 газа. Предельно допустимая
концентрация «токсичного эквивалента» в воздухе во многих странах ус-
тановлена равной 0,1 нг/м3.
260
*«£*Rg " ........ ...........' --l*tT-W ——V— ’ V — — •’—7 >------
Для образования диоксинов необходимы органические соединения,
кислород и определенная температура. Катализаторами, во много раз уве-
личивающими содержание диоксинов в продуктах горения, служат тяже-
лые металлы, такие как медь. Диоксины разлагаются при высоких темпе-
ратурах, однако при прохождении продуктов высокотемпературного горе-
ния через газоходы неудачной конструкции установок они могут
образовываться снова. Дуговые печи выбрасывают 0,01... 1,3 нг/м3 «токсич-
ного эквивалента». Причем максимальные цифры относятся к дуговым
печам, выплавляющим углеродистую сталь и работающим с подогревом
лома, особенно к шахтным дуговым печам. Печи, работающие без подо-
грева лома, выбрасывают меньше «токсичного эквивалента». Практически
не выбрасывают диоксины и фураны печи, выплавляющие легированные
стали, т.е. выбросы диоксинов, фуранов в атмосферу определяются типом
печи, наличием горелок, систем дожигания технологических газов и по-
догрева лома, качеством лома и грамотностью использования всего обо-
рудования дуговых печей.
Улавливание диоксинов и фуранов представляет большую проблему, т.к.
они сгорают до СО2 и Н2О при высоких температурах, что можно обес-
печить за счет дожигания технологических газов. Очень важно следить,
чтобы в охлаждаемом технологическое газе не протекал обратный процесс
их образования. Это достигается дожиганием газов при температуре при-
мерно 1200 °C и последующей «закалкой» газов путем орошения водой или
примешивания охлаждающего воздуха.
Индикатором эффективности сжигания органических соединений мо-
жет служить содержание монооксида углерода в отходящем газе, которое
по законодательству об охране окружающей среды должно быть мини-
мальным. Если содержание монооксида углерода в отходящем газе мень-
ше 50 мг/м3, можно с уверенностью утверждать, что летучие органичес-
кие соединения, диоксины и другие органические реагенты сгорели.
Для очистки технологических газов от диоксинов и фуранов необходи-
мо новое оборудование, более дорогостоящее, обеспечивающее газоочист-
ку от аэрозолей и пыли, на которых адсорбируются диоксины до уровня
ниже 20 г/м3, например, скрубберы типа «Airfine». Одним из способов
является вдувание адсорбента (активированного угля) в технологически
газы. Но этот способ опасен из-за возгорания пыли в фильтрах при вду-
вании угля (коксовой пыли) более 50 мг/нм3. Разрабатываются различные
способы охлаждения технологического газа до газоочистки и вдувания
коксовой пыли, обеспечивающие снижение содержания диоксинов в выб-
расываемых газах до менее 0,1 нг/м3. Снижению образования ядовитых
органических соединений в технологических газах способствует монито-
ринг стального лома и его подготовка к плавке.
261
Проблемные вопросы внепечной
обработки
Глава
ДОСТИЖЕНИЯ И ПЕРСПЕКТИВЫ
РАЗЛИТИЯ ВНЕПЕЧНОЙ
ОБРАБОТКИ СТАЛИ
Классификация методов внепеч-
ной обработки
Анализ результатов применения
внепечной обработки на зарубеж-
ных и отечественных предприя-
тиях
Внепечная обработка стали на
машинах непрерывной р« стеки
Опыт внедрения установки вне-
печной обработки
Внепечная обработка стали является неотъемлемым, а в ряде случаев —
ключевым звеном в современных технологических процессах получения
качественной стали. На сегодняшний день такой обработке в той или
иной степени подвергается более 80% всей стали, выплавляемой в разви-
тых странах или свыше 500 млн. т в год. Наиболее широко внепечная
обработка используется при производстве стали для подшипников, высо-
копрочных конструкционных марок для нужд судостроения, газонефтяно-
го комплекса (особенно для изделий, работающих в условиях Севера)
флокеночувствительной, с особо низким содержанием углерода и неметал-
лических включений для автомобильной промышленности, электротехни-
ки, высокохромистых коррозионностойких сталей и сплавов.
Следует отметить, что внепечная обработка в значительной степени
стирает различия в свойствах металла, выплавляемого в различных метал-
лургических агрегатах, и позволяет получать сталь с заданным уровнем
эксплуатационных характеристик.
Совокупность всех разработанных на сегодняшний день методов вне-
печной обработки позволяет решать следующие задачи современного и
перспективного сталеплавильного производства:
1. Существенное повышение чистоты металла, эффективная подготов-
ка металлического расплава к кристаллизации путем:
— глубокого комплексного рафинирования от вредных примесей
([S] <30 ррм, [О] <20 ppm, [N] <30 ppm, [С] <10 ppm, [Н] <1,5 ppm,
[Р] <30 ppm);
— микролегирования стали и модифицирования неметаллических вклю-
чений;
— точного регулирования химического состава готового металла в пре-
делах ± (0,01...0,03)%;
— усреднения температуры и гомогенизации металлического расплава;
— точного регулирования температуры жидкой стали перед разливкой
в пределах ± (2...5) °C;
2. Повышение производительности основных сталеплавильных агрегатов.
3. Большая гибкость и мобильность в проведении технологических
операций.
4. Энерго- и ресурсосбережение.
В табл. 10.1 показано, как менялись и усложнялись задачи и функции
внепечной обработки стали на протяжении второй половины XX в.
263
Таблица 10.1. Изменение функциональней направленности внепечной обработки стали с
1950 по 2000 гг.
Решаемые задачи Агрегаты и способы внепечной обработки
Удаление водорода, обезуглероживание Вакуумирование в ковше, DH,RH
Десульфурация, удаление неметаллических включений Синтетические шлаки, ТШС
Выравнивание температуры и химического состава Продувка Аг и N2, электро- магнитное перемешивание
Получение низкоуглеродистой коррозионностойкой стали AOD, VOD, RH - ОВ
Глубокое рафинирование стали, микролегирование и Введение порошкообразных
модифицирование неметаллических включений реагентов
Комплексная подготовка стали к разливке и Установки ковш — печь,
кристаллизации использование промковша и кристаллизатора МНРС для дополнительной обработки
Получение стали с принципиально новыми свойствами, с суммарным содержанием вредных примесей 30...50 ppm VOD - РВ, RH - РВ
1. КЛАССИФИКАЦИЯ МЕТОДОВ ВНЕПЕЧНОЙ
ОБРАБОТКИ
Все разработанные на сегодняшний день многочисленные спосо-
бы внепечной обработки стали по их функциональной направленности
можно разделить на четыре основные группы [1 — 4]:
1. Методы перемешивания с усреднением температуры и химического
состава расплава.
2. Методы введения порошкообразных реагентов, раскислителей и
микролегирующих элементов.
3. Вакуумная обработка.
4. Методы комплексной обработки с подогревом на установках ковш —
печь.
Методы перемешивания. Перемешивание металла путем продувки арго-
ном или азотом, а также электромагнитное перемешивание расплава яв-
ляются простыми, дешевыми и самыми распространенными способами
внепечной обработки (рис. 10.1). Они позволяют проводить гомогениза-
цию жидкой стали по температуре и составу, удалять до 10... 15% водоро-
264
да (при продуве инертным газом) и неметаллических включений, а также
интенсифицировать массообменные процессы между металлической и
шлаковой фазами.
Продувку металла в ковше инертным газом осуществляют через по-
груженную фурму (рис. 10.1, а) (либо фурмы, расположенные тангенци-
ально в нижней части ковша), а также через пористые пробки, швы и
вставки, установленные в днище ковша (рис. 10.1,6). В первом случае
не требуется вводить никаких конструктивных изменений в устройство
футеровки ковша, однако трудно обеспечить пузырьковый режим пере-
мешивания расплава по всему объему. Это успешно достигается при
использовании одной или нескольких пористых пробок из спеченного
муллита (70% А12О3) или периклаза (95% MgO), стойкость которых дос-
тигает 15...20 плавок. Средняя интенсивность подачи газа для продувки
0,01+0,05 м3/(т‘мин), продолжительность 5... 10 мин.
В последние годы метод продувки металла инертным газом получил
дальнейшее развитие на заводах фирмы «Nippon Steel Corp.» (Япония),
где для защиты поверхности металла от окисления, существенного повы-
шения степени усвоения раскислителей и легирующих добавок, а также
точной корректировки химического состава стали используют САВ
Рис. 10.1. Методы перемешивания расплава:
а — продувка через погруженную фурму; б —
продувка снизу через пористую пробку; в —
процесс CAS; г — электромагнитное переме-
шивание; д — пульсационное перемешивание;
1 — шлак; 2 — металл; 3 — ковш; 4 — люк;
5 — погружной колпак; 6 — защитный сталь-
ной конус
265
-ИШЛ
(Capped Argon Bubbling) или CAS (Composition Adjustment by Sealed Aigon)
процессы (рис. 10.1, в). В этом случае поверхность металла защищена
слоем синтетического шлака, а легирование и раскисление проводят в
нейтральной атмосфере через выполненный из высокоглиноземистых ог-
неупоров погружной колпак. Для химического подогрева металла со ско-
ростью 5...15°С/мин во время обработки в расплав вдувают сверху кис-
лород и одновременно вводят алюминиевый порошок (CAS — OB (Oxygen
Blowing) -процесс).
Электромагнитное перемешивание металла (рис. 10.1, г) имеет ряд
преимуществ по сравнению с продувкой инертным газом: большую на-
дежность и безопасность, гибкость и точность регулирования режима,
низкие стоимостные затраты. Однако в этом случае не удается достичь
высокой интенсивности массообменных процессов между металлической
и шлаковой фазами из-за неадекватного режима перемешивания. Кро-
ме того, отсутствует возможность удаления водорода с пузырьками ар-
гона.
Для более равномерного и интенсивного перемешивания всего объема
жидкой стали и уменьшения опасности вторичного окисления, а также
рефосфорации металла при взаимодействии с попавшим в ковш печным
шлаком (что наблюдается при продувке аргоном), фирмой «Kawasaki Steel
Corp.» (Япония) разработан процесс пульсационного перемешивания РМ
(Pulsation Mixing).
В этом случае огнеупорный полый цилиндр, соединенный с вакуумным
насосом и газопроводом, погружается в ковш с жидкой сталью (рис. 10.1).
Давление в цикле вакуумирования, когда металл поднимается в цилиндр
50 кПа, а в цикле вытекания 150 кПа. Время обработки 15 мин. Данный
процесс выполняет функции интенсивного перемешивания, легирования и
частичного вакуумирования стали при более низких затратах, простоте обо-
рудования и меньших потерях тепла, по сравнению с порционным и цир-
куляционным вакуумированием.
Методы введения порошкообразных реагентов, раскислителей и микроле-
гирующих добавок. Эти методы «инжекционной металлургии» широко ис-
пользуются практически во всех промышленно развитых странах и позво-
ляют эффективно решать ряд задач повышения качества стали:
— глубокая дефосфорация металла (за исключением высоколегированных
расплавов) с использованием смесей СаО — CaF2 — F2O3, Na2CO3 и др.;
— глубокая десульфурация путем введения СаО — CaF2, Са, Ba, Mg,
СаС2, СаО - СаСО3, Са - А12О3 - СаО - CaF2, СаО - CaF2 - Al,
РЗМ и др.
— раскисление и модифицирование неметаллических включений А1, Са,
РЗМ, CaSi, CaSiBa, CaSiMnAl и другими элементами;
266
— точное легирование, включая регулирование содержания углерода и
азота, для чего применяют FeSi, FeB, FeTi, FeZr, SiZr, Pb, FeSe, Те, NiO,
V2O5, Nb2O5, MoO2, CaCN2, порошки графита или кокса.
Вдувание порошкообразных материалов (крупностью до 2 мм) в токе
инертного газа осуществляется через погруженные в расплав фурмы раз-
личных конструкций (рис. 10.2, о) и за рубежом носит название TN-npo-
цесс (Thyssen — Niederrhein) (Германия), SL-процесс (Scandinavian Lancers)
(Швеция) и др. Расход смесей в зависимости от состава стали и решае-
мых задач колеблется от I до 5 кг/т, а интенсивность введения достигает
80... 100 кг/мин.
Для эффективной десульфурации металла при продувке в ковше ис-
пользуют 12... 15 кг/т покровного шлака с низким окислительным потен-
циалом на основе CaO—А12О3—CaF2. Возможное повышение содержания
азота в стали при такой обработке можно предотвратить, оборудуя ковш
герметичной крышкой. Особую роль при введении в расплав реагентов
играет химическая стойкость огнеупорной футеровки ковша и практичес-
ки полное отсечение печного шлака.
Эффективным способом использования порошкообразных материалов
является введение их в полой проволоке в глубь металлического расплава
с помощью трайб-аппарата (рис. 10.2, б). Такой метод, называемый за
рубежом CW (Cored Wire), имеет ряд преимуществ по сравнению с вду-
ванием порошков в токе инертного газа. Стальная оболочка проволоки
защищает реагенты от взаимодействия с атмосферой и влагой во время
Рас. 10.2. Методы введения порошкообразных реагентов, раскислителей и микролеги-
рующих компонентов:
a — вдувание порошков; б — введение полой проволоки; в — выстреливание пуль; г —
погружение в контейнере; 1 — контейнер; 2 — трайб-аппарат; 3 — пневматическая
пушка; 4 — штанга; 5 — закрытый контейнер
транспортировки и хранения, предохраняет их от окисления при прохож-
дении через слой шлака, позволяет точно регулировать количество доба-
вок и вводить их в расплав на необходимую глубину. Из-за меньшей
интенсивности перемешивания, бурления и выбросов металла снижаются
тепловые потери (10...15 °C) и уменьшается опасность повышения содер-
жания азота и кислорода в стали. Способ не требует сложного оборудо-
вания, дополнительных площадей, значительных капитальных затрат и
отличается лучшими экологическими показателями [5].
Диаметр проволоки составляет 8... 16 мм, скорость ввода 150...300 м/мин
и выше, время обработки 2...4 мин. В процессе такой обработки и после
нее расплав, как правило, продувают аргоном снизу. В качестве напол-
нителей более широко используют не только кальцийсодержащие мате-
риалы для десульфурации и модифицирования неметаллических вклю-
чений, но и различные микролегирующие добавки, которые позволяют
с высокой точностью 2...2,5 % (отн.) корректировать содержание в ста-
ли алюминия, титана, ванадия, ниобия, бора, свинца, углерода, серы,
азота и др. элементов. При этом проволоку можно вводить не только в
ковш, но и в процессе непрерывной разливки или непосредственно в
изложницу.
Меньшее распространение в практике внепечной обработке стали по-
лучил пока метод введения кальцийсодержащих сплавов, алюминия и
других компонентов путем выстреливания пуль или капсул с определен-
ной скоростью в глубь расплава с помощью автоматической пневматичес-
кой пушки (рис. 10.2, в). Этот способ, разработанный в Японии и назван-
ный SCAT (System of Calcium Adding Technique) или ABS (Aluminum Bullet
Shooting), используют для обработки особо ответственных трубных и кон-
струкционных марок стали, а также для раскисления металла в большег-
рузных ковшах. К преимуществам такого метода относятся: введение до-
бавок на большую глубину и, следовательно, высокая степень их усвое-
ния; точное легирование и очень низкие тепловые потери; к недостаткам —
значительные капитальные и эксплутационные затраты и проблемы раз-
брызгивания металла.
Помимо перечисленных способов введения активных реагентов в ме-
талл применяют и более простую методику погружения их в ковш в зак-
рытом стальном контейнере на футерованной штанге (рис. 10.2, г). Таким
образом, например, микролегируют сталь РЗМ с небольшими добавлени-
ями кальция или магния (для более интенсивного перемешивания). Глав-
ным недостатком данного метода является значительный разброс остаточ-
ных содержаний РЗМ и кальция в стали, а также низкая воспроизводи-
тельность результатов обработки из-за неконтролируемых условий
взаимодействия реагентов с расплавом.
268
Способ обработки стали при выпуске в ковш твердыми шлаковыми
смесями на базе извести и плавикового шпата (ТШС), которые дают чаще
всего на струю металла, по эффективности существенно (по разным оцен-
кам в 2—3 раза) уступает методу вдувания порошков. Его применение на
ряде предприятий в России и СНГ оправдано лишь отсутствием необхо-
димого оборудования для введения материалов в глубь металлического
расплава и жестких требований по содержанию серы в обрабатываемых
марках стали (степень десульфурации не превышает 25...30%). Вместе с
тем, необходимо отметить, что в отличие от других рафинирующих сред
(инертных газов и вакуума) возможности шлаковых смесей для глубокого
комплексного очищения стали от вредных примесей при внепечной обра-
ботке используются не в полной мере и здесь, как будет показано ниже,
имеются существенные резервы.
Вакуумная обработка. В современных условиях металлургическая про-
дукция, предназначенная для изделий ответственного назначения и не
прошедшая вакуумирования в процессе производства, пользуется все мень-
шим спросом на мировом рынке.
Только за последние 10 лет в электросталеплавильных и конвертер-
ных цехах различных стран введены в эксплуатацию более 80 новых ус-
тановок вакуумной обработки стали производительностью 62 млн. т/год.
При этом рост объемов вакуумированной стали опережает рост ее про-
изводства, и по прогнозам на 2010 г. около 27% всей выплавляемой в
мире стали будет подвергаться обработке в вакууме [6]. Это прежде всего
относится к флокеночувствительным конструкционным, подшипниковым,
коррозионностойким, электротехническим, рельсовым, колесным, труб-
ным маркам стали ответственного назначения, а также легированной
стали для толстого листа и плит, бескремнистой для автомобильного
листа и др.
Такая обработка при снижении остаточного давления в камере до
0,1... 1,0 кПа успешно обеспечивает глубокое обезуглероживание (менее
0,01%) и раскисление, низкое содержание водорода (до 1 ppm) и неме-
таллических включений (особенно при раскислении углеродом), гомоге-
низацию расплава по температуре и химическому составу, точное легиро-
вание при высоком усвоении вводимых компонентов (табл. 10.2).
Все многочисленные методы вакуумирования можно разделить на три
группы (рис. 10.3):
1) струйное вакуумирование при выпуске металла из сталеплавильного
агрегата в ковш, при переливе из ковша в ковш, при разливе в изложни-
цу или на МНРС (рис. 10.3, а);
2) вакуумирование в ковше с электромагнитным перемешиванием или
продувкой инертным газом (рис. 10.3, б);
269
Таблица 10.2. Усвоение и пределы колебаний элементов в вакуумированной стали
Элементы Пределы колебаний Усвоение,%
Хром ±0,03 100
Марганец ±0,03 95
Кремний ±0,03 95
Углерод ±0,01 80
Алюминий ±0,015 70
Титан ±0,01 70
Ванадий ±0,01 100
3) вакуумирование отдельных порций металла вне ковша в вакуум-ка-
мере (рис. 10.3, в, г).
Вакуумирование стали при выпуске из печи и при переливе из ковша
в ковш не получило широкого распространения из-за технических слож-
ностей и большой потери температуры жидким металлом (до 40...90 °C).
Струйное вакуумирование применяют, в основном, при отливке в излож-
ницы крупных слитков массой до 500 т и более для ответственных поко-
вок коленчатых и гребных валов судов, роторов турбин, генераторов,
прокатных валков.
Перспективным способом существенного повышения стабильности
свойств готового проката (прежде всего автомобильного листа) является
разработанный в России метод поточного вакуумирования стали при не-
прерывной разливке. В основу этого метода положен принцип рафини-
рования от водорода, кислорода и неметаллических включений в струе
и тонком слое металла в вакуумной камере над промковшом МНРС
(рис. 10.4).
Вакуумирование стали в ковше, помещенной в специальную вакуум-
ную камеру или закрытой герметичной крышкой, является наиболее про-
стым способом вакуумной обработки жидкого металла. Такой обработке
чаще всего подвергают нераскисленную сталь, когда в результате эффекта
интенсивного кипения расплава, в процессе обезуглероживания, содержа-
ние водорода и кислорода может быть понижено до 3 ppm. Для повыше-
ния эффективности вакуумирования в ковше большой массы металла
(100 т и более) применяют электромагнитное перемешивание или продув-
ку расплава снизу инертным газом. Последний способ является предпоч-
тительным, поскольку пузырьки аргона способствуют развитию реакций
обезуглероживания и дегазации, и это позволяет получать в готовом ме-
талле 1,5...2 ppm водорода и до 0,01% углерода. К недостаткам вакууми-
рования стали в ковше следует отнести необходимость тщательного отсе-
270
г
Рис. 10.3. Вакуумная обработка стали:
а — струйное вакуумирование; б — вакуумировние в ковше; в — порционное вакууми-
рование (ДН); г — циркуляционное вакуумирование; J — вакуум-камера
чения печного шлака, перегрева металла перед обработкой на 40...70 °C и
низкую степень деазотации стали (10...30%).
Способ вакуумно-кислородного обезуглероживания — VOD (Vacuum
Oxygen Decarburization), при котором металлический расплав, содержащий
0,3...0,5% углерода, продувают в ковше в вакуум-камере кислородом через
водоохлаждаемую фурму сверху и арго-
ном — через пробку в днище, позволяет не
только получать особо низкоуглеродистую
высокохромистую сталь (меньше 0,01 С %),
но и частично преодолеть отмеченные
выше недостатки. В этом случае содержа-
ние азота уменьшается до 25...30 ppm и
устраняется необходимость перегрева ме-
Рис. 10.4. Поточное вакуумирование стали при не-
прерывной разливке:
1 — сталеразливочный ковш; 2 — вакуум-камера;
3 — промежуточный ковш; 4 — кристаллизатор
271
таяла вследствие выделения тепла при протекании экзотермических реак-
ций во время продувки кислородом. Усвоение хрома достигает 97...99%,
существенно снижается угар и других легирующих элементов, введенных в
сталь после окислительного вакуумирования: марганца и ниобия до 5...7%,
алюминия и титана до 10...15%.
Двумя основными способами вакуумирования отдельных порций метал-
ла в вакуум-камере вне ковша (рис. 10.3) являются разработанные в ФРГ:
порционное вакуумирование DH («Dortmund — Herder») и циркуляцион-
ное вакуумирование RH («Ruhrstahl — Heraeus»), Эти методы (и прежде
всего RH) благодаря простоте конструкций и их технического обслужива-
ния, высокой производительности (время обработки 8...20 мин), большой
технологической гибкости проводимых операций, меньших габаритов,
малых потерь тепла (15...25 °C), возможности физического и химического
подогрева металла в камере получили наиболее широкое распространение,
особенно на крупных заводах, имеющих плавильные агрегаты большой
вместимости и высокой производительности. Только за последнее десяти-
летие в крупных конвертерных и электросталеплавильных цехах металлур-
гических заводов мира введено в эксплуатацию более 25 установок RH с
общей годовой производительностью 31 млн. т. Этот метод можно счи-
тать наиболее перспективным и эффективным для решения всего комп-
лекса перечисленных выше задач вакуумной обработки. Дальнейшее со-
вершенствование порционного и циркуляционного вакуумирования проис-
ходит по следующим направлениям:
1) интенсификация массообменных процессов в камере DH, путем
продувки аргоном через щелевые фурмы, расположенные во всасывающем
патрубке;
2) снижение тепловых потерь при плазменном нагреве металла в каме-
ре и индукционного — в патрубках;
3) повышение стойкости футеровки днища и патрубков вакуум-камер
и снижение расхода дорогостоящих огнеупоров (глинозема, муллита, пе-
риклаза);
4) окислительное циркуляционное вакуумирование RH—ОВ для произ-
водства низкоуглеродистых коррозионностойких сталей с высоким содер-
жанием хрома (>17%), для чего кислород подают в металл сверху через
водоохлаждаемую фурму или вдувают снизу через две специальные фур-
мы («труба в трубе», внутренняя — для кислорода, внешняя — для арго-
на), которые установлены в нижней части вакуум-камеры; источником
химического тепла для нагрева металла при такой обработке является
реакция окисления алюминия;
5) глубокая десульфурация стали ([S] < 5 ppm) при вдувании порошко-
образных реагентов (Са — СаО — CaF2) в расплав через фурму под вса-
272
сывающим патрубком (или непосредственно в камеру над ним) — метод
VI (Vacuum Injection).
Агрегаты комплексной обработки стали. Комбинированные способы
внепечной обработки металла, включающие глубокое рафинирование рас-
плава с применением шлаковых смесей, порошкообразных реагентов и
вакуума, точный контроль температуры и химического состава стали с
наибольшей эффективностью и гибкостью осуществляют в агрегатах
ковш — печь, в которых предусмотрена возможность подогрева металла
дугами переменного или постоянного тока (последний не получил пока
широкого распространения, также как и плазменный и индукционный
подогрев). Эти агрегаты позволяют при необходимости выдерживать жид-
кую сталь в ковше перед разливкой с заданной температурой в течение
продолжительного времени.
В установках комплексной обработки можно проводить практически все
сталеплавильные процессы, особенно, если предусмотрена возможность
скачивания шлака. Они пригодны при производстве широкого круга ма-
рок стали, за исключением марганцовистых, и легко размещаются в дей-
ствующих электросталеплавильных и конвертерных цехах. Вакуумирование
в таких агрегатах осуществляется в ковше, накрытом вакуумной крышкой
или установленном в вакуум-камере.
В первом случае установка может иметь две крышки: одну — для ду-
гового обогрева, другую, герметичную — для вакуумной обработки. Такая
конструкция предусмотрена в широко распространенном процесс ASEA —
SKP (Швеция), где ковш последовательно перемещают под разные крыш-
ки в процессе обработки стали (рис 10.5). Многостендовые агрегаты вне-
печной обработки достаточно сложные и дорогостоящие, однако высокое
качество металла ([S] < 10 ppm, [Н] < 1,5 ppm, [О] < 10 ppm) оправды-
вает затраты, особенно при производстве высоколегированных специаль-
ных сталей, которые по своим свойствам приближаются к металлу ЭШП.
Разновидностью комбинированного процесса обработки металла шла-
ковыми смесями и вакуумом при одновременном дуговом подогреве и
продувке аргоном снизу может
служить процесс VAD (Vacuum
Рис. 10.5. Схема процесса ASEA—
SKF:
а — вакуумирование; б — подогрев:
1 — перемешивающий индуктор; 2 —
электроды; 3 — шиберный затвор
273
fajt in гл; к
ТШ-. Il
Рис. 10.6. Агрегаты комплексной обработки стали с подогревом
а — вакуумирование с дуговым подогревом (VAD); б — ковш — печь (LF); в — GRAF;
1 — электроды; 2 — рафинирующий шлак; 3 — шиберный затвор; 4 — инертная атмос-
фера; 5 — пористая пробка; 6 — шлак; 7 — фурмы
Arc Degassing — рис. 10.6, а), при котором возможна глубокая десульфура-
ция, путем вдувания порошкообразных реагентов (СаС2, SiCa, Са) через
погруженную фурму. Продолжительность обработки в таком агрегате мо-
жет превышать 2 ч (из них 40 мин — дегазация без подогрева при давле-
нии в камере менее 1 кПа).
В последние годы в мировой практике большое распространение полу-
чает новое поколение агрегатов ковш — печь, конструкция которых обес-
печивает проведение процессов обработки практически всех марок сталей
в оптимальном режиме с высокой операционной гибкостью. Такие агре-
гаты за рубежом получили название LF (Ladle — Furnace), а у нас в стра-
не часто используют аббревиатуру АКОС ( агрегат комплексной обработ-
ки стали) [7]. Они включают систему точного легирования и корректи-
ровки состава, устройства для вдувания порошков и введения проволоки,
отбора проб, контроля температуры расплава в пределах ±2 °C, эффектив-
ную очистку отходящих газов (рис. 10.6, б).
Нагрев металла осуществляют заглубленными в толстый слой шлака
дугами длиной 100... 140 мм, чтобы обеспечить достаточно эффективную
теплопередачу и одновременно защитить огнеупорную футеровку ковша от
облучения дугами. Большинство агрегатов ковш — печь оснащены двумя
системами перемешивания металла; индукционной и продувки инертным
газом. Применение их в технологической схеме ДСП—АКОС позволяет
снизить температуру металла при выпуске из печи на 5О...7О°С, существен-
274
но уменьшить расход огнеупоров, а также повысить более, чем в два раза
эффективность использования электроэнергии в ДСП.
Установки ковш — печь потребляют 20...30 кВт*ч/т электроэнергии и
0,2—0,35 кг/т электродов; скорость нагрева металла 2...5°С/мин; время
обработки 25...40 мин. Их стоимость за последние годы повысилась до
6... 13 млн.долл. в основном из-за чрезвычайно возросшей степени авто-
матизации агрегатов. Однако себестоимость стали, прошедшей комплек-
сную внепечную обработку, может снижаться на 6... 12 долл/т в результа-
те повышения производительности сталеплавильных печей и снижения
энергетических и материальных затрат, а также существенного повыше-
ния качества и расширения сортамента выпускаемой металлопродукции
(табл. 10.3) [4].
Альтернативный агрегат для комплексной внепечной обработки GRAF
( Gas Refining Arc Furnace), разработанный в Японии, состоит из конвер-
тера с основной футеровкой, который оборудован трехэлектродной систе-
Таблица 10.3. Изменение состава стали в процессе обработки на установке ковш — печь
Элемент Изменение содержания в стали
Углерод Повышение на l...l,5 ppm при нагреве с продувкой аргоном; на 0,8...1 ppm/мин с электромагнитным перемешиванием, в зависимости от начального содержа- ния, продолжительности нагрева и длины дуг
Сера Степень десульфурации 65...85% после 30 мин обработки и начальном содержании 0,03%, в зависимости от уровня окисленности и состава шлака, а также интенсивности перемешивания
Кислород, общий Снижение до 10...50 ppm в зависимости от марки стали, используемых раскислителей и герметичности крышки ковша
Азот Повышение менее 5 ppm в зависимости от начального содержания и уровня окисленности шлака
Водород Повышение менее 1 ppm в зависимости от начального содержания и уровня окисленности шлака
Фосфор Повышение на 5...50 ppm в зависимости от количества печного шлака, попавшего в ковш (если не проводится дефосфорация)
Алюминий и кремний За время нагрева в течение 15 мин происходит умень- шение концентрации: А1 — на 0,005%, Si — на 0,02%
275
мой дугового нагрева, пористой вставкой в днище для продувки аргоном,
фурмами, погруженными в расплав при наклоне конвертера, а также вы-
пускным отверстием с шиберным затвором (рис. 10.6, в). Такая конструк-
ция агрегата обеспечивает интенсивное перемешивание расплава, позво-
ляет вводить порошкообразные реагенты, использовать рафинирующие
шлаковые смеси, а также точно контролировать температуру и состав стали
перед разливкой. Процесс характеризуется более низкими капитальными
и эксплуатационными затратами, высокой производительностью и может
эффективно применяться при производстве самых различных марок ста-
ли, включая как низколегированные конструкционные, так и высоколеги-
рованные жаропрочные и коррозионностойкие.
Огнеупорные материалы для футеровки ковшей агрегатов комплексной
обработки стали должны отвечать ряду требований, связанных с их тер-
мической и химической стойкостью в широком диапазоне изменения тем-
ператур, уровня окисленности системы, составов металла и рафинирован-
ных шлаковых смесей, а также высокоактивных модифицирующих и мик-
ролегирующих добавок.
Типичными огнеупорами для установок ковш — печь в настоящее вре-
мя являются изделия на основе MgO—Сг2О3, Д12О3, MgO — С, ZrSiO4 и
др. Они обеспечивают стойкость днища и боковых стен ковша, работаю-
щих с наибольшей нагрузкой, до 40...70 плавок.
Для достижения высокого уровня эксплутационных свойств металла,
идущего на изготовление изделий ответственного назначения, в соответ-
ствии с постоянно возрастающими требованиями потребителей на совре-
менных металлургических заводах внедряют комплексную технологию,
включающую практически всю цепочку внепечной обработки. Например,
на заводе TEESIDE (British Steel Comp.) при производстве специальной
конструкционной стали для платформ, работающих в Северном море,
чугун перед заливкой в конвертеры продувают порошками карбидов каль-
ция и магния, точно контролируют отделение шлака при выпуске метал-
ла из конвертера в ковш, где расплав интенсивно перемешивают с вве-
дением Al-ленты и полой проволоки, содержащей Са и CaSi. Затем сталь
обрабатывают на установке ковш — печь и подвергают циркуляционному
вакуумированию перед дополнительным рафинированием в промковше
МНРС. Только в результате такой технологии готовый металл содержит
[S] 10 ppm; [Н] 1 ppm, [О] 10 ppm, [N] 20 ppm, что обеспечивает необ-
ходимый уровень эксплуатационных свойств: предел текучести, удлине-
ние и ударная вязкость повышаются на 20...25% , снижается температура
хрупко-вязкого перехода, повышается изотропность металла в толстых се-
чениях, на 50% возрастает жидкотекучесть стали, на 40...60% — ее тре-
щиноустойчивость.
276
Сходная схема производства высокопрочной стали повышенной чисто-
ты для крупногабаритных газонефтяных труб нового поколения, работаю-
щих в условиях Крайнего Севера, внедрена на заводе фирмы «Vorst —
Alpine» (Линц, Австрия).
Таким образом, в настоящее время создано множество способов вне-
печной обработки и их модификаций, позволяющих в различных услови-
ях производства стали добиваться необходимого эффекта наиболее раци-
ональным путем. В табл. 10.4 показаны возможности различных способов
внепечной обработки по комплексному рафинированию стали от вредных
примесей, включая и перспективные разработки.
Таблица 10.4. Классификация внепечных методов рафинирования стали
Методы
Шлаковые смеси
Порошкообразные
реагенты
Продувка инертными
газами
Вакуумная обработка
Установки комплексной
обработки
неметаллические
включения
Примеси
цветные
металлы
+
+
Условные обозначения:
+ эффективное рафинирование; ± слабое рафинирование; + > принципиальная воз-
можность с учетом перспективных разработок; — рафинирование практически отсут-
ствует.
2. АНАЛИЗ РЕЗУЛЬТАТОВ ПРИМЕНЕНИЯ ВНЕПЕЧНОЙ
ОБРАБОТКИ НА ЗАРУБЕЖНЫХ И ОТЕЧЕСТВЕННЫХ
ПРЕДПРИЯТИЯХ
Более чем 20-летний опыт активного применения методов вне-
печной обработки позволяет констатировать, что за счет этого удалось
повысить эффективность процессов производства стали, а в некоторых
случаях (производство тонких слябов, прямая прокатка) осуществить тех-
нологический процесс. Ниже приведены технико-экономические показа-
тели применения установок внепечной обработки:
277
г _—L- т
Повышение производительности мощных ДСП,% 20...30
Сокращение брака по неметаллическим включениям
и несплошностям,% 30...50
Сокращение брака по химическому составу,% 50...70
Сокращение расхода ферросплавов, кг/т:
ферросилиция 3...4
ферромарганца 2...3
феррохрома 5...25
ферротитана 8... 10
Увеличение усвоения легирующих элементов
и раскислителей (ср./max),%:
углерода 30/50
алюминия 30/40
кремния 10/20
титана 20/50
Удаление вредных примесей до уровня менее (ср./min), ppm:
кислорода 25/10
водорода 1,5/1
серы 50/5
фосфора 35/5
Сокращение расхода электродов, кг/т 3...4
Сокращение расхода электроэнергии,% 5... 10
Стабилизация пределов отклонения температуры разливки
на МНРС (ср./min), “С ±5/±2
В последние десятилетия рынок черных металлов определил следующие
требования к внепечной обработке по существующим технологическим
процессам: повышение производительности; снижение производственных
затрат за счет снижения трудозатрат, потребления материалов и энергии;
упрощение обслуживания агрегатов.
По новым процессам: повышение гибкости операций; повышение эф-
фективности подогрева при ограниченности ресурсов; применение стале-
плавильных рафинировочных процессов для производства ферросплавов.
К настоящему времени возможно обобщить полученный опыт по вы-
шеуказанным группам обработки. Процессы перемешивания используются
для решения основной задачи по гомогенизации расплава, как по составу,
так и по температуре, в последнее десятилетие перемешивание используют
для проведения рафинирования. Известные зависимости скорости рафини-
рования от энергии перемешивания (диссипации энергии) позволяют оп-
ределять технологические параметры процессов обработки металлов.
Сравнение различных методов перемешивания для поиска оптимального
показывает, что при нагреве металла, глубоком раскислении и достиже-
278
нии максимальной равномерности химического состава целесообразнее
использовать электромагнитное перемешивание, а для глубокого рафини-
рования (десульфурация, дефосфорация и частично дегазация) необходи-
мо использовать продувку аргоном. Среди других методов внепечной об-
работки методы перемешивания получили наиболее широкое распростра-
нение, поскольку эффективная непрерывная разливка невозможна без
гомогенизации расплава, и в связи с их простотой и относительно низ-
кой стоимостью (продувка инертными газами).
В странах СНГ получил распространение специфический вид продувки
металла в ковше через шиберное устройство во время выпуска металла
через трубку или трубку с диспергатором. Опыт его применения показал,
что при достаточной квалификации персонала и соблюдения технологии
сборки и установки этот метод конкурентоспособен с обычной погруж-
ной фурмой [8].
Сложившееся мнение о сравнении инжектирования порошкообразных
материалов через фурму и введения их при помощи порошковой прово-
локи или ленты состоит в том, что эти методы дополняют друг друга, а
выбор какого-либо из них в основном зависит от необходимого количе-
ства вводимого материала. При явном преимуществе при вводе значитель-
ного количества материалов, которое обеспечивает инжекция, введение
порошковой проволоки позволяет получать значительно меньшие откло-
нения в химическом составе (табл. 10.5).
Таблица 10.5. Пределы отклонений содержания легирующих элементов
Элемент Пределы содержания, % Стандартные отклонения,%
без обработки с внепечной обработкой
Углерод 0,12-0,35 ±0,04 ±0,01/±0,007*
Кремний 0,25-0,45 ±0,1 ±0,03/±0,018*
Марганец (обычный) <0,7 ±0,15 ±0,04/±0,025*
Марганец (высокое содержание) 1,35-1,50 ±0,15 ±0,057/±0,038*
Никель ~10 ±1,0 ±0,25
Ниобий 0,03-0,04 ±0,01 ±0,004/±0,003*
Молибден ~2 ±0,1 ±0,05
Хром (низкое содержание) ~1 ±0,15 ±0,06
Хром (высокое содержание) ~19 ±1,0 ±0,25
*С применением технологии введения порошковой проволоки.
279
Принципиальные моменты при выборе состоят в том, что при продув-
ке порошками следует опасаться возможного увеличения содержания азо-
та, а порошковая проволока имеет относительно высокую стоимость.
Сложности с повсеместным использованием этих методов на предпри-
ятиях СНГ прежде всего связаны с отсутствием центров по снабжению
металлургических предприятий расходными материалами. К настоящему
времени инжекция порошков внедрена на предприятиях, которые органи-
зовали у себя производство порошков (ОАО «Северсталь»; ОАО НЛМК;
ОАО ОЭМК; комбинаты Алчевский, Донецкий, ОАО «Азовсталь» и др.).
Отсутствие специализированных производств порошковой проволоки и
аппаратуры по ее введению также заставляет металлургические предприя-
тия самостоятельно решать эту проблему. Естественно при аттестации
технологий в подобных случаях возникает вопрос сертификации самосто-
ятельно производимых материалов. Из специализированных предприятий,
предлагающих на рынке подобную продукцию, можно назвать ОАО «Че-
пецкий механический завод», ОАО «Череповецкий сталепрокатный завод»,
фирмы «Кальтекс» (МИСиС), «Тенакс» (Ногинск) и др. Стоимость отече-
ственных трайб-аппаратов производства Чепецкого механического завода
типа 15-003-2 составляет 40...50 тыс. долл. США. Сравнительная стоимость
и эффект от использования порошковой проволоки с разными наполни-
телями приведен ниже:
Цена 1 кг проволоки, долл. США Экономический эффект, долл/т стали
Силикокальций СКЗО 2,4 1,8-2,3
Кальций(гранулы)
и алюминий(порошок) 8-11 0,8-1,2
Магний(гранулы) 3,5-5,0 1,5-2,2
Графит 1,7 0,8
Пентаоксид ниобия,
кальций(гранулы) и СКЗО 7,5-7,9 1,1-1,5
Следует отметить, что в последние годы этот метод стал успешно при-
меняться на ряде заводов России при производстве трубной, электротех-
нической, конструкционной и других сталей, выплавляемых как в кисло-
родных конвертерах, так и в электропечах. Обработку металла порошко-
вой проволокой проводят ОАО «Северсталь», ОАО НЛМК, ОАО
«Ижорские заводы», ОАО «НОСТА», ОАО «Азовсталь» и др.
В массовом производстве стали наиболее широкое применение нашли
методы порционного и циркуляционного вакуумирования. Оптимизация
размеров патрубков вакуумных камер и мощности перемешивания позво-
280
лили сократить время обработки до 8.„20 мин, а тепловые потери до
12...15 °C. Первоначально используемые в качестве агрегатов только для
дегазации и раскисления, в дальнейшем эти методы, особенно циркуля-
ционный, были модернизированы для проведения в них рафинировочных
операций — десульфурации, обезуглероживания и подогрева за счет до-
полнительного оснащения их специальными фурмами для продувки по-
рошкообразными материалами, кислородом.
Более рационально использовать упрощенные варианты, предназначен-
ные для отдельных операций, так как усложнение конструкций ведет к
усложнению технического обслуживания. Тем не менее, активно исполь-
зуют процессы совмещения вакуумирования с десульфурацией и продув-
кой кислородом для нагрева и (или) глубокого обезуглероживания , если
при этом обеспечена надежность.
В СНГ вакуумирование стали не имеет широкого применения, особен-
но в настоящее время — выведен из эксплуатации вакууматор на ОАО
«НОСТА», законсервирован на ОАО НЛМК. Вместе с тем вакуумную
обработку металла проводят на ОАО ОЭМК, ОАО «МЕЧЕЛ», ОАО «Иж-
сталь», БМЗ, ОАО «Электросталь», ОАО НТМК, ОАО «Азовсталь», ОАО
«Северсталь» (ЭСПЦ), в скором времени будут введены вакууматоры на
ОАО ММК, ККЦ ОАО «Северсталь».
При использовании комплексной технологии внепечной обработки ста-
ли наиболее реально использование установок доводки металла (УДМ) в
технологической цепочке конвертер (ДСП) — вакууматор — УДМ. Такая
схема уже реализована на ОАО ОЭМК, БМЗ, ОАО «Волжский трубный
завод», и др. Известен опыт использования УДМ в мартеновском цехе
ОАО «Северсталь».
Использование комплексных технологий в странах СНГ не нашло
широкого применения, установки типа АСЕА—СКФ эксплуатировали пре-
имущественно на машиностроительных заводах ОАО «Ижорские заводы»,
«Сумской машиностроительный завод», «Азовтяжмаш».
В России производство установок доводки металла с подогревом орга-
низовано на ОАО «Электротерм» (Новосибирск). Опыт разработки и вне-
дрения технологий для установок комплексной внепечной обработки имеет
ГНЦ «НПО ЦНИИТМаш» (Москва), который использует для этих целей
опытную установку АСЕА-СКФ емкостью 1 т в составе своей экспери-
ментальной базы.
Основным ограничением по применению установок с нагревом метал-
ла является неконтролируемое изменение содержания отдельных элемен-
тов (см. табл. 10.3), зависящее от условий проведения операций.
Следует заметить, что сложившаяся отечественная практика использо-
вания в агрегатах внепечной обработки стандартных ковшей, в которых
281
не обеспечена необходимая высота свободного борта, требуемая для наве-
дения достаточного слоя пенистого шлака при дуговом нагреве, ведет к
снижению эффективности этого нагрева и, как следствие, к снижению
скоростей нагрева до 3 °С/мин, увеличению расхода электродов, футеров-
ки и более раннему выходу из строя крышки установки для подогрева.
3. ВНЕПЕЧНАЯ ОБРАБОТКА СТАЛИ НА МАШИНАХ
НЕПРЕРЫВНОЙ РАЗЛИВКИ
В начале внедрения процессов непрерывной разливки стали про-
межуточный ковш играл роль распределительного устройства, обеспечива-
ющего постоянство напора металла, поступающего в кристаллизаторы.
Опыт показал, что использование промежуточных ковшей простейшей
конструкции без учета характера потоков жидкого металла, его повторно-
го окисления в результате взаимодействия с атмосферой, огнеупорами,
шлаком может привести к ухудшению качества стали. Рациональное уст-
ройство и дополнительное оснащение ковша превращают его в металлур-
гический агрегат непрерывного действия, предназначенный для дополни-
тельного внепечного рафинирования стали и повышения ее качества.
Появился термин «условия для качества», под которым понимаются сле-
дующие основные направления:
— устранение внешних источников загрязнения металла (взаимодействие
с воздухом, разрушение футеровки ковша, попадание в промежуточный
ковш шлака из сталеразливочного ковша);
— обеспечение условий для выделения и удаления неметаллических
включений путем увеличения времени «отстоя» металла, рациональной
организацией потока металла, сведения к минимуму мертвых зон, орга-
низацией фильтрации металла и т.п.;
— разработка и введение ряда вспомогательных технологических опера-
ций (усовершенствование систем подачи металла в ковш, использование
подогревающих устройств, введение в ковш добавок, продувка газами,
контроль металла и шлака и др.).
Таким образом, современный промежуточный ковш снабжен приспо-
соблениями, позволяющими устранить влияние источников загрязнения;
обеспечить всплывание и отделение неметаллических включений, путем
правильной организации движения металла, исключающей появление за-
стойных зон и укороченных путей; обеспечить использование дополнитель-
ных технологических приемов — продувки нейтральными газами, приме-
нения специальных крышек и покровных флюсов, размещения порогов и
282
фильтров, регулирования температуры, проведения раскисления и микро-
легирования стали. Промежуточные ковши оборудуют датчиками, позво-
ляющими фиксировать концентрацию кислорода и азота в жидком метал-
ле, основность шлака, температуру металла. Разрабатываются электромаг-
нитные, электрические, световые, звуковые, вибрационные анализаторы и
управляющие системы, позволяющие получить информацию о количестве
неметаллических включений и их распределении по размерам, об уровне
металла в промежуточном ковше, о появлении в выпускном отверстии
ковша или на поверхности металла в промежуточном ковше шлака, о ходе
десульфурации и раскисления летучими элементами (например, кальция)
по ходу разливки.
На современных машинах сталь заливают в промежуточный ковш че-
рез удлиненный погружной стакан с поддувом нейтрального газа. С той
же целью для уменьшения взаимодействия металла с воздухом, а также
для теплоизоляции ковш накрывают крышкой, а на зеркало металла в
ковш присаживают флюсы, из которых формируются шлаки умеренной ос-
новности, способные абсорбировать продукты раскисления и эффективно
препятствовать насыщению стали газами. Футеровку промежуточных ков-
шей рекомендуется выполнять из основных огнеупоров с повышенным
содержанием СаО, MgO,Al2O3, ZrO2-
Активному удалению неметаллических включений способствуют: пра-
вильный выбор наклона стенок ковша и расстановки перегородок; про-
дувка металла аргоном через вращающиеся насадки для дробления газо-
вой струи и эффективного перемешивания расплава; рациональное рас-
кисление, в том числе экзотермическими ферросплавами, дающими
жидкие продукты раскисления. Особое внимание придается такому спо-
собу рафинирования металла, как фильтрация включений при пропуска-
нии металла через специальные отверстия в перегородках, устанавливае-
мых во внутренней полости промежуточного ковша. Конструкции и схе-
мы расположения перегородок и порогов в промежуточных ковшах зависят
от конкретных условий: применяют перфорированные вертикальные пе-
регородки или перегородки со сквозными горизонтальными каналами; под
зонами подачи металла из сталеразливочного ковша организуют подачу ар-
гона через донные пористые пробки; часто над сталеразливочным отвер-
стием промежуточного ковша устанавливают улавливающую неметалличес-
кие включения огнеупорную трубу. Расход газа, глубину погружения пе-
регородок в металл или высоту подъема порогов определяют на
специальных физических или математических моделях.
Материалы для фильтрующих перегородок и фильтров подбирают из
материалов, близких по составу к улавливаемым частицам — А12О3, СаО,
MgO, А12О3 + ZrO2. К сожалению отечественные материалы не продемон-
283
стрировали удовлетворительной стойкости, хотя на первых 2...3 плавках
чистота металла по неметаллическим включениям размером более 10 мкм
возрастала не менее, чем на 30% .
Появился термин «турбулентный» промежуточный ковш, в котором
осуществляют активное перемешивание металла газом или с помощью
специальной расстановки перегородок. В таких ковшах появляется возмож-
ность дополнительно легировать металл. При этом в случае, если переме-
шивание организовано лишь в одной части ковша, а в другой течение
металла спокойное, можно присаживать ферросплавы только в турбулен-
тную часть и получать на двухручьевой МНРС стали разного состава из
одной плавки. Для организации потоков металла известен запатентован-
ный способ «Турбостоп».
Продувку металла газами при непрерывной разливке проводят через
пористые вставки в промежуточном ковше, через погружной стакан (мож-
но легировать сталь азотом, подавая его в верхнюю часть удлиненного
погружного стакана), через стопор. Возможна подача газа и в кристалли-
затор, в основном для повышения однородности структуры, хотя удале-
ние неметаллических включений происходит как и при подаче газа на
других участках МНРС.
Подогрев металла в промежуточном ковше может быть осуществлен с
помощью индукционного нагревателя канального типа, позволяющего
поддерживать постоянную температуру металла в пределах +2,5 °C в тече-
ние 120 мин разливки. С той же целью используют плазмотроны, с по-
мощью которых можно осуществлять локальный подогрев, создавая раз-
личные условия вблизи выпускных отверстий ковша.
4. ОПЫТ ВНЕДРЕНИЯ УСТАНОВКИ ВНЕПЕЧНОЙ
ОБРАБОТКИ
Положительный, преимущественно зарубежный, опыт использо-
вания установок внепечной обработки подталкивает ряд отечественных
предприятий для сохранения их конкурентоспособности к внедрению в
производство элементов или комплексных технологий внепечной обработ-
ки. Определяющим в данном вопросе является экономическая и органи-
зационная сторона.
При явных организационных преимуществах закупки подобного обору-
дования у зарубежных изготовителей, которые монтируют оборудование
«под ключ», отвечая за работоспособность установки в целом, и, кроме
того, проводят опытную пусковую кампанию и обучение персонала, цена
подобного контракта является весьма значительной.
284
Отечественные же производители, во-первых, предлагают обычно от-
дельные узлы или агрегаты, отказываясь нести ответственность за рабо-
тоспособность всей установки, а, во-вторых, как правило, отечественное
оборудование не включает в себя стенд по вакуумированию.
В феврале 1997 г. на ОАО «Электросталь» был запущен в производ-
ство первый отечественный агрегат комплексной обработки стали, позво-
ляющий производить полный технологический цикл — скачивание шлака,
перемешивание, легирование, подогрев и вакуумирование. Впервые ГНЦ
«НПО ЦНИИТМаш» спроектировал, изготовил и поставил на предприя-
тие трехстендовый агрегат ковш — печь вместимостью 20 т, изготовлен-
ный из материалов и оборудования, выпускаемых в России и странах
СНГ, стоимостью в 2—3 раза ниже зарубежных аналогов [9].
В состав установки (АВОС-20) входит следующее оборудование: маши-
на для скачивания шлака с водоохлаждаемым гребком; ковшевоз с меха-
низмом наклона для взвешивания ковша, скачивания из него шлака и
электромагнитного перемешивания металла; специальный ковш с водо-
охлаждаемым вакуумным фланцем, отверстиями для шиберного затвора
и донной продувки; стенд дугового нагрева, обеспечивающий скорость из-
менения температуры до 5 °С/мин (на своде имеются отверстия для элек-
тродов, для патрубка ввода ферросплавов и шлакообразующих, для газо-
отсоса и сбоку для отбора проб и замера температуры); стенд вакууми-
рования, на котором имеется возможность вводить фурму для продувки
кислородом (ВКР-процесс). Давление до рабочего 1кПа снижается за
3...5 мин, при этом скоростью набора вакуума можно управлять; устрой-
ство для хранения, взвешивания и подачи материалов в ковш, имеющее
11 бункеров с системами взвешивания; система электромагнитного пере-
мешивания, обеспечивающая скорость движения жидкого металла до
0,4 м/с; система продувки металла кислородом для проведения обезугле-
роживания высокохромистых сталей при давлении менее 1кПа; система
продувки металла аргоном через пористую донную пробку, позволяющая
регулировать интенсивность подачи аргона.
Длительность полного цикла обработки стали на установке составляет
60...90 мин. Общая масса поставляемого оборудования 300 т.
Опыт эксплуатации установки показал, что при обработке подшипни-
ковой стали удалось выйти на производство металлопродукции по 1 груп-
пе ГОСТ 801—78, что было невозможно в предыдущий период, качество
продукции из сталей ШХ15 и ШХ15СГ существенно улучшено.
Экономически установка АВОС-20 себя полностью оправдала и мо-
жет служить примером успешного отечественного инвестиционного про-
екта на металлургическом предприятии, решающую проблему импорто-
замещения.
285
»ГЛ11!91ШЫЯ
5. ПРОБЛЕМНЫЕ ВОПРОСЫ ВНЕПЕЧНОЙ ОБРАБОТКИ
Несмотря на значительные успехи, достигнутые при использо-
вании современных технологий глубокого внепечного рафинирования
стали, ряд проблем требует дальнейшего решения, прежде всего, приме-
нительно к промышленным условиям. Следует отметить, что теоретичес-
кие и экспериментальные наработки в понимании механизмов массооб-
менных процессов, протекающих в металлургических системах, заметно
опережают уровень результатов, полученных в реальной практике вне-
печной обработки. Совокупность технологических, экономических и эко-
логических факторов сдерживает и затрудняет внедрение в производство
разработанных в лабораторных условиях способов решения таких важ-
ных задач, как дефосфорация высоколегированных расплавов и эффек-
тивное удаление азота (прежде всего из электростали); получение ульт-
ранизкого содержания углерода и других примесей; удаление цветных
металлов.
К этому можно добавить трудности внедрения в действующих промыш-
ленных агрегатах точного контроля и регулирования в широких пределах
окислительного потенциала системы металл — шлак — газовая фаза и, тем
самым, эффективного управления процессами рафинирования. Отсутству-
ют надежные конструкции датчиков-активометров, обеспечивающих посто-
янную информацию о текущем содержании примесных элементов в ста-
ли. Следует отметить высокую стоимость и дефицитность ряда компонен-
тов активных рафинирующих смесей; выделение вредных летучих
соединений в ходе внепечной обработки (галогенидов, фосфина и др.); не-
достаточную стойкость футеровочных материалов против воздействия ак-
тивных реагентов, вводимых в металлический расплав.
Глубокое рафинирование стали шлаковыми смесями. Наиболее перспек-
тивным направлением повышения эффективности рафинирования стали
шлаковыми расплавами и порошкообразными реагентами является суще-
ственное увеличение сорбционной способности используемых смесей, ко-
торая зависит не только от их состава, но в значительной степени опре-
деляется величиной окислительного потенциала системы металл — шлак
— газ. Регулирование и точный контроль уровня окисленности шлаковых
смесей позволяют в значительной степени расширить возможности вне-
печной обработки стали, успешно очищать металл не только от кислоро-
да, серы и неметаллических включений, но и заметно снижать в нем
содержание азота, а также проводить дефосфорацию высоколегированных
расплавов.
В целом эффективность рафинирования металлического расплава шла-
ковыми смесями определяется: относительным количеством рафинирую-
286
щей смеси; условиями взаимодействия металла и шлака; сорбционной
способностью шлакового расплава по отношению к примесным элемен-
там в стали.
Условия взаимодействия металла со шлаковыми смесями определяются
величиной удельной межфазной поверхности реагирования, временем кон-
такта фаз и т. п., что во многом зависит от конструкции агрегата для
внепечного рафинирования. В настоящее время применяют преимуще-
ственно два режима взаимодействия: самый простой в техническом испол-
нении — одношлаковый объемный (полное и одноразовое смещение ме-
талла и шлака) и более сложный — промывной (непрерывная смена шла-
ковой фазы). Первый — менее выгодный с точки зрения использования
рафинирующей способности — реализуется, например, при обработке ме-
талла в ковше жидкими синтетическими шлаками или ТШС. Практика
показывает, что в этом случае рафинирующие возможности шлаковых
расплавов используются не более чем на 30%.
Примером промывного режима, позволяющего значительно полнее ис-
пользовать рафинирующие возможности шлаковых смесей, может служить
вдувание в расплав порошкообразных реагентов в струе инертного газа или
введение их через полую проволоку. Более сложными являются способы
подачи жидкого шлака под давлением в закрытый желоб при выпуске
стали, а также противотока металла и шлака по наклонному лотку. Пос-
ледние методы требуют создания специальных устройств и достаточно
крупных затрат и не получили промышленного применения.
Из сравнения двух рассмотренных режимов внепечного шлакового ра-
финирования следует, что использование промывного режима предпочти-
тельнее, так как позволяет получать в готовой стали более низкое содер-
жание вредных примесей при меньшем расходе шлаковых смесей.
Для получения высоких значений степени рафинирования металличес-
кого расплава, нужно подбирать шлаковые смеси и флюсы с высокой
сорбционной емкостью и изменять в широких пределах окислительный
потенциал системы. Последнее можно успешно осуществлять, совмещая
шлаковую обработку с операциями раскисления и легирования, либо элек-
трохимическим способом [10, 11].
Экспериментально установлено, что при взаимодействии активных ме-
таллов с рафинировочными шлаками, в последних, как фазах переменного
по кислороду состава, создается дефицит кислорода, приводящий к дости-
жению очень низких значений окисленности таких смесей /q2 < 10'17 атм
или a[Oj < 0,00001) и их высокой сорбционной способностью по отноше-
нию к кислороду, сере и азоту. Кроме того, в этих условиях существен-
но повышается раскислительная и десульфурирующая способность эле-
ментов, за счет протекания соответствующих реакций на развитой по-
287
верхности раздела металл — шлак, облегчаются условия зарождения и
удаления оксидных, сульфидных и нитридных частиц.
Применение метода электрохимического окисления или раскисления
шлаковых расплавов, используя электролизные элементы с твердым элек-
тролитом (пока только в лабораторных условиях), позволило изменять
уровень их окисленности в очень большом интервале Ро (от 10’19 до
10’4 атм).
Это дает возможность изменять значения коэффициентов распределе-
ния между шлаком и металлом lg ZN — в 11 раз, lg Zs — в 7,5 раза,
1g £р — в 18,7 раза.
Если для обработки будут использованы наиболее сорбционноемкие
(из установленных на сегодняшний день) составы шлаковых смесей: для
азота СаО — А12О3 — TiO2 (20...30%) или ВаО — А12О3 — TiO2 (45%),
для фосфора и серы ВаО (40%) — BaF2 (60%), то степень рафинирова-
ния стали от указанных элементов потенциально может достигать
97...99%, а их суммарное содержание в готовом металле не превышать
10 ppm.
Конечно, эти выводы базируются в значительной мере на результатах
теоретических расчетов, подразумевающих установление равновесного рас-
пределения примесей между металлической и шлаковой фазами, что да-
леко не всегда достигается в реальной практике внепечной обработки.
Кроме того, следует учитывать и возможное изменение состава стали за
счет восстановления ряда элементов из шлакового расплава (для указан-
ных рафинирующих смесей — прежде всего, титана в процессе деазота-
ции). Вместе с тем, обнадеживающие экспериментальные данные, полу-
ченные в исследовательских металлургических лабораториях Японии,
США, России и других стран [12, 13, 14], позволяют прогнозировать уже
в ближайшие годы широкое использование для рафинирования во вне-
печных агрегатах шлаковых смесей с высокой сорбционной емкостью и
регулируемым, а также строго контролируемым уровнем их окисленнос-
ти с целью получения стали (в т. ч. и высоколегированной), практичес-
ки чистой по содержанию таких вредных примесей как кислород, сера,
фосфор и азот.
Однако для этого еще предстоит, как уже отмечалось, решить ряд тех-
нологических и экономических проблем, а также учитывать необходимость
оценки экологической целесообразности достижения высокой чистоты
стали для конкретной металлопродукции.
Производство стали с ультранизким содержанием углерода. В последние
годы появилась потребность в производстве стали с низким (менее
0,0030%) содержанием углерода, при котором перестает проявляться пре-
дел текучести и появляется возможность получать новые, по сравнению с
288
Д0С^Е1Щ И ОЕРДЕЩ^СЩИ
обычными содержаниями углерода, свойства. Особое значение это приоб-
рело для производства холоднокатаного листа (IF-стали), сталей для глу-
бокой штамповки, мартенситно-стареющих сталей (марейджингов), феррит-
ной нержавеющей стали и листа для эмалирования.
Для получения низкого содержания углерода при производстве конст-
рукционной стали используют циркуляционное и порционное вакуумиро-
вание, процессы VAD и VOD с использованием специальных приемов:
При циркуляционном вакуумировании стремятся увеличить скорость рецир-
куляции металла в процессе обработки. Для этого увеличивают диаметр
подъемного патрубка и скорость подачи аргона до 0,05 м3/(т-мин) во
всасывающий патрубок; устраивают дополнительный ввод аргона в ниж-
нюю часть вакуумной камеры для увеличения межфазной поверхности газ
— металл. Эти приемы позволяют за 15...20 мин обработки получить ме-
нее 0,0015% С.
При порционном вакуумировании рассредоточенный ввод аргона осуще-
ствляют в патрубок через радиально расположенные фурмы, что позволя-
ет при его расходе более 1 м3/(т-мин) получить при 80... 100 циклах со-
держание углерода менее 0,005%.
При использовании VAD-процесса для получения ультранизкого содержа-
ния углерода используют длительную (35...45 мин) вакуумную обработку с
большим разряжением (0,2...0,5 кПа) и интенсивное перемешивание арго-
ном (0,012...0,015 м3/(т-мин)) в ковше через пористые пробки.
При использовании вакуум-кислородного обезуглероживания применяют
модифицированную его разновидность VOD-PB, в котором вдувают не
газообразный кислород, а порошок железной руды, с расходом 0,4...0,7
кг/(т • мин) в потоке аргона через фурму, срез которой находится над по-
верхностью металла на высоте 600 мм. В течение всего процесса продув-
ки и 3...4 мин после него металл в ковше перемешивают аргоном через
пористые пробки с расходом 1...2 м3/(т-мин). Разряжение в вакуум-
камере составляет 13...50 Па. Процесс VOD-PB позволяет получить до
0,0006% С, тогда как при обычном VOD-процессе не удается снизить
содержание углерода ниже 0,001%.
Для обработки нержавеющих сталей, содержащих легирующие компо-
ненты, используют вакуумирование с интенсивной продувкой кислородом
и аргоном.
При использовании VOD-процесса его делят на два периода:
1. Расплав, содержащий хром и другие легирующие, продувают кисло-
родом в вакууме с одновременной продувкой аргоном через донные проб-
ки с расходом 0,010...0,025 м3/(т-мин).
2. Продувка только аргоном в вакууме (< 0,1 кПа). Для получения уль-
транизкого углерода расход аргона должен быть достаточно большим —
10 — 1473
289
0,02...0,04 м3/(т*мин), поэтому этот процесс получил название SS-VOD
(Strong Stirring VOD). В течение этого периода за 70... 120 мин можно
снизить содержание углерода до 0,0003...0,0010%.
Для получения ферритной стали с 19% Сг и ультранизким содержани-
ем углерода (< 0,0012%) использовали и VOD-PB-процесс.
При применении RH-OB-процесса для глубокого обезуглероживания в
вакуум-камеру вдувают кислород через придонные боковые фурмы. Про-
цесс делят на два периода. В первом периоде ведут одновременное ваку-
ум-кислородное обезуглероживание и углеродное раскисление при интен-
сивности подачи кислорода 1000 м3/ч и давлении 10...20 кПа. Во втором
периоде через придонные фурмы подают только аргон, что при остаточ-
ном давлении 0,1...0,2 кПа позволяет получить металл с содержанием
углерода менее 0,0015%.
Удаление примесей цветных металлов. Современная практика ис-
пользования различных методов внепечной обработки показала, что мож-
но получать металл, в котором суммарное содержание традиционных вред-
ных примесей (сера, фосфор, азот, водород) и углерода может не превы-
шать 50 ррм. В этой ситуации роль цветных примесей по влиянию на
свойства выходит на первый план. Кроме того, постоянное накопление в
металлоломе цветных металлов требует решения задачи по созданию ме-
тодов рафинирования стали от них.
Сложности с удалением цветных примесей из стали состоят в том, что
такие элементы, как медь, никель, олово, мышьяк, сурьма, молибден,
кобальт обладают сродством к кислороду меньшим, чем железо, и прак-
тически полностью остаются в растворенном состоянии в стали.
Возможные способы удаления этих примесей из стали, если их при-
сутствие нежелательно, может основываться на следующих принципах:
— разница в упругости пара железа и примесей. По возрастанию упру-
гости пара чистые элементы можно расположить в следующем порядке
(при 1600°С): W, Та, Mo, Zr, В, V, Ti, Со, Ni, Si, Cr, Fe, Cu, Al, Be, Sn,
Mn, Pb, Sb, Bi, Mg, Zn. Следовательно, при выдержке с интенсивным
перемешиванием под вакуумом или вакуумном переплаве (ЭЛП, ВИП и
ВДП) можно добиться снижения содержания таких примесей, как медь,
олово, свинец, висмут;
— перевод примесей в нерастворимые соединения. Существуют опро-
бованные методы удаления меди из расплавленной стали за счет образо-
вания сульфида меди и перевода его в шлак. Для этого в сталеплавильный
агрегат (или ковш) вводят вещества, содержащие серу, например, пирро-
тин или магнитный колчедан. Эта обработка вызовет возрастание в ме-
талле содержания серы, но с удалением этого элемента не возникает слож-
ностей. Разработан способ перевода меди в гидрид путем продувки ванны
290
ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ
под вакуумом газообразным аммиаком. Аммиак при высоких температу-
рах диссоциирует с образованием атомарного водорода, который и всту-
пает в реакцию с медью. Опытная установка DETEM VOD показала об-
надеживающие результаты;
— использование порошков в качестве твердых сорбентов для удаления
мышьяка, олова, сурьмы и др. Было отмечено, что при обработке распла-
ва порошкообразными реагентами на базе СаО и CaF2 в струе кислорода
происходило заметное удаление примесей, что связывают с их окислени-
ем и последующей сорбцией порошком;
— образование интерметаллидных соединений при обработке расплава
высокоактивными реагентами (например кальция) в нейтральной или вос-
становительной атмосфере.
Вместе с тем следует отметить, что до тех пор, пока снижения содер-
жания цветных примесей можно будет достичь путем простого разбавле-
ния, т.е. использования в шихте помимо лома также чистых первород-
ных материалов (чугуна, окатышей и др.), экономически разработка спе-
циальных приемов рафинирования стали от цветных примесей не
является обоснованной, а служит лишь теоретической основой для пер-
спективных технологий.
ю*
г»овг и
СОСТОЯНИЕ И ПЕРСПЕКТИВЫ
развития непрерывней
РАЗЛИВКИ СТАЛИ
1, иъчкть МНРС
2, ГЬвышсние и стабилизация w~
честей етлмл
J. Снижение трудоеых, матери*
амных л жергетуческпх lam^m
4. Отмиаш зегшеееек, бмсрскх к
решлер ам <юпавяЛ Г^о^юаш
Как отмечалось выше, развитие сталеплавильного производства в пос-
ледние 50 лет связано с интенсивно развивающимся процессом — непре-
рывной разливкой. Доля непрерывной разливки в странах с развитым
сталеплавильным производством в 90-х годах приблизилась к 100% [1].
Так, в странах Европейского Союза 95% металла разливается непрерыв-
ным способом, в Японии и США — по 96,6%. В 1997 г. в мире на МНРС
было отлито 630 млн. т заготовок: 56% слябов, 19% блюмов и 25% сор-
товых заготовок.
В ходе обостряющейся конкуренции развитие этого способа направле-
но на снижение себестоимости металлопродукции путем экономии энер-
горесурсов, материалов, трудовых и капитальных затрат, уменьшения про-
должительности простоев, снижения отходов и повышения качества про-
дукции. Учитывая это, а также высокую материалоемкость и стоимость
МНРС, все эти направления можно свести к трем проблемам:
1) увеличение производительности МНРС;
2) повышение и стабилизация качества заготовки;
3) снижение трудовых, материальных и энергетических затрат.
Ниже кратко рассмотрены направления решения этих проблем.
1. ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ МНРС
Существенным резервом увеличения производительности машин
непрерывной разливки стали является увеличение скорости разливки, уве-
личение коэффициента полезного действия МНРС и повышение выхода
годного.
Значительное увеличение производительности МНРС произошло при
замене вертикальных машин на радиальные и криволинейные, а также с
появлением разливки стали сериями или методом «плавка на плавку». В
табл. 11.1 приведена динамика скорости разливки стали на предприятиях
Западной Европы по данным [1] в период с 1979 по 1997 гг.
Таблица 11.1. Скорость (средние значения) разливки стали на МНРС (т/ручей в 1 мин)
на предприятиях Западной Европы
Год Сортовая заготовка Блюмы Слябы
1979 0,21 0,28 1,68
1984 0,23 0,38 1,95
1989 0,25 0,44 2,59
1993 0,30 0,46 2,62
1997 0,31 0,52 2,65
293
Существенным ограничением скорости разливки при отливке слябовой
заготовки являются дефекты, возникающие из-за раздутия сляба под дей-
ствием ферростатического давления. При этом в результате деформации
оболочки возникают внутренние горячие трещины, называемые «гнездо-
выми». Для предотвращения образования трещин следует снижать ферро-
статическое давление или уменьшать расстояние между поддерживающи-
ми опорами при одновременном улучшении качества металла, увеличении
допустимой степени деформации при высоких температурах (за счет раз-
ливки более чистой по содержанию серы и фосфора стали при внепеч-
ной подготовке металла). Решение этих проблем привело к появлению
двух направлений в конструировании скоростных слябовых МНРС:
— сверхнизкие, т. е. МНРС малой высоты с Ro = 3...6 м. При этом за
счет снижения ферростатического давления уменьшаются усилия (напря-
жения) в оболочке сляба;
— МНРС с разрезными или многоопорными роликами: дополнитель-
ная опора позволяет уменьшить диаметр поддерживающих роликов и ус-
танавливать их на минимальном расстоянии друг от друга, что предотвра-
щает выпучивание слитка и способствует повышению скорости разливки.
Эти мероприятия позволяют разливать металл на слябовых машинах со
скоростью 2,5...3,0 м/мин или 5,8...8,8 т/ручей в 1 мин на заготовку тол-
щиной 200...250 мм.
Появление слябовых МНРС с разрезными (или многоопорными роли-
ками) позволило прийти к криволинейным машинам с вертикальным
кристаллизатором и небольшой вертикальной частью зоны вторичного
охлаждения, что позволяет использовать преимущества вертикальных ма-
шин с точки зрения качества заготовки. При этом упрощается конструк-
ция и изготовление кристаллизатора и сохраняется производительность
криволинейных МНРС. Криволинейные машины с вертикальным кристал-
лизатором получают в настоящее время преимущественное развитие.
Повышение скорости вытягивания на сортовых и блюмовых машинах
долгое время сдерживалось наличием поверхностных дефектов и увеличе-
нием центральной пористости и локальных дефектов. Попытки улучшить
качественные показатели за счет внешнего воздействия на процесс зат-
вердевания различными методами (использование инокуляторов, электро-
магнитного перемешивания и др.) не способствовало ускорению процесса
разливки. Причиной возникновения поверхностных дефектов в кристал-
лизаторе является значительное снижение теплоотвода из-за возникнове-
ния газового зазора между стенкой кристаллизатора и оболочкой слитка.
Это влечет за собой неравномерность толщины корочки по периметру, что
служит основной причиной образования дефекта и нестабильности про-
цесса литья (образование трещин, прорывов, ромбичности и т. д.).
294
Увеличение теплоотвода, вызванное повышением скорости вытяжки при
обычной конусности кристаллизатора и скорости движения воды в кана-
лах до 4,5...5 м/с, как показали исследования [2], может привести к заки-
панию воды и соответствующему ограничению теплоотвода при появле-
нии газового зазора (рис. 11.1).
Как показывают исследования, проведенные в последнее время, раз-
ливка под слоем жидкого шлака при малой конусности не может предот-
вратить образования газового зазора, так как жидкий шлак, наведенный
на мениске металла, не может полностью заполнить зазор, образующийся
между кристаллизатором и оболочкой слитка.
Корка затвердевающего слитка имеет наибольшую усадку в верхней
части кристаллизатора, где конусность должна быть большей. В нижней
части из-за большего теплового сопротивления оболочки слитка (более
толстая корка и слой шлака) тепловой поток меньше и, следовательно,
меньше усадка, должна быть меньше и конусность. Поэтому для улучше-
ния качества литой заготовки [2] рекомендуется иметь многогранную или
параболическую конусность: в верхней части (от уровня металла до глу-
бины 80 мм) ~ 4,5%/м, в средней части (80...300 мм) 1,0%/м и в нижней
части (300 мм и до выхода из кристаллизатора) 0,6%/м.
Использование кристаллизаторов с переменной конусностью и увели-
чением скорости течения воды до 15 м/с дает запас интенсивности теп-
лоотвода, предотвращающий закипание воды (см. рис. 11.1), что позво-
ляет разливать металл со скоростью 4,5...5 м/мин. По данным [2], раз-
ливка со скоростью >4,0 м/мин в кристаллизатор с параболической
конусностью позволяет
не только увеличить
производительность, но
и улучшить внутрен-
нюю структуру и каче-
ство поверхности. При-
чем глу(эйна складок от
возвратно-поступатель-
ного движения кристал-
Рис. 11.1. Отвод тепла из
кристаллизатора во время
разливки:
1 — в традиционном крис-
таллизаторе; 2 — в кристал-
лизаторе с параболической
конусностью
295
лизатора снизилась в среднем на 30% по сравнению с традиционными
способами разливки. Внутреннее качество заготовок из низкоуглеродис-
тых сталей при скорости разливки 4,3 м/мин остается таким же хоро-
шим, как и то, которое получено при скорости разливки 2,8 м/мин.
Индекс сегрегации [С]/[С]0 даже при отсутствии электромагнитного пе-
ремешивания составил менее 1,15... 1,2.
Увеличение скорости разливки в 1,5—2 раза на сортовых и блюмовых
машинах позволяет значительно повысить их пропускную способность.
Существенным резервом повышения производительности МНРС является
снижение их простоев за счет увеличения количества плавок в серии при
разливке методом «плавка на плавку». Этому способствует стабилизация
температуры металла в процессе разливки при использовании печи-ков-
ша; увеличение стойкости отдельных узлов МНРС, промежуточных ков-
шей и разливочных устройств, модульная конструкция МНРС с легкосъ-
емными узлами и замена их по графику, снижение аварийных ситуаций,
особенно прорывов и т. д.
В результате внедрения наряду с другими указанных мероприятий вре-
мя использования МНРС выросло с 60...65% в 80-х годах до 90% и более
в настоящее время. Так, по данным [1], продолжительность серии (коли-
чество плавок в серии при разливке методом «плавка на плавку») на
различных фирмах составляет при отливке: сортовых заготовок 310...350
плавок; блюмов 1050... 1150 плавок и слябов 1150... 1700 плавок.
Увеличение стойкости кристаллизаторов, контроль за работой оборудо-
вания, плановая смена отдельных узлов МНРС позволяют снизить время
на ежегодное обслуживание МНРС (капитальные ремонты) до семи дней
в году, техническое обслуживание до 8 ч в неделю и минимизировать
непредвиденные задержки (до одной недели в году).
Увеличению коэффициента полезного действия МНРС способствует
также технологический прием, используемый рядом фирм, позволяющий
снизить расход огнеупоров и уменьшить энергетические затраты: горячее
рециркулирование промежуточного ковша [1]. Сущность процесса состоит
в том, что в конце разливки серии плавок в промежуточном ковше про-
водят нагрев металла и шлака с добавлением флюсов. По окончании
разливки ковш перемещают и сливают оставшиеся металл и шлак в соот-
ветствующую емкость. После осмотра и замены в случае необходимости
дозирующего устройства ковш подают для разливки новой серии плавок.
Обычно весь операционный цикл составляет 20...30 мин.
Другим мероприятием, позволяющим повысить степень использования
МНРС и одновременно снизить вероятность образования дефектов за счет
снижения скорости разливки при окончании серии, является метод окон-
чания разливки без снижения рабочей скорости. При этом жертвуют ос-
296
СОСТС)Я1{11Р11ЦРРСГГРКП1РР1 РЛУШГИЯ НГПРГРЩПНО!'! РА'ШЙ^К^СТ^
татками металла в промежуточном ковше, когда уровень его не обеспечи-
вает требуемого расхода. Небольшая потеря относительно «некачественно-
го» металла в каждой серии способствует снижению вероятности появле-
ния дефектов, но при этом удается получить выигрыш во времени. По
данным [1], при серийности 9 плавок (в среднем) завод на каждой серии
выигрывал 6,5 мин, что за год составило 149 мин.
Бесперебойному ходу процесса способствует использование системы
контроля и уменьшение частоты прорывов за счет измерения тепловых
потоков в кристаллизаторе, позволяющих определить момент «зависания»
оболочки, а также предотвращение зарастания стаканов путем предвари-
тельной обработки стали кальцийсодержащими материалами и их быст-
рой смены без остановки разливки с помощью специальных механизмов.
Все эти разработки вместе с увеличением стойкости отдельных узлов
МНРС, особенно кристаллизаторов, со сменой легкосъемных узлов по
графику и использованием минимального количества машин высокой
производительности позволяют довести время использования машин до
330...340 дней в году.
2. ПОВЫШЕНИЕ И СТАБИЛИЗАЦИЯ КАЧЕСТВА
МЕТАЛЛА
Проблема качества металлопродукции, и прежде всего его ста-
бильность в пределах плавки и серии плавок, — залог гарантированного
успеха у заказчика, поэтому решению вопросов качества уделяется боль-
шое внимание на всех этапах подготовки и разливки металла. Повышен-
ное внимание уделяется тем относительно коротким периодам в процессе
разливки, когда стабильность может быть нарушена в силу естественных
причин, например падение температуры, смена ковша, затягивание стака-
на и т. п.
Металл к разливке подготавливается на стадии внепечной обработки,
при которой химический состав и температура доводятся до требуемых
параметров путем продувки металла аргоном, использования установки
ковш-печь, а в ряде случаев вакуумной обработки. Следует учитывать, что
установка ковш-печь также представляет собой определенный демпфер
между сталеплавильным агрегатом и МНРС, обеспечивающий бесперебой-
ную и в заданное время подачу металла на разливку, что способствует
осуществлению серийной разливки.
Уменьшению содержания неметаллических включений в металле спо-
собствует защита его от вторичного окисления при наполнении проме-
297
«уточного ковша на пути промежуточный ковш — кристаллизатор. Для
этой цели создаются также рациональные потоки металла в промежуточ-
ном ковше с использованием перегородок, гасителей, продувочных бло-
ков, самоочищающихся фильтров, увеличение времени пребывания ме-
талла в ковше.
Наряду с использованием печи-ковша для стабилизации температуры
металла в сталеразливочном ковше производится подогрев металла в про-
межуточном ковше индукционными или плазменными электродуговыми
нагревателями, что способствует поддержанию заданной температуры пере-
грева металла над линией ликвидуса в кристаллизаторе. Это, в свою оче-
редь, облегчает получение требуемой структуры слитка и позволяет ограни-
чить осевую ликвацию и пористость в литых заготовках в допустимых пре-
делах, особенно при разливке стали с повышенным содержанием углерода,
а также облегчить организацию разливки методом «плавка на плавку».
Выше в гл. 10 была подробно рассмотрена технология внепечной об-
работки стали в процессе ее непрерывной разливки.
Для снижения физико-химической неоднородности осевой зоны заго-
товки, помимо ограничения содержания вредных примесей в стали, под-
бора температурно-скоростного режима разливки используется «сверхмяг-
кое» охлаждение (в виде водовоздушного, паровоздушного или «тумана»)
в зоне вторичного охлаждения.
Получившее широкое распространение в 80-х годах электромагнитное
перемешивание в кристаллизаторе и ЗВО, позволяющее несколько сни-
зить балл по центральной пористости из-за трудности подбора парамет-
ров электромагнитных колебаний при производстве легированных, сред-
не- и высокоуглеродистых сталей, используется ограниченно. В этих слу-
чаях многие фирмы идут на увеличение сечения слитка и снижение
скорости разливки с целью рассредоточить пористость и локальную лик-
вацию по сечению слитка. Более перспективен в этом случае используе-
мый в последнее время метод мягкого обжатия слитка в конце затверде-
вания с усилием, не превышающим допустимые напряжения. Такое об-
жатие, согласованное с усадкой, позволяет значительно снизить ликвацию
в центральной части слитка. Однако при этом значительно усложняется
организация разливки и конструкция ЗВО, так как необходимо поддер-
живать процесс затвердевания в строго стандартных условиях, и иметь ин-
формацию, позволяющую плавно регулировать усилие обжатия для пре-
дотвращения образования трещин. Это может быть осуществлено при ис-
пользовании регулируемого положения обжимных клетей по ходу ЗВО в
зависимости от скорости вытягивания и марки разливаемой стали.
Электромагнитное перемешивание металла в кристаллизаторе способ-
ствует изменению гидродинамики потоков металла, более интенсивному
298
________________________.____________________-_______- _______________________________.. ...____________. _________._________________ .,,.ама.1
и равномерному росту оболочки слитка и ограничению протяженности
зоны столбчатых кристаллов даже при более высоком перегреве металла.
Лучший контакт между слитком и кристаллизатором приводит к сниже-
нию напряжений в оболочке слитка и уменьшению вероятности образо-
вания поверхностных дефектов, а также к возможности увеличения ско-
рости разливки.
В последнее время электромагнитное поле используется также для тор-
можения потока металла, особенно при высоких скоростях разливки.
Электромагнитный тормоз создает в верхней части кристаллизатора регу-
лируемое по силе магнитное поле, тормозящее потоки стали и создаю-
щее желаемое равномерное движение металла в кристаллизаторе. Замед-
ленное движение металла в кристаллизаторе снижает взаимодействие
последнего с затвердевшей оболочкой слитка. При этом наблюдается
уменьшение волн на зеркале металла, увеличение его плоскостности и
более равномерное распределение жидкого шлака, наводимого на этой по-
верхности.
Максимальная производительность МНРС и высокое качество загото-
вок могут быть достигнуты также за счет оптимизации формы рабочего
пространства кристаллизатора, высокой точности поддерживающей систе-
мы и параметров режима качания кристаллизатора. Накопленный опыт и
исследования позволяют утверждать, что чистота поверхности заготовки
(глубина и расстояние гребней — следов качания) зависит от величины
перегрева металла, скорости вытягивания, частоты и амплитуды качания
и постоянства уровня металла в кристаллизаторе. С увеличением скорос-
ти вытягивания, снижением перегрева происходит подавление мениска, а
следовательно, и образование складчатости.
Существенное влияние на качество слитка оказывает режим качания
кристаллизатора. Для этого был разработан ряд модификаций механизмов
качания. Вместо электромеханических все шире используются механизмы
с гидравлической системой качания, которая позволяет работать с часто-
той до 450 циклов в минуту и изменять амплитуду (от 0 до 12 мм) и
характер качания. Установлено, что при снижении времени опережения
слитка происходит лучшее покрытие мениска металла шлаком и стабили-
зация его расхода [3]. Для этой цели хорошо подходят так называемые
кристаллизаторы «резонансного типа», в которых кристаллизатор подвеши-
вается на пластинах-рессорах, и движение можно регулировать по вели-
чине хода, частоте качания и закону перемещения. При этом вдвое умень-
шается масса кристаллизатора, и значительно сокращается продолжитель-
ность его замены. Использование кристаллизаторов «резонансного типа»
дает возможность улучшить качество поверхности заготовок и уменьшить
износ рабочих стенок кристаллизатора.
299
Как уже отмечалось, увеличение скорости разливки привело к измене-
нию традиционной конструкции кристаллизаторов (фирмы «Конкаст»,
«Даниэли», «Рокоп» и др.), что способствовало уменьшению газового за-
зора и увеличению интенсивности охлаждения за счет повышения скоро-
сти движения воды с 5 до 15 м/с, давления воды до 1,5 МПа и расхода
воды 200...250 м3/ч на 1 м периметра сечения кристаллизатора.
Выше уже говорилось о большом влиянии на качество заготовки ко-
нусности кристаллизатора. При малой конусности происходит образова-
ние газового зазора и снижение теплоотвода. При слишком большой ко-
нусности может происходить местное утолщение шлакового гарнисажа
между кристаллизатором и оболочкой, приводящее к местному растрески-
ванию корки при высоких скоростях разливки. При оптимальной конус-
ности газовый зазор минимален или практически отсутствует; при этом
отсутствует и сжатие оболочки слитка и достигается равномерная толщи-
на прослойки шлака.
Отливка заготовок без поверхностных дефектов требует оснащения
кристаллизаторов системами контроля и автоматизации подачи шлаковых
смесей; контроля и поддержания уровня металла в кристаллизаторе с
точностью ± 3 мм; контроля за образованием поверхностных трещин и т.
д., что является составной частью компьютерной системы управления
качеством продукции. Контроль стационарности процесса и ведение раз-
ливки в автоматическом режиме позволяют заранее предсказать качество
готовой продукции. При этом лишь незначительная часть продукции,
связанная с началом и окончанием разливки, должна подвергаться особо-
му контролю. Эти системы облегчают переход к технологии с «горячим
посадом» или режиму «прямой прокатки».
3. СНИЖЕНИЕ ТРУДОВЫХ, МАТЕРИАЛЬНЫХ
И ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ ЗАТРАТ
В последние годы в ходе обострившейся конкуренции стремле-
ние снизить себестоимость металлопродукции путем экономии энергоре-
сурсов, материалов, трудовых затрат выходит на первый план в работе про-
изводственных предприятий и научных организаций. Снижение трудовых
затрат — исключение человека из сферы управления процессом происхо-
дит за счет автоматизации и механизации (роботизации) процесса. В на-
стоящее время используются следующие системы:
— автоматизация начала и окончания процесса разливки;
— автоматизация подачи шлакообразующих смесей в кристаллизатор и
промежуточный ковш;
300
— роботизация смены защитной трубы и погружного стакана;
— автоматизация измерения температуры в промежуточном ковше и
кристаллизаторе;
— автоматический контроль уровня металла в кристаллизаторе;
— автоматический контроль за состоянием и регулировкой основных
узлов и механизмов МНРС;
— автоматическое регулирование расхода охладителя в ЗВО;
— автоматическое предупреждение аварийных ситуаций.
Реализация этих систем позволяет снизить количество обслуживающе-
го персонала в 2—3 раза.
Снижение энергетических затрат связано с переходом от схемы работы
с использованием промежуточного склада непрерывнолитой заготовки
перед нагревательной печью к схеме прямой подачи заготовки с машины
в нагревательную печь. Здесь возможны следующие варианты: экономия
тепла при использовании так называемого метода горячего посада, когда
заготовка имеет среднюю температуру 600...700 °C. С развитием конструк-
ций МНРС возможна прокатка без дополнительного нагрева с температу-
ры разливки стали (температура поверхности слитка ~1О5О...115О °C). Та-
кая возможность реализуется в литейно-прокатных агрегатах. Однако, как
показывает практика, на пути от МНРС к прокатному стану следует иметь
печь, в которой происходит выравнивание температуры заготовки по се-
чению и при необходимости нагрев металла на 100... 150 °C. Экономия
энергозатрат в обобщенном виде [4] представлена на рис. 11.2. Примене-
ние. 11.2. Удельный расход
энергии при производстве го-
рячекатаной полосы из непре-
рывнолитых слябов:
А — традиционная непрерывная
разливка; Б — традиционная
непрерывная разливка и ис-
пользование горячего посада;
В — непрерывное литье тонких
слябов по методу фирмы
«Schloemann Siemag AG»;
Г — непрерывное литье тонких
слябов по методу CONPOLL;
Д — непрерывное литье тонких
слябов по методу фирмы
«Mannesmann Demag AG»;
1 — газ; 2 — электроэнергия
20 600 1080 1050 970
Температура посада заготовок, °C
301
ние горячего посада или прокатки при температуре слитка по окончании
разливки возможно при внедрении технологии, не требующей визуально-
го контроля за качеством литых заготовок.
Значительным ресурсом снижения затрат при производстве непрерыв-
нолитой заготовки является экономия капитальных затрат. Создание вы-
сокоскоростных машин позволяет уменьшить количество ручьев и коли-
чество машин, устанавливаемых в цехе, и значительно снизить капиталь-
ные затраты. Увеличение выхода годного, повышение качества, снижение
трудозатрат, уменьшение простоев позволяет снизить себестоимость про-
дукции и повысить конкурентоспособность металлопроката.
4. ОТЛИВКА ЗАГОТОВОК, БЛИЗКИХ К РАЗМЕРАМ
ГОТОВОЙ ПРОДУКЦИИ
Производство стали в последнее время характеризуется непрерыв-
ным улучшением характеристик (товарного вида и конечных свойств)
продукта и сокращением и рационализацией производственного цикла.
Этому способствовали интенсивные научно-исследовательские и проектные
разработки, как в технологии разливки стали, так и в технологии прокат-
ки и конструкции прокатных станов.
Проблемы сочетания технологии непрерывной разливки стали с про-
каткой непрерывнолитых заготовок и пути их решения будут подробно
рассмотрены в гл. 14.
Одной из основных проблем производства качественного проката из
непрерывнолитой заготовки является минимально необходимое обжатие,
при котором обеспечиваются требуемые стандартами уровень механичес-
ких свойств, качество макроструктуры и поверхности проката. Известно,
что макроструктура проката, особенно сортового, зависит от макрострук-
туры исходной заготовки и режима прокатки. Основные дефекты — осе-
вая неоднородность, ликвационные полоски и трещины, точечная неодно-
родность — не устраняются полностью в процессе прокатки при любой
степени обжатия.
Установлено [5], что при величине обжатия начиная с 2,7 механичес-
кие свойства удовлетворяют ГОСТ. Увеличение обжатия способствует ста-
билизации и выравниванию свойств по объему (сечению) заготовки. Об-
жатие со степенью 2,7...3,5 способствует уплотнению осевой зоны, но
центральная пористость при этом практически не меняется. Обжатие
4,75...5,0 не изменяет величину подусадочной ликвации, а дальнейшая
деформация несколько снижает (на 0,5 балла) этот показатель. Поэтому
302
для получения проката с удовлетворительной макроструктурой необходи-
мо, чтобы в макроструктуре исходной литой заготовки точечная ликвация
и ликвационные полоски имели характеристики (в баллах), практически не
превышающие требования стандартов к макроструктуре готового проката.
Улучшение качества непрерывнолитых заготовок путем совершенство-
вания технологии внепечной обработки и непрерывной разливки позво-
ляет снизить минимально необходимую вытяжку до 5...6.
Сокращение необходимых этапов деформации с одновременным рос-
том выхода годного способствовало разработке способов литья заготовок,
близких по размерам к готовой продукции.
1. Отливка слябов толщиной 40...60 мм и прокатка заготовки на не-
прерывном стане до конечной толщины 0,8... 15 мм. Процесс, разработан-
ный немецкой фирмой «Shloemann Siemag» и реализованный впервые в
США, получил название «процесс комплексного производства полосы». В
состав комплекса входят МНРС, нагревательная печь и стан горячей про-
катки. Полоса толщиной 40...60 мм выходит с МНРС с температурой
1150 °C и поступает в печь, где происходят выравнивание и стабилизация
температуры. Стан непрерывной прокатки в зависимости от требуемой
толщины полосы содержит 4—6 чистовых клетей.
Для защиты металла от вторичного окисления и разливки под слоем
шлака в кристаллизаторе погружной стакан имеет щелевое отверстие, а
кристаллизатор — воронкообразную форму с шириной воронки, предуп-
реждающей образование мостиков металла между оболочкой слитка и
погружным стаканом. Кривизна воронки обеспечивает отсутствие напря-
жений в корочке слитка при затвердевании и усадке во время вытягива-
ния. При скорости вытягивания 5...6 м/мин производительность однору-
чьевой машины составляет 1 • 106 т/год, или до 2 т/мин. Выход годного
от загрузки лома до готового рулона 91% (расходный коэффициент на
стане 1,015...1,025), а трудовые затраты менее 0,5 чел-ч/т горячекатаной
полосы. Высокое качество полосы обусловливается особо узкими допус-
ками на размеры и стабильными металлургическими свойствами. Одна из
причин — термическая однородность сляба, что способствует достижению
хороших результатов в области регулирования толщины и профиля поло-
сы, а также высокой стабильности по пределу текучести по ширине по-
лосы [4]. Относительно небольшие капитальные затраты (350...450 долл/т),
быстрый выход на проектную мощность, низкая себестоимость способство-
вали значительному распространению процесса.
2. Отливка слябов толщиной 70...90 мм, небольшое обжатие заготовки
с жидкой сердцевиной до промежуточного размера 15...50 мм и последу-
ющая прокатка до конечной толщины 1...12 мм. Процесс разработан
фирмой «Mannesman Demag» и получил название «процесс поточного
303
производства полосы». Сляб с жидкой сердцевиной на выходе из крис-
таллизатора обжимается до толщины 40...60 мм и затем после полного
затвердевания поступает в нагревательную печь и прокатный стан. Для
получения более тонкого сляба в ЗВО может быть установлена вторая
обжимная клеть, позволяющая получить заготовку толщиной 25...30 мм, а
после полного затвердевания — третья, с обжимом заготовки до 15 мм и
сматыванием ее в рулон. Степень деформации металла с жидкой сердце-
виной не должна превышать критической, чтобы избежать образования
дефектов. Отличительной особенностью этой МНРС является то, что кри-
сталлизатор по своей конструкции и изготовлению значительно проще.
Однако наличие обжимных устройств в ЗВО несколько усложняет конст-
рукцию МНРС.
3. Отливка слябов толщиной 70...125 мм без обжатия в процессе раз-
ливки. Прокатка до конечной толщины продукции может происходить на
непрерывных и универсальных станах. В состав непрерывного стана вво-
дятся 1—2 черновых клети или реверсивная клеть. Эти комплексы суще-
ствуют под разными названиями. Например, процесс «CONPOLL» или
«Fest Alpine» и др. Этот процесс практически ничем не отличается от
традиционной разливки в слябы толщиной 160...250 мм, но имеет пред-
почтение при строительстве мини-заводов.
4. Отливка полосы толщиной 2...4 мм на двухвалковой установке. Ти-
пичная схема получения такой полосы показана на рис. 11.3. Два ролика
диаметром 1...1,5 м с водоохлаждаемыми медными рубашками расположе-
ны горизонтально на некотором расстоянии один от другого (зазор между
Рис. 11.3. Схема производства тонкой полосы Usinor — TKS:
1 — валки; 2 — полоса толщиной 2...4 мм; 3 — тянущие ролики; 4 — резка; 5 —
моталка
304
ними определяет толщину полосы). Торцевое уплотнение с обеих сторон
обеспечивает образование ванны жидкого металла, наполняемой из про-
межуточного ковша через погружной сталеразливочный стакан. Металл
затвердевает на медных поверхностях роликов и при движении роликов
вытягивается в виде полосы. Толщина полосы формируется уровнем ме-
талла в жидкой ванне и зазором между валками. Промышленная реализа-
ция двухроликового кристаллизатора показала, что скорость разливки до-
стигает 60...90 м/мин или 1 т/мин на ручей. Как показывает практика [7],
технология получения полосы из аустенитной коррозионностойкой стали
с использованием двухвалковой МНРС обеспечивает такое же качество,
как и при обычной горячей прокатке.
5. Отливка заготовок, близких по форме к готовым двутавровым ши-
рокополочным балкам, на МНРС радиального или криволинейного типа.
В зависимости от размеров балок отливаются заготовки с шириной пол-
ки 100...500 мм, высотой балки до 1100 мм и толщиной перегородки
50... 130 мм. Высокое качество по состоянию поверхности и по внутрен-
ней структуре металла, а также высокая производительность МНРС
(1,0... 1,4 • 106 т/год) способствуют их быстрому распространению.
6. Разливка на горизонтальных МНРС. Если на машинах традицион-
ного типа минимальная сортовая заготовка успешно отливается размером
квадрата не менее 125 мм, то на горизонтальных машинах непрерывной
разливки благодаря прямой связи кристаллизатора с металлоприемником
и отсутствию вторичного окисления появилась возможность отливать прут-
ки диаметром 8...25 мм.
Возрастающий интерес к использованию горизонтальных машин непре-
рывной разливки объясняется рядом их преимуществ:
— минимальной высотой и, как следствие, меньшей металлоемкостью,
возможностью размещения в существующих действующих цехах, сниже-
нием капитальных затрат;
— упрощением монтажа и обслуживания оборудования;
— предотвращением вторичного окисления металла при его подаче в
кристаллизатор;
— возможностью разливки заготовок малых сечений, максимально при-
ближенных к размерам готового проката.
Небольшой перегрев стали, малая скорость разливки и незначительная
глубина жидкой лунки способствуют формированию слитка с малой хи-
мической неоднородностью. Возможность отливки широкого сортамента по
размерам делает горизонтальную непрерывную разливку достаточно перс-
пективной.
Одним из основных достижений последнего десятилетия является со-
здание многоручьевой горизонтальной МНРС, которая позволяет без сни-
305
•.•.«SSS;., «s -жг^»кй»»лЛ.- -s'®.. ’ ____________________ fr. ,
жения производительности получать заготовки широкого как размерного,
так и марочного сортамента. Этому способствовали разработки фирмы
«Mannesman Demag» (MDH) по созданию кристаллизаторов блочной кон-
струкции (рис. 11.4). Он представляет собой два, три или четыре комби-
нированных кристаллизатора, объединенных в общем корпусе и образую-
щих единый монтажный блок.
Блочная конструкция позволила свести к минимуму межручьевые рас-
стояния и. существенно упростить монтаж кристаллизаторов при многору-
чьевой разливке. Наличие конусности кристаллизатора, периодическое
вытягивание с применением обратного хода в цикле вытягивания заготов-
ки, точное соблюдение параметров при цикличности вытягивания 120...140
мин-1 способствуют отсутствию поверхностных дефектов заготовки [8] и
обеспечивают максимальную производительность до 75 т/ч.
Современное развитие горизонтальных МНРС позволяет устанавливать
их в металлургических цехах машиностроительных заводов с отливкой
Рис. 11.4. Кристаллизатор блочной конструкции фирмы MDH:
1 — четырехручьевой блок (d = 50... 150 мм, производительность 15...60 т/ч); 2 — трех-
ручьевой блок (d = 100...150 мм, производительность 30...75 т/ч; 3 — двухручьевой блок
(d = 200...250 мм, производительность 40...70 т/ч); 4 — корпус блока кристаллизаторов;
5 — кристаллизатор комбинированной конструкции
306
заготовок сечением, требующим минимальной обработки давлением. Ис-
пользование высокоэффективных мини-комплексов позволяет организовать
производство различных видов проката небольшими сериями.
В целом разработка технологий отливки заготовок, близких по форме
к конечному продукту, обеспечивает: снижение капитальных затрат и те-
кущих расходов; производство продукции высокого качества и широкого
размерного сортамента; децентрализацию производства металлургической
продукции, появление специализированных мини-заводов вместо крупных
интегрированных комбинатов; высокую приспособляемость к рынку и
сокращение времени выполнения заказов; сокращение транспортных рас-
ходов; снижение затрат на энергию и трудовые ресурсы; улучшение эко-
номического и экологического баланса, резкое снижение загрязнения ок-
ружающей среды.
Глава Jg
ФВРРОСПЛЛВт>Е ГТРОИЗВОДСПО:
ОСОВЕНВ0СЖ СОСТОЯНИЕ и
ПРОВЛЕМЫ
!♦• Рм#«к фел*мг«л«#>в
2, Сросибы ^роазро^тва Ферре-
сп.юввв » авшайм: в^мябедкте.м
3. Каче&аШ ферросллшю<1
4. ЭколарИмескМ лспекты кпоиз-
№рдст«« фер^асялвао^ к №а»ые
&то№»е шхявзпга»
Основным поставщиком легирующих элементов в виде сплавов железа
для черной металлургии является ферросплавная промышленность. Целе-
сообразность легирования стали и сплавов ферросплавами, а не техничес-
ки чистыми металлами, объясняется тем, что достигается уменьшение
угара ведущего элемента, облегчается его введение в сталь, а стоимость
ведущего элемента в ферросплавах и лигатурах обычно значительно мень-
ше, чем в технически чистых металлах.
Согласно ОСТ 14-5-128—83 ферросплавы — это сплавы в виде чушек,
блоков, кусков или подобных форм, а также в виде гранул или порош-
ков, агломерированные или нет, используемые обычно в черной метал-
лургии как легирующие, раскислители, десульфураторы, модификаторы,
обычно не ковкие, содержащие (в массовых долях): 4% и более железа и
один или более из следующих элементов: марганца >6%, фосфора >3%,
кремния >8%, бора >6%, хрома и других необходимых элементов >10%
каждого, кроме углерода при массовой доле не более 10%. К ферроспла-
вам отнесены условно хром и марганец металлические, а также ферроси-
ликокальций и ферросиликомарганец, в которых содержание железа <4%
и оно рассматривается как примесь [1].
Для ферросплавного производства характерна большая номенклатура
выпускаемой продукции (выпускаются сплавы более чем 25 элементов
Периодической системы Д. И. Менделеева). Среди них выделяют группы
«больших» и «малых» ферросплавов. Первая крупнотоннажная группа вклю-
чает ферросплавы марганца, хрома и кремния, объем производства кото-
рых в пределах одного предприятия может составлять сотни тысяч и даже
более миллиона тонн. Ко второй малотоннажной группе относятся все
остальные ферросплавы (более 160 видов) [1]. Объем их выпуска на од-
ном предприятии находится в пределах от десятков тонн до нескольких
десятков тысяч тонн.
Всего в мире в 1996 г. было произведено важнейших видов ферроспла-
вов около 15 млн.т. Из них углеродистого ферромарганца 3,190 млн.т,
силикомарганца 3,370 млн.т, рафинированного (малоуглеродистого) фер-
ромарганца 0,750 млн.т, углеродистого феррохрома 3,420 млн.т, других
видов хромовых ферросплавов 0,380 млн.т, ферросилиция 3,870 млн.т [2].
1. РЫНОК ФЕРРОСПЛАВОВ
Ферросплавная промышленность занимает промежуточное положе-
ние между поставщиками сырья и энергии и потребителями ферросплавов
и соответственно жестко зависит от горной, энергетической и металлурги-
ческой промышленности. Все затраты производителей ферросплавов (опла-
та энергии, производственные расходы, амортизация, налоги, прибыль и
309
пр.), должны укладываться в разницу между средней ежегодной договорной
ценой руды и средней продажной ценой ферросплавов (рис. 12.1 — 12.2).
Долгосрочное снижение цен на ферросплавы, вызванное в том числе
снижением цен на продукцию металлургической промышленности и на-
личием больших резервных мощностей в ферросплавной промышленнос-
ти (рис. 12.3), имело место в 1995 и 1996 г., когда экстремальные цены
на сплав марганца колебались в пределах 60...65% [2]. Ферросплавное обо-
рудование относительно быстро можно переводить с выпуска одних ви-
дов ферросплавов на другие, что означает способность производителей,
увеличив нормы загрузки мощностей и переключив их с одних видов
ферросплавов на другие, ограничить любой долговременный рост цен на
ферросплавы.
Для ферросплавов характерны резкие и значительные колебания рыноч-
ной цены, достигающие 100% и более. Особенно это присуще «малым»
ферросплавам, цена которых в течение относительно короткого промежут-
ка времени может увеличиваться в несколько раз. Так за 90-е годы цена
ферромолибдена увеличивалась (а затем снижалась) вдвое, а феррована-
дия — более чем втрое. Цена никеля на декабрь 1998 г. достигла самого
низкого уровня — 3765 долл/кг, а затем в конце 1999 г. — начале 2000 г.
Рис. 12.1. Международные цены на
марганцевую руду и углеродистый
ферромарганец:
1 — высокоуглеродистый ферромар-
ганец; 2 — Мп-руда; 3 — разница
между средней ежегодной договор-
ной ценой руды и средней продаж-
ной ценой ферромарганца
Рис. 12.2. Международные цены на
хромовую руду и углеродистый фер-
рохром:
1 — высокоуглеродистый феррохром
с 5О...55% Сг; 2 — Сг-руда; 3 — раз-
ница между средней ежегодной до-
говорной ценой руды и средней
продажной ценой феррохрома
310
Рис. 12.3. Стоимость никеля, хрома
и нержавеющей стали в западных
странах. Снижение стоимости хрома
(в чардж-хроме) в среднем на 2,3%
в год, никеля — на 1,3%, нержаве-
ющей стали — на 2,2%:
1 — Ni; 2 — Сг; 3 — нержавеющая
сталь
снова увеличилась до 10240 долл/кг и стабилизировалась на уровне 9500
долл/кг. Естественно, что такое положение отрицательно сказывается на
работе ферросплавных предприятий, приводя подчас к их полной или ча-
стичной остановке, и сильно затрудняет прогнозирование в области про-
изводства ферросплавов.
Мировые цены на некоторые важнейшие виды ферросплавов на начало
2000 г. были следующие: феррохром углеродистый - 0,38...0,42 долл/lb Сг,
феррохром низкоуглеродистый — 0,62...0,64 долл/lb; ферромарганец угле-
родистый - 400...420 долл/т сплава с 78% Мп (Китай - 375...380 долл/т
сплава с 75% Мп), ферромарганец среднеуглеродистый — 680 долл/т сплава
с 78% Мп, силикомарганец — 480 долл/т, марганец электролитический —
1000 долл/т при 99,7% Мп, 1800 долл/т при 99,9% Мп; ферросилиций
ФС75 — 580...630 долл/т (Китай, Россия — 470...490 долл/т); ферромолиб-
ден — 6,9...7,1 долл/кг Мо; ферровольфрам — 5,6...5,8 долл/кг W; ферро-
титан - 4,6...4,7 долл/кг Ti; феррованадий - 9,1...9,7 долл/кг V1.
Рынок ферросплавов задается объемом и темпами роста производства
стали и расходом ферросплава, используемого для выплавки тонны стали.
В западных странах производство стали росло в среднем на 1,7%/год и
составило в 1997 г. 794,5 млн. т, в том числе в Российской Федерации —
46,92 млн.т (в 1999 г. — 51 млн.т) и Украине — 25,5 млн.т [2]. Расход
всех видов ферросплавов на тонну стали в мире в среднем составляет
1 Часто цена на ферросплав назначается за один килограмм или фунт (1 фунт анг-
лийский (торговый) = 16 унций = 453,59237 г или 1 кг » 2,205 фунта) ведущего
элемента в сплаве. При пене хрома в углеродистом феррохроме с 65% хрома равной
0,42 долл/фунт, 1 кг хрома будет стоить 0,93 долл/кг (0,42-2,205), а базовая тонна
этого сплава — 601 долл/т. Чем более концентрирован и чище ферросплав, тем боль-
ше стоит 1 кг ведущего элемента в нем. Так цена того же 1 кг хрома в виде хрома
электролитического составляет уже 7 долл/кг, а рафинировка его в водороде повыша-
ет стоимость до 12 долл/кг. В тоже время цена 1 кг хрома в хромовой руде с 50%
оксида хрома равна 0,23 долл/кг (при цене руды 80 долл/т).
311
ешь cm/SS " - -';............%
около 20 кг/т. При этом в Японии разных видов ферросплавов расходу-
ется 18 кг/т стали, в США — 21 кг/т, в РФ — 28 кг/т.
Появление новых ресурсосберегающих технологий плавки стали посто-
янно уменьшает потребность в ферросплавах. Так расход марганца в запад-
ных странах упал резко в 70-х годах, когда постепенно сократилось марте-
новское производство. В 1980-х средний расход марганца был 7,3 кг/т. Так
как более чем 90% сплавов марганца расходуется в черной металлургии,
то в 80-х годах эта величина упала до 6,4 кг/т [2]. В СНГ средний рас-
ход марганца находится в пределах 7...9 кг/т. Расход ферросилиция в
пересчете на ФС45 составляет 6,5...7,5 кг/т [3].
Частично это объясняется большим распространением в развитых стра-
нах экономнолегированных марок металла. Так в США больше выплав-
ляют никельсодержащие марки стали, а в СНГ — марганецсодержащие,
так как марганец является не только легирующим элементом, но и ком-
пенсирует вредное влияние серы в стали, то использование методов вне-
печной десульфурации снижает расход марганца.
В 90-х годах увеличился выпуск марганца в виде силикомарганца при
уменьшении выплавки углеродистого ферромарганца (рис. 12.4.). Это было
вызвано ростом выплавки электростали и также тенденцией к производ-
ству сталей с низким содержанием углерода.
Темпы роста рынка для феррохрома были намного быстрее, чем для
ферромарганца. Это связано с более быстрым, чем для обычной стали,
ростом мирового производства легированных марок металла и в первую
очередь нержавеющей стали — основного потребителя феррохрома.
Производство нержавеющей стали в западных странах росло, начиная с
1989 г., в среднем на 4,9%/год и в последние годы на 9... 13% ежегодно.
Сейчас мировой объем производства нержавеющих сталей составляет око-
лов млн. т [2]. В 1990 г. в СССР производство нержавеющей стали со-
ставляло 868,2 тыс.т, в 1998 г. снизилось до 78 тыс.т [4].
Производство феррохрома с 1989 г.
увеличивалось несколько меньшими
темпами по сравнению с нержавею-
щей сталью — примерно на 4% в год
(рис. 12.5), что связано с использо-
ванием в производстве нержавеющей
Рис. 12.4. Производство ферросплавов мар-
ганца в западных странах:
1 — высокоуглеродистый ферромарганец;
2 — силикомарганец; 3 — рафинированный
ферромарганец
312
ФЕР№ШАЛЛ0^ ПРОИЗВОДСТВО: COgV$HlfE % ПРОБЛЕМЫ
Рис. 12.5. Производство углеродистого ферро-
хрома в западных странах:
1 — производство углеродистого феррохрома в
ЮАР; 2 — всего углеродистого феррохрома
стали и другого источника хрома —
легированного лома [2]. При этом раз-
витие и внедрение установок внепеч-
ного аргоно-кислородного обезуглеро-
живания нержавеющей стали резко
уменьшило потребность в низкоуглеродистом
ние расходов низкоуглеродистого феррохрома
США составляет Г.8 против 3:1 в России.
феррохроме. Так отноше-
к высокоуглеродистому в
2. СПОСОБЫ ПРОИЗВОДСТВА ФЕРРОСПЛАВОВ
И ОСНОВНЫЕ ПРОИЗВОДИТЕЛИ
Производство ферросплавов отличает высокий технологический
уровень, многообразие применяемых технологий и плавильных агрегатов
и большая капиталоемкость [5]. Основными способами извлечения элемен-
тов из руд и концентратов сейчас являются электропечной (электротер-
мический), металлотермический, доменный, электролитический; специаль-
ные методы.
Электротермическим способом производят в настоящее время основное
количество ферросплавов [3]. При электрокарботермическом процессе вос-
становителем металлов из оксидов является углерод. В качестве плавиль-
ного агрегата используется низкошахтная рудовосстановительная электро-
печь — основной агрегат ферросплавной промышленности. Печи работают
непрерывным процессом с закрытым колошником (кусковая шихта загру-
жается по мере проплавления), сплав и шлак выпускаются периодически.
Дуга в таких агрегатах горит в газовой полости под шихтой и шихта рас-
плавляется как за счет тепла горения дуг, так и за счет «джоулева» теп-
ла, выделяющегося в шихте при прохождении через нее тока. Мощность
печей находится в пределах 5... 100 МВ-А. Рудовосстановительные печи
по конструкции делятся на открытые, закрытые и герметичные (с пол-
ной изоляцией рабочего объема от окружающей среды).
При электрометаллотермическом производстве в качестве восстанови-
теля используют кремний и алюминий. Плавку проводят в рафинировоч-
ных печах (аналог дуговой сталеплавильной печи) и плавильных горнах,
313
»»'«> .L >W — • ajMW* »<••»—•• «иыяе
Ж2
оборудованных установкой для электроподогрева, и периодическим про-
цессом с полным проплавлением шихты с последующим выпуском жид-
ких продуктов плавки: сплава и шлака. Электросиликотермическим про-
цессом производят среднеуглеродистые и малоуглеродистые ферромарганец
и феррохром и силикокальций. При использовании в качестве восстано-
вителя алюминия, таким способом выплавляют низкоуглеродистый фер-
рохром, ферровольфрам, силикоцирконий и др., а при использовании
смеси кремния и алюминия — феррованадий, силикованадий и др.
Внепечным металлотермическим способом получают ферросплавы с
низким содержанием углерода и технически чистые металлы. Для произ-
водства используют очень чистые руды и концентраты глубокого обога-
щения с минимальным содержанием примесей. В качестве восстановите-
лей используют алюминий, кремний и их смесь, тепла окисления кото-
рых достаточно для проведения процесса без подвода внешнего тепла.
Доменное производство является карботермическим, в нем функции
восстановителя и теплоносителя выполняет кокс. В доменных печах вып-
лавляют ферросплавы, производство которых не требует очень высоких
температур. Этим способом производят ферросилиций с содержанием
кремния около 10%, углеродистый ферромарганец с 70—80% марганца,
ферросиликомарганец (зеркальный чугун) с 10...25% марганца и ~ 5%
кремния, доменный ферросилиций с 10... 12% Si, феррофосфор с 15% фос-
фора. Доменные ферросплавы обычно содержат высокое содержание вред-
ных примесей, что вызвано большим расходом кокса [5]. Так при вып-
лавке ферромарганца расход кокса составляет до 1900 кг/т ферросплава,
а для ферросилиция 1500 кг/т. Электролизом водных растворов получа-
ют металлические хром и марганец.
К специальным методам в ферросплавном производстве относятся ва-
куумтермическая обработка ферросплавов в жидком и твердом состоянии
с целью азотирования и обезуглероживания, рафинирование высокоугле-
родистых ферросплавов от углерода путем продувки в кислородном кон-
вертере, смешение жидких расплавов и др. [3].
Ферросплавное производство потребляет большое количество сырых
материалов и является весьма энергоемким. Расходы основных матери-
алов и электроэнергии при производстве основных видов «больших»
ферросплавов, типичные для производителей стран СНГ, приведены в
табл. 12.1 — 12.4.
При плавке ферромарганца из особо богатых руд бесфлюсовым про-
цессом можно снизить расход электроэнергии до 2300 кВт-ч /т. При
замене в шихте железорудных окатышей железной стружкой он снижает-
ся до 2100 кВт-ч /т, а при использовании руды, в которой весь марганец
представлен диоксидом марганца (например, руды Габона — 54% Мп,
314
......' W *""'''----------- ----........................................................... »-' ~* * 1
Таблица 12.1. Расходы основных материалов и энергии на производство ферросилиция
[3, 6, 7]
Сплав ФС20 ФС25 ФС45 ФС65 ФС75 ФС90
Кварцит, кг/т 370 552 1015/921* 1520/1568 1786/1930 1930/2600
Железная стружка, кг/г 810 780 560/558 320/343 223/250 250/200
Коксик, кг/т 200 280 485/438 665/720 840/845 845/1200
Электродная масса, кг/т 10 8 19/16 45/43,3 54/54 54/48
Расход электроэнергии, кВт-ч /т 2186 2819 4580/4756 7400/7610 8490/8840 9100/13100
Извлечение кремния,% 94,3 98,5 98,2/97,9 94,9/92,1 92,3/91,8 79,5
* Числитель — закрытые печи, знаменатель — открытые.
Таблица 12.2. Расходы основных материалов и энергии на производство углеродистого
ферромарганца и малофосфористого шлака [3,6]
Показатели Углеродистый ферромарганец (80% Мп) Мало- фосфористый шлак
бесфлюсовой флюсовой
Марганцевый концентрат, кг/т 2500 2300 192
Марганцевый агломерат, кг/т 290 — 1028
Железная стружка, кг/т — 90 —
Коксик, кг/т 475 390 72
Железорудная руда, кг/т 225 —
Известняк, кг/т — 840 —
Электродная масса, кг/т 34 30 6,25
Расход электроэнергии, кВт-ч /т 3400 4150 1200
Извлечение марганца, % 55 75 82
~ 85,42% МпО2), даже до 1960 кВт-ч /т [7]. Получаемый при бесфлюсо-
вом процессе высокомарганцевый шлак с очень низким содержанием фос-
фора (практически весь фосфор сырья переходит в металл) используются
самостоятельно или в смеси с марганцевыми концентратами для выплав-
ки силикомарганца с пониженным содержанием фосфора, что повышает
сквозное извлечение марганца до 85%.
315
Таблица 12.3. Основные показатели производства силикомарганца МнС17 [3]
Показатели РКЗ-16,5 РПЗ-63
0,4% Р 0,4% Р 0,35% Р 0,25% Р
Мощность печи, МВт 16,3 56,3 55,3 54,5
Производительность печи, т/сут 96,0 322,6 320,8 287,4
Удельный расход, кг/т: марганцевого агломерата АМН-2 (48%Мп)* 895 775 115 —
марганцевого агломерата АМН-1 (48%Мп)* — — 281 —
марганцевого концентрата 1 сорта (48%Мп)* 1020 990 1015 63
малофосфористого шлака (48%Мп)* — — 373 1982
кварцита 382 386 386 310
доломита 43 46 42 24
Извлечение марганца, % 73,1 77,8 76,7 65,6
* В пересчете на базовую тонну с содержанием 48% Мп; при среднем расходе
кокса 460...480 кг/т, электроэнергии 4000 кВт-ч/т и электродной массы 26...32 кг/т
силикомарганца.
Таблица 12.4. Удельный расход шихтовых материалов и электроэнергии при выплавке
высокоуглеродистого феррохрома с 65 % Сг [3]
Показатели Заводы
А Б в г
передельный феррохром товарный феррохром
Руда хромовая, 50% Сг2О3, кг/т Кварцит, кг/т Углеродистые восстановители: коксик, кг/г полукокс, кг/т каменный уголь, кг/т Железосодержащие добавки: железная руда, кг/т стальная стружка, кг/т Оборотные материалы: шлак ферросиликохрома, кг/т собственные отходы, кг/т Электродная масса, кг/т Расход электроэнергии, кВт-ч/т 1985 33 55 154 13 86 32 3416 2053 2 286 91 30 21 3132 2403 116 468 52 3936 2108 34 452 22 147 30 3643
316
Ф№РООШШМ юоизводстш состоящей mm
Для снижения содержания фосфора в силикомарганце до конкуренто-
способного на мировом рынке уровня <0,35%, приходится использовать
специально выплавленный малофосфористый шлак с соответствующим
снижением технико-экономических показателей.
По оценке [3] на производство ферросплавов в бывшем СССР расхо-
довалось 20% электроэнергии, потребляемой всей черной металлургией. В
структуре себестоимости ферросилиция затраты на электроэнергию состав-
ляют в среднем 40%, на сырье — 18%; в себестоимости феррохрома 40%
занимает стоимость электроэнергии, 40% — стоимость руды; себестоимость
сплавов марганца на 30% складывается из стоимости электроэнергии и на
40% — из стоимости сырья. Доля стоимости сырья и основных материа-
лов в себестоимости «малых» ферросплавов (например, ферромолибдена)
может достигать 95...97% [2,5].
Такая структура себестоимости делает ферросплавную промышленность
весьма чувствительной к колебанием цен на сырье и, особенно, на элек-
троэнергию (табл. 12.5).
Величина тарифа на электроэнергию в странах Запада по состоянию
на 1997 г. составляла, цент/кВт-ч: Италия — 9,1; ФРГ —8,6; США — 6,9;
Таблица 12.5. Вклад электроэнергии в стоимость ферросплавов в зависимости от
тарифа [8]
Тариф Цент /кВт • ч Цена электроэнергии, долл/т ферросплава
ферросилиций (75% Si) ферромарганец (80% Мп) феррохром (65% Ст)
1,0 86 27 42
2,0 173 54 85
3,0 259 80 127
4,0 345 107 169
5,0 431 134 211
6,0 518 161 254
7,0 604 188 296
8,0 690 214 338
9,0 776 241 380
10,0 863 268 423
11,0 949 295 465
12,0 1035 322 507
Примечание. Ориентировочный расход электроэнергии на 1 т ве-
дущего элемента, содержащегося, в ферросплаве, составляет
11000... 12000 кВт/т Si, 3200...3500 кВт/т Мп, 6000...7000 кВт/т Сг.
317
Франция — 6,2; Англия — 5,9; Финляндия — 4,8; Норвегия — 4,7; Кана-
да — 4,05; Швеция — 3,95; ЮАР — 3,6; Австралия — 2,9. В России сто-
имость электроэнергии до кризиса августа 1998 г. составляла в зависимо-
сти от региона страны 3,5...5 цент/(кВт • ч), на начало 2000 г. — около 1
цент/(кВт • ч). Имеются сведения о планируемом повышении стоимости
электроэнергии до 3 цент/(кВт *ч).
Ферросплавные производства в настоящее время расположены по стра-
нам мира весьма неравномерно, главным образом, в странах с источни-
ками дешевого сырья, электроэнергией и низкими издержками производ-
ства. Эти факторы в сочетании с неудовлетворительной экологической
обстановкой в местах расположения ферросплавного производства и обус-
ловливают основную тенденцию в современной ферросплавной промышлен-
ности развитых стран Запада — сокращение производства ферросплавов на
собственной территории и вывод ферросплавных заводов на территорию
третьих стран, а также увеличение импорта ферросплавов (рис. 12.6).
Так феррохром, который исторически производился главным образом в
западных странах, больше не производится в Великобритании, Германии
и Франции. Современная ферросплавная промышленность США и Япо-
нии — всего лишь тень своего прежнего величия. В других развитых стра-
нах (Италии, Швеции и Финляндии) ферросплавная промышленность на-
ходится под угрозой сокращения, несмотря на большой уровень спроса [2].
Колоссальные запасы ферросплавных руд и низкая себестоимость их
добычи в сочетании с относительно низкой стоимостью энергии вывели
в мировые ферросплавные лидеры ЮАР.
По оценке Ассоциации производителей ферросплавов Южной Афри-
ки (FAPA) ЮАР обладает 70% мировых хромитовых руд. Вместе с Зим-
бабве общие южно-африканские запасы хромитов приравниваются к
90% разведанных мировых резервов, составляющих на сегодняшний день
4,72 млрд, т [3]. В ЮАР только 11% мировых запасов богатых хромовых
руд с отношением хрома к железу
более 3, что обеспечивает получе-
ние феррохрома с 65...70% хрома.
Остальные хромовые руды ЮАР
содержат повышенную концентра-
цию железа и из них возможно
производство только «чардж-хрома»
Рис. 12.6. Производство стали и ферро-
сплавов в Японии:
1 — производство стали; 2 — производство
ферросплавов; 3 — импорт ферросплавов
318
Рис. 12.7. Экспорт феррохрома (/) и силикомарганца (2) из Китая
Рис. 12.8. Экспорт феррохрома (/) и силикомарганца (2) из стран СНГ
(chargchrome) — углеродистого феррохрома с 45...55% хрома. Главные
мировые запасы богатых хромовых руд с Cr:Fe > 3 находятся в Зимбабве
(64,5%) и Казахстане (21%).
Мировые запасы марганцевой руды оцениваются в 18 млрд, т и рас-
пределяются следующим образом: ЮАР — 57%, Украина — 21%, Габон —
7%, Австралия — 4%, остальные — 11%*. Но южноафриканские запасы
марганцевых руд составляют приблизительно 80% от богатых руд [2]. Эти
руды отличаются высоким содержанием марганца (49...52% и низким со-
держанием примесных элементов — фосфора (0,04...0,1 %) и кремнезема
(2,5...11%). Ряд стран использует южноафриканские руды для смешивания
с другими менее качественными марганцевыми рудами (чаще всего фос-
фористыми) с получением стандартных по примесям марганцевых ферро-
сплавов.
В ЮАР находится также 45% мировых запасов ванадийсодержащих руд,
в СНГ и США — 25 и 15% соответственно [2].
Конкуренция на мировом рынке ферросплавов усилилась в 90-х годах
в связи с резко возросшим экспортом ферросплавов из Китая и стран
СНГ (рис. 12.7 - 12.8).
С использованием собственных и импортных богатых руд хрома и
марганца в Китае в 1996 г. было выплавлено углеродистого ферромарган-
ца — 1,007 млн.т, силикомарганца — 0,980 млн.т, рафинированного (ма-
лоуглеродистого) ферромарганца — 0,146 млн.т, углеродистого феррохро-
ма — 0,282 млн.т, других видов хромовых ферросплавов — 0,147 млн.т,
ферросилиция — 1,490 млн.т, что в сумме составляет 4,052 млн.т, или 27%
1 Овчарук А.Н. Автореф. дис. докт.техн.наук., Днепропетровск, 1997г.
319
ШГ$Г.РУ1 ЕЖЕ СТЫЕТЙй' ~ * С
мирового объема производства за этот год. В Китае широко производятся
ферросплавы ванадия, титана, вольфрама, молибдена, ниобия и редкозе-
мельных элементов.
Для ферросплавной промышленности Китая характерно большое ко-
личество малых печей, которые относительно быстро и легко переводят-
ся с одного вида ферросплавов на другой в зависимости от конъюнкту-
ры рынка.
Ферросплавная промышленность стран СНГ образовалась из ферро-
сплавных предприятий СССР, где действовало десять специализированных
ферросплавных заводов и ряд ферросплавных цехов металлургических за-
водов суммарной мощностью более 6 млн.т [5,9]. В 1990 году было про-
изведено около 5,4 млн.т различных товарных ферросплавов (табл. 12.6),
из которых 80% было израсходовано на нужды металлургии, 12% — в
машиностроении и 8% было экспортировано.
В ферросплавной промышленности СССР действовало более 200 элек-
тропечей единичной мощностью от 2 до 75 МВ • А, из которых 40% име-
ли мощность более 33 МВ-А. Суммарная потребляемая мощность элект-
ропечного оборудования составляла 26 биллионов КВт. Однако из них
только 8% было герметичных рудовосстановительных печей, 6% закрытых,
а остальные — менее совершенные открытые. К 2000 году средний воз-
раст электропечного оборудования составил 35 — 40 лет. Краткое описа-
ние производственных мощностей стран СНГ приведено в табл. 12.7.
Таблица 12.6. Производство ферросплавов в СНГ (тыс. т ) [10]
Ферросплавы Всего в СНГ В том числе
РФ Украина Казахстан Грузия
1990 г. 1994 г. 1994 г.’ 1990 г. 100% 1990 г. 1994 г. 1990 г. 1994 г. 1990 г. 1994 г. 1990 г. 1994 г.
Всего 6040,7 2800,1 46,4 1990,8 971,0 2415,2 1176,9 1333,6 625,7 301,1 26,5
В т.ч. товарные ферросплавы 5395,2 2562,7 47,5 1675,3 799,9 2389,6 1162,6 1117,4 581,2 212,9 19,0
Кремнистые 1917,3 845,8 44,1 633,3 360,7 594,1 277,4 689,9 207,7 0,0 0,0
Хромистые 900,2 640,2 71,1 481,8 313,8 2,0 0,0 416,4 326,4 0,0 0,0
Марганцовистые 2278,9 1003,9 44,1 280,6 55,3 1785,4 885,0 0,0 44,6 212,9 19,0
Малые 298,8 72,8 24.4 279,6 70,1 8,1 0,2 11,1 2,5 0,0 0,0
* 1990 г. принят за 100%.
320
ФЕРРОСТРТЛВНОЕ ПРОЫШЫ
Таблица 12.7. Основные ферросплавные предприятия стран СНГ по состоянию на на-
чало 90-х годов [3, 10, И] и оценка современного состояния
Завод, место расположения Общее коли- чество электро- печей Мощность рудовосста- новительных электропечей, МВ-А (количество) Виды ферросплавов, возможные и текущие объемы производства
ОАО «Кузнецкий завод ферросплавов», г. Новокузнецк 13 Российская Фес 20 (4), 23 (1), 27 (2), 29 (6) Зерация Ферросилиций марок ФС15, ФС25, ФС45, ФС65, ФС70, ФС75 (361 тыс.т/год, в 1999 г. — 318 тыс. т в пересчете на ФС45)
ОАО «Челябинский электрометаллурги- ческий комбинат» (ЧЭМК), г. Челябинск 36 3,5 (1), 5 (Ю), 7 (2), 8,5 (2), 15,07 (1), 16,5 (5), 21 (2), 22,95 (5), 27,6 (1), 33 (3) Ферросилиций марок ФС20, ФС25, ФС45, ФС50, ФС65, ФС70, ФС75, ФС90 (270 тыс.т/год, в 1999 г. — 239 тыс.т в пересчете на ФС45) Феррохром низкоуглеродистый (21 тыс.т/год, в 1993 г. — 77,8, в 1994 г. - 53,1) Феррохром углеродистый (37 тыс.т/год, в 1993 г. - 28,4, в 1994 г. - 81,6) Ферросиликохром (112 тыс.т/год, в 1999 г. — 64 тыс.т в пересчете на ФХС40) Силикокальций 15% (в 1999 г. — 7 тыс.т) Силикокальций 28% (в 1999 г. — 0,65 тыс.т) Силикованадий Ферромолибден 55...60% (в 1998г. — 8 тыс.т) Ферровольфрам 65...70% (в 1998г,—6 тыс.т) Силикомарганец МнС17Р10 (91 тыс.т в 1999 г.). Комплексные ферросплавы
ОАО «Серовский завод ферросплавов», г. Серов 18 5 (8), 7 (1), 14 (2), 16,5 (7) Феррохром низкоуглеродистый (121,5 тыс.т/год, в 1993 г. — 57,1, в 1994 г. - 54,9) Феррохром среднеуглеродистый (34 тыс.т/год, в 1993 г. — 36,1, в 1994 г. - 55,2) Феррохром высокоуглеродистый (90,5 тыс.т /год, в 1993 г. — 57,3, в 1994 г. - 46,3) Феррохром передельный (61 тыс.т/год) Ферросиликохром (125,8 тыс.т/год, 33 тыс.т в 1999 г. в пересчете на ФХС40) Комплексные ферросплавы Силикомарганец МнС17Р10 (31 тыс.т в 1999 г.) Ферросилиций ФС45 и ФС65 (17 тыс.т в 1999 г. в пересчете на ФС45)
11 — 1473
321
Т^ТЛТТТ. ТТЛ bVT!liW ТММУТМЯ ГТТАИЛ I')
v^JUTUJUb joH Jr^JbJctjfXiJCi jLTfJAJti ЛТ1Т1 UJLcLiMni J.+>
Продолжение табл. 12.7
ОАО «Ключевской завод ферросплавов», пос. Двуреченск Свердловской обл. 7 3...5,5 Феррохром алюмотермический низкоуглеродистый (3 тыс.т/год) Хром металлический алюмотермический (15,5 тыс.т/год); Феррохром высокоуглеродистый Силикокальций 15% (6,4 тыс.т/год) Ферротитан (57 тыс.т/год) Феррониобий, ферровольфрам, ферросиликоцирконий, ферроалюмоцирконий Комплексные ферросплавы, в том числе с РЗМ (4,2 тыс.т/год)
ОАО «НИИМ», опытный цех, г. Челябинск 5 3...5,5 Феррохром низкоуглеродистый (в 1993 г. — 298 тыс.т, в 1994 г. — 227), силикокальций 15... 18%, низко-, среднеуглеродистый ферромарганец, силикомарганец, металлический марганец, комплексные ферросплавы
ОАО «Новолипецкий металлургический комбинат», ферросплавный цех, г. Липецк 2 Ю (1), 12 (1) Ферросилиций ФС65 (14 тыс.т в 1999 г.) Ферротитан 30% Ферробор 6...20%, Силикокальций
ОАО «Алапаевский металлургический завод», г. Алапаевск, Свердловской обл. Доменная печь 292 м3 Доменный ферромарганец ФМн70 (22 тыс.т в 1993 г., 13 тыс.т в 1994 г.).
ОАО «Косогорский металлургический завод», г. Тула, пос. Косая гора 3 доменные печи: 880 м3, 408 м3, 706 м3, Доменный ферромарганец ФМн70 (87 тыс.т в 1993 г., 42 тыс.т в 1994 г.), литейный чугун
ОАО «Тулачермет» г. Тула — — Хром электролитический (60 т/год)
ОАО «Ванадий», г. Тула 2 3...5 Феррованадий 40...50% (около 6 .«тыс.т в 1994 г.)
ОАО «Чусовской металлургический завод», ферро- сплавный цех, г. Чусовая 2 2,5 Феррованадий 40...50% (около 4 тыс.т в 1994 г.)
322
ФЕРРОСПЛАВНОЕ ПРОИЗВОДСТВО: СОСТОЯЛ Ш И ПРОБЛЕМЫ
Продолжение табл. 12.7
Украина
Никопольский завод ферросплавов, г. Никополь 16 16,5 (2), 63 (9), 75 (4), 82,5 (1) Ферромарганец углеродистый 76% (215 тыс.т/год, в 1993 г. — 127,9, в 1994 г. - 161,1) Силикомарганец 82% Мп (1080 тыс.т/год, в 1993 г. — 642,5, в 1994 г. - 516,1, в 1999 г. - 380) Малофосфористый шлак — 38 тыс.т/год
Запорожский завод ферросплавов, г. Запорожье 34 5 (9), 7,4 (3), 7,5 (1), 15 (1), 21 (6), 23 (7), 27,6 (2), 2 шт. —ваку- умтермические, 1 шт. — вакуумная сопротивления, 2 шт. — дуговые сталеплавиль- ные по 1,5 т Ферромарганец углеродистый 76% (в 1993 г. — 3,7 тыс.т, в 1994 г. — 0,9 тыс.т) Ферромарганец углеродистый 80% (в 1993 г. — 11,7 тыс.т, в 1994 г. — 16,6 тыс.т) Ферромарганец среднеуглеродистый Силикомарганец 82% Мп (158 тыс.т/год, в 1993 г. — 175, в 1994 г-193, в 1999 г-162) Силикомарганец 26% Si (26 тыс.т/год) Марганец металлический 90% (37,5 тыс.т/год и в 1993 г. - 19,5, в 1994 г. - 10,9) Ферросилиций марок ФС20, ФС25, ФС45, ФС65 (314,5 тыс. т/год, в 1993 г. - 179. в 1994 г. - 196, в 1999 г. — 97 в пересчете на ФС45) Марганец и феррованадий азотированные, феррохром вакуумтермический, комплексные ферросплавы
Стахановский завод ферросплавов, г. Стаханов 8 24...32 Ферросилиций марок ФС20, ФС25, ФС45, ФС65, ФС70, ФС75, ФС90 (303 тыс.т/год, в 1993 г. — 196, в 1994 г. - 130, в 1999 г. — 147 в пересчете на ФС45). Комплексные сплавы (6,4 тыс. т/год)
Краматорский металлургический завод, г. Краматорск — 2 доменные печи по 1033 м3 Доменный ферромарганец ФМн70 (28 тыс.т в 1993 г,)
Константиновский металлургический завод, г. Константиновка — 2 доменные печи: 450 м3, 394 м3. Доменный ферромарганец ФМн70 (57 тыс.т в 1993 г.).
11*
323
соя ..' ...L7.....L / 1 ' W
Продолжение табл. 12.7
Казахстан
Актюбинский завод ферросплавов, г. Актюбинск 18 1,25 (3), 3 (1) 5 (2) 5,16 (2) 7 (3), 16,5 (4) 17,5 (2) 2 конвертера по 15 т для производства среднеуглеро- дистого ФХ Феррохром низкоуглеродистый (79,5 тыс.т/год, в 1993 г. — 22,9) Феррохром среднеуглеродистый (40 тыс.т/год, в 1993 г. - 5,9, в 1994 г. - 4,7); Феррохром высокоуглеродистый (50 тыс.т/год, в 1993 г. — 95,3, в 1994 г. - 157,3); Ферросиликохром (70,5 тыс.т/год в пересчете на ФХС40) Комплексные ферросплавы
Аксуский завод ферросплавов (бывший Ермаковский завод ферросплавов) 27 16,5 (8), 21 (8) 33 (6) 63 (4) Ферросилиций марок ФС25, ФС45, ФС50, ФС65, ФС70, ФС75 ФС90 (702 тыс.т/год, 418 тыс.т в 1991 г., 207,8 тыс.т в 1994 г. в пересчете на ФС45) Феррохром углеродистый (190 тыс.т/год, в 1993 г. - 168,8, в 1994 г. - 137,4); Ферросиликохром (63,5 тыс.т/год в пересчете на ФХС40) Ферросплавы марганца (36 тыс.т в 1994 г.) Комплексные ферросплавы.
Грузия
Зестафонский завод ферросплавов, г. Зестафони 22 5 (9), 11,5 (3) 22,5 (8) 75 (2) Ферромарганец среднеуглеродистый (100 тыс.т/год) Ферромарганец углеродистый 76% Мп (84 тыс.т/год в 1993г.— 6,9, в 1994г. — 2,4) Ферромарганец углеродистый 80% Мп (84 тыс.т/год, в 1993г.— 9,8, в 1994г. — 5,5) Силикомарганец (240 тыс.т/год, в 1993 г. - 28,4, в 1994 г. - 18,4) Марганец электролитический (в 1993 г. — 0,164, в 1994 г. — 0,171 тыс.т)
Ферросплавы (особенно, «малые») производят также предприятия дру-
гих отраслей промышленности, в частности цветной, химической, горной,
оборонного комплекса и др.
Основное количество никеля производят сейчас из сульфидных руд с
использованием своих технологий предприятия цветной металлургии. Так
в общей структуре производимых в США никельсодержащих материалов
доля ферроникеля составляет 20%, электролитического никеля — 62%,
оксида никеля — 14% и прочих — 4% [3]. Металлический никель, а так-
324
ФЕРР0СШ14ВН0Е ПР()ИЗБ0ДСТВ(): С()СТ()Я1ШЕ И ПРОБЛЕМЫ
же кобальт производят в России комбинаты ОАО «Норильский никель»,
ОАО «Североникель», ОАО «Печенганикель». Сырье никелевых месторож-
дений Урала Уфалейской группы используют на Режском никелевом за-
воде и комбинате «Южуралникель» (Россия). Всего производство ферро-
никеля составило 940 тыс. тонн в 1996 г.
Отметим, что доля никеля (в виде ферроникеля), производимого по
ферросплавным технологиям, будет, вероятно, увеличиваться ввиду быст-
рого сокращения запасов богатых сульфидных руд, запасы которых равны
14% от разведанных мировых запасов никеля в 99,7 млн. т. Остальное
составляют бедные окисленные никелевые руды с 1...2% никеля.
Некоторую часть ферросплавов выпускают в настоящее время и соб-
ственно металлургические предприятия. Так на ОАО «НОСТА» (бывший
Орско-Халиловский металлургический комбинат) периодически производят
доменный ферромарганец, а на Серовском металлургическом заводе из
окисленных никелевых руд выплавляют никельсодержащий чугун и не-
большое количество ферроникеля.
Ферросплавные мощности были неравномерно размещены по регионам
страны, что также обусловливалось расположением заводов вблизи источни-
ков энергии и сырья, и близостью к потребителям ферросплавной продук-
ции, наличием удобных транспортных путей, квалифицированных кадров,
общей промышленной инфраструктуры (табл. 12.8). Такое неравномерное
размещение автоматически вызвало при распаде СССР серьезные ослож-
нения в работе металлургических отраслей бывших союзных республик.
Еще в 1993 г. прогнозировалось возобновление кооперационных свя-
зей между республиками бывшего СССР с целью взаимного обеспечения
друг друга ферросплавами, ферросплавным сырьем и энергией [9]. Одна-
ко общее падение внутреннего производства стали, составившее в 1994 г.
45% от уровня 1990 г. [10], изменение структуры выплавляемых сталей в
сторону рядовых низколегированных марок в ущерб легированным резко
снизило внутреннее потребление и производство ферросплавов.
Таблица 12.S. Размещение производства ферросплавов по республикам бывшего СССР
[9,10]
Страна Вид ферросплава Всего
кремнистые марганцевые хромистые прочие
Россия 35,5 10,9 57,0 100,0 33,2
Украина 29,0 67,8 — — 36,3
Казахстан 35,5 — 43,0 — 22,1
Грузия — 21,3 — — 8,4
Итого 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
325
СТАЛЬ. НА РУБЕЖ ТОЛ ТИЙ ГЛАВА 12
Производство ферросплавов к 1994 г. в России и на Украине (см. табл.
12.6.) упало на 51% по сравнению с 1990 г., в Казахстане - на 53%,
Грузии — на 91%. Дальнейшее падение производства было остановлено
большими объемами экспорта ферросплавов за пределы стран СНГ, осо-
бенно из Казахстана, Грузии и Украины.
Наличие резервных мощностей в ферросплавной промышленности СНГ
явилось, на наш взгляд, одной из причин (наряду с неблагоприятной
ценовой конъюнктурой на мировом рынке феррохрома) неудачи строитель-
ства в 1996 г. нового Тихвинского феррохромового завода (Ленинградская
область) [12].
Внутреннее потребление ферросплавов на Украине составляло в 1994 г.
45% от собственного общего выпуска ферросплавов, в Казахстане и Гру-
зии — менее 4% [10]. Потребление ферросплавов в РФ (1994 г.) приведе-
но ниже, тыс.т
марганца Сплавы кремния хрома Малые ферросплавы Всего
Потребление 392 326 123 12 853
В том числе импорт 360 139 20 — 519
Жесткая конкуренция на внешнем рынке ферросплавов повысила цен-
ность собственного рынка и привела к обособлению составных частей
некогда единой ферросплавной промышленности. Недостающие объемы
ферросплавов стали восполнять на собственных заводах за счет переори-
ентации избыточных мощностей. Так в России в 1994 г. импорт сплавов
марганца составлял 360 тыс.т, а уже в 1996 г. импорт уменьшился до 295
тыс.т. К 2000 г. собственное производство сплавов марганца за счет раз-
ворачивания производства силикомарганца на Серовском и Челябинском
ферросплавных заводах (см. табл. 12.7) выросло до 200 тыс.т, что снизило
потребность в импорте марганцевых сплавов до 260 тыс.т/год.
К 2000 г. внутренний рынок ферросплавов хрома и кремния РФ стал
полностью обеспечен собственным производством. Всего в 1999 г. ферро-
сплавные заводы РФ выпустили чуть менее 600 тыс.т ферросилиция в
пересчете на ФС45. Внутреннее потребление ферросплавов кремния в этом
году составило 118 тыс.т ФС75, 132 тыс.т ФС65, 169 тыс.т ФС45. Имеет-
ся тенденция к увеличению производства высококремнистых марок фер-
росилиция, которые наиболее распространены за рубежом. Низкокремни-
стые марки ферросилиция с 15...25% Si в настоящее время не произво-
дятся, в том числе и по причине большого расхода железной стружки (см.
табл. 12.1), дефицит которой сильно ощущается в связи с депрессивным
положением машиностроения стран СНГ.
326
ФЕРРОСПЛАВНОЕ ПРОИЗВОДСТВО: СОСТОЯНИЕ И ПРОБЛЕМЫ
Главной проблемой ферросплавного производства России является не-
обеспеченность сырьем большей части производимых ферросплавов. Толь-
ко производство ферросилиция и таких малотоннажных ферросплавов как
силикокальций, феррованадий и ферробор целиком базируется на мест-
ном сырье [3, 10].
Рудное сырье для остальных ферросплавов поставлялось в основном из
республик бывшего СССР, а большая часть необходимого молибденового
и вольфрамового концентратов закупали в странах дальнего зарубежья
(Китай, Монголия). Особенно остро стоит проблема обеспечения марган-
цевым и хромовым сырьем.
До распада СССР все сплавы хрома выплавлялись из хромовой руды
Донского ГОКа (уникальное Кемпирсайское месторождение, Казахстан),
откуда ее ежегодно поставляли только в РФ около 1 млрд, т (с учетом
нужд огнеупорной и химической промышленности — 1,5 млрд. т). В свя-
зи с нестабильностью поставок в 90-х годах хромовых руд из Казахстана
и общим ухудшением их качества кардинально изменилась рудная база.
Ферросплавные заводы России стали использовать хромовые руды, импор-
тируемые из Турции, а также бедные руды Урала, которые ранее не при-
менялись. В России к настоящему моменту разведано достаточно много
месторождений хрома. Это Урало-Сибирский регион — Песчанское и
Вольегорское месторождения Верхне-Уфалейской группы, Варшавское и
Верблюжьегорское, Камбулатовское, наиболее известное крупное месторож-
дения Урала — Сарановское, Тогул-Сунгайское, крупное месторождение
богатой хромовой руды Рай-Из, открытое на приполярном Урале; место-
рождения Кольского полуострова — Аганозерское и др.
В целом уральские хромовые руды отличаются более низким содержа-
нием хрома (13...57%, чаше 24...28% оксида хрома) при повышенном со-
держании железа с Cr.Fe ~2 (исключение составляет месторождение Рай-
Из1 и Кольские месторождения), что приводит к снижению концентра-
ции хрома в углеродистом феррохроме менее 55%.
При обогащении российских руд велик выход мелкой фракции, исполь-
зовать которую для выплавки углеродистого феррохрома в рудовосстано-
вительных печах невозможно. Такая руда применяется в производстве
низко- и среднеуглеродистого феррохрома.
Окускование хромовых руд из-за их тугоплавкости является непрос-
той задачей. Тем не менее из-за наличия в мире большого количества
мелких и пылеватых, но богатых хромовых руд, этой проблемой непре-
рывно занимаются исследователи и производственники разных стран.
Удовлетворительные промышленные результаты дают высокотемператур-
1 Чернобровин В.П. Автореф.дисс. канд.техн.наук, Челябинск, 1998 г.
327
ный обжиг хромовых окатышей и холодное упрочнение хромовых брике-
тов на цементной связке.
Недостатком первого способа является высокая температура спекания
— около 1500 °C, второго — разубоживание хромового концентрата вво-
дом 10% цементной связки. Известны и другие более дорогие технологии
окускования — например, автоклавное упрочнение хромовых брикетов.
На территории РФ известно более 20 месторождений марганцевой руды.
Наиболее крупные из них — Парнокское месторождение в республике
Коми, Порожинское в Красноярском крае, Усинское в Кемеровской обла-
сти, Сибайское в Башкортостане. Утвержденные запасы равны 155,1 млн.т,
что составляет около 6% от бывших общесоюзных запасов [3]. Однако
большинство марганцевых руд России — бедные, со средним содержанием
марганца 20% (реже 33...40% Мп) и фосфористые — 0,4...0,7% Р. Только
марганцевые руды Парнокского месторождения содержат менее 0,1% Р.
Такие свойства руд обусловили преимущественное использование в
настоящий момент для выплавки ферросплавов марганца в РФ марганце-
вых руд, импортируемых из Украины и Казахстана. Причем использова-
ние казахских руд, которые содержат 0,04...0,08% Р и около 40% марган-
ца, т.е. близки к лучшим мировым рудам по содержанию вредных приме-
сей, обеспечивает получение низкофосфористого силикомарганца с
< 0,1% Р. Одновременно пониженное содержание марганца в руде не по-
зволяет получить в силикомарганце концентрацию марганца более 65%,
что не соответствует стандартам на этот ферросплав. Украинские марган-
цевые руды после обогащения позволяют получать стандартные по мар-
ганцу ферросплавы, но содержание фосфора в ферросплаве при этом
составляет в лучшем случае 0,35%, а чаще — 0,6%.
Для обеспечения ресурсной независимости России необходимо разви-
вать собственную рудную базу марганца и хрома, при одновременном
расширении импорта богатых руд из дальнего зарубежья, не нуждающих-
ся в обогащении и последующей агломерации.
В конце 90-х годов на внутреннем рынке России, усугубляя непростое
положение ферросплавной промышленности, появились ферросплавы,
импортируемые из дальнего зарубежья. Это бразильский феррониобий,
китайские ферровольфрам и ферромолибден, электролитический марганец,
норвежские ферромарганец и высокопроцентный ферросилиций и др.
Сложности переходного периода привели к нестабильности работы
ферросплавной промышленности, принадлежащей к непрерывному произ-
водству, что существенно сказалось на удельном расходе электроэнергии
при производстве ферросплавов. Так по данным [3] в 1993 — 1994 гг.
удельный расход электроэнергии при производстве ферросилиция соста-
вил на ЧЭМК (числитель — 1993 г., знаменатель — 1994 г.): для сплава
328
ФС20 — 2284/2290 кВт-ч/т; для сплава ФС25 — 3064/3078 кВт-ч/т; для
ФС45 - 5114/5906 кВт-ч/т; ФС65 - 7690/8300 кВт-ч /т; ФС75 - 10680/
10316 кВт-ч /т; ФС90 - 14436/14589 кВт-ч/т. На Кузнецком ферросплав-
ном заводе за этот же период времени расходы электроэнергии были сле-
дующие: для ФС45 — 5202/5229 кВт-ч/т; ФС65 — 7746/8001 кВт-ч/т;
ФС75 - 9837/9783 кВт-ч/т.
Основным держателем марганецрудных запасов и производителем мар-
ганцевых ферросплавов в Евро-Азиатском регионе является Украина (см.
табл. 12.7). Основным внешним потребителем марганцевых ферросплавов
Украины остается Россия — 83% от обшего экспорта в страны СНГ и 91%
от экспорта в страны дальнего зарубежья в 1996 г. На Запорожском заво-
де ферросплавов производятся также дефицитные сорта рафинированного
ферромарганца и металлический марганец.
По минералогическому составу марганцевые запасы Никопольского
бассейна неблагоприятны и представлены преимущественно карбонатны-
ми и смешанными оксидно-карбонатными рудами, характеризующимися
пониженным содержанием ведущего элемента (22...25% марганца) и по-
вышенным фосфора и кремнезема. Даже в концентратах Никопольского
месторождения содержание фосфора находится в пределах 0,18...0,22%, а
кремнезема — 15...20% [13].
Такое положение вынуждает использовать в массовом порядке элект-
рометаллургический способ дефосфорации марганцевых руд — выплавку
малофосфористого шлака. Сущность метода состоит в селективном вос-
становлении фосфора и железа углеродом в рудовосстановительной печи
с переводом их в попутный металл — высокофосфористый ферромарга-
нец. Получаемый малофосфористый шлак с 40...42% Мп и 0,013...0,025% Р
в дальнейшем используется самостоятельно или в смеси с марганцевыми
концентратами для выплавки марганцевых ферросплавов с пониженным до
конкурентоспособного уровня фосфором или металлического марганца.
Сравнительная оценка металлургической ценности марганцеворудного
сырья Никопольского месторождения и месторождений дальнего зарубе-
жья показала, что для получения равноценного по качеству (0,1% Р и
76% Мп) высокоуглеродистого ферромарганца с использованием украин-
ских руд по технологической схеме Никопольского завода ферросплавов
требуется дополнительно израсходовать 3700 кВт • ч /т электроэнергии, 300
кг кокса, 800 кг известняка и 90 кг железорудных окатышей. Это сни-
жает потребительскую ценность марганцевой руды украинских месторож-
дений в 3,5 раза. Вместе с тем [13], предполагают, что более богатые и
повсеместно используемые в мировой практике оксидные руды марганца
при существующих темпах их переработки будут практически полностью
отработаны к 2010 — 2015 гг.
329
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 12
С целью снижения концентрации фосфора в производимых ферроспла-
вах Украина прибегает к крупным закупкам габонской руды для смеши-
вания с собственными рудами.
Проблема удаления вредных примесей из ферросплавов, особенно фос-
фора, вообще стоит очень остро. В среднем с ферросплавами в сталь
вносится до 40% от содержащегося в готовом металле фосфора. Дефос-
форация стали после введения ферросплавов, как правило, невозможна
или экономически нецелесообразна. Поэтому, например, феррохром, со-
держащий более 0,035% фосфора, практически не находит спроса.
Логичнее было бы удалять фосфор непосредственно из ферросплавов,
т.е. из концентрированного раствора до разбавления фосфора железом
стали. Однако из-за физико-химических свойств ведущих ферросплавных
элементов этот процесс сильно затруднен и промышленно освоенных ме-
тодов дефосфорации ферросплавов нет. Исключение составляет описан-
ная выше выплавка малофосфористого шлака, и то это способ удаления
фосфора из исходного сырья, а не из ферросплава. Перспективными ме-
тодами удаления фосфора из ферросплавов являются шлаковая дефос-
форация в сильновосстановителъных условиях и газовая дефосфорация
с удалением фосфора в газовую фазу. Однако эти методы так и не
вышли из стадии экспериментального и опытно-промышленного опро-
бования, в том числе и из-за дополнительных существенных затрат на
их реализацию.
Ферросплавное производство Казахстана было ориентировано на постав-
ку ферросплавов в другие республики СССР, в первую очередь Россию.
Основным видом выпускаемых ферросплавов является углеродистый фер-
рохром, производство которого базируется на кусковых высокохромистых
рудах Кемпирсайского массива вблизи г. Актюбинска (Сг2О3 = 45...65%).
В 90-х годах на выпуск углеродистого феррохрома была переориентирова-
на часть мощностей выпускающих низкоуглеродистый феррохром и фер-
росилиций [10]. Основная часть ферросплавов попала на международный
рынок, увеличив суммарный экспорт хромовых ферросплавов из стран
СНГ с 67 тыс. тонн в 1992 г. до 428 тыс.т в 1997 г. [2].
Большой проблемой ферросплавной промышленности Казахстана явля-
ется выработанность разведанной части Донского ГОКа, нуждающегося в
больших инвестициях. За более чем полвека эксплуатации рудника (с 1942
г.) качество руды заметно ухудшилось из-за уменьшения в ней содержа-
ния хрома, увеличения концентрации тугоплавкого оксида магния и сни-
жения механической прочности кусков руды. Донской ГОК уменьшил
выпуск качественной хромовой руды и к настоящему времени фактичес-
ки обеспечивает выплавку феррохрома только на казахстанских ферро-
сплавных заводах, практически прекратив поставку такой руды в Россию.
330
ФЕРРОСПЛАВНОЕ ПРОИЗВОДСТВО: СОСТОЯНИЕ И ПРОБЛЕМЕ!
В наиболее сложном положении находится ферросплавная промышлен-
ность Грузии, основанная на Чиатурском месторождении марганцевых руд
(8,6% от бывших общесоюзных запасов марганцевых руд [3]). В Грузии
был единственный в СССР цех электролитического марганца, где произ-
водили, наряду с другими сортами марганцевых ферросплавов, дефицит-
ный среднеуглеродистый ферромарганец [8].
Из-за политической нестабильности, разрыва хозяйственных связей и
отсутствия электроэнергии в Закавказье поставщик марганцевой руды
«Чиатурмарганец» и ее потребитель Зестафонский завод ферросплавов уже
в начале 90-х годов простаивали в течение 6...7 месяцев ежегодно [10].
Сейчас Зестафонский завод ферросплавов «...продолжает работать на низ-
ких мощностях в ожидании предложений разных инвесторов» [8]. По
последним данным 75% акций компании «Чиатурмарганец» приобрела
чешская компания «Sagaprint» [14].
3. КАЧЕСТВО ФЕРРОСПЛАВОВ
Конкуренция и рыночные отношения резко обострили проблему
качества ферросплавов, которое характеризуется параметрами, отраженны-
ми в стандартах СНГ на ферросплавы [1; 5; 15]: содержание ведущего эле-
мента (элементов); пределы колебаний ведущего элемента; концентрация
регламентируемых сопутствующих примесей (углерод, сера, фосфор, цвет-
ные металлы, азот и др.); гранулометрический состав; плотность; состояние
поверхности кусков, слитков ферросплава (товарный вид); температура
плавления; содержание неметаллических включений, кислорода, водорода.
С точки зрения легирования и раскисления ферросплавы должны обес-
печивать [1]: равномерный состав готового металла по присаживаемым
элементам; минимальные и стабильные потери ведущих элементов; мини-
мальное время после присадки ферросплава для обеспечения его равно-
мерного распределения в объеме металла; минимальное загрязнение ме-
талла продуктами окисления составляющих сплава или обеспечения бла-
гоприятного характера, состава и распределения неметаллических
включений; минимальное содержание растворенного кислорода при ис-
пользовании сплава как раскислителя; благоприятный характер влияния на
заданные свойства готового металла остаточного содержания элемента-рас-
кислителя; минимальное снижение температуры металла при их исполь-
зовании; экономичность применения.
Оптимальными физическими свойствами считаются температура плав-
ления ферросплава 1100...1300 °C и плотность 6...8 г/см3 [1]. Такими свой-
ствами обладают, пожалуй, только некоторые марки силикомарганца. У
331
СД7А Я* '.-7 7.. „ .. £^/2
большинства ферросплавов отклонения физических свойств от оптималь-
ных значений значительны, что затрудняет их использование в металлур-
гии. Так у стандартного ферровольфрама марки ФВ75 температура плавле-
ния около 1800 °C и плотность ~16 г/см3. После ввода такого ферроспла-
ва в сталеплавильную ванну он сразу погружается на подину печи, его
растворение протекает в диффузионном режиме и может не завершится до
конца плавки. Практикуемый ввод ферровольфрама в завалку сопровожда-
ется заметными потерями вольфрама в виде летучих субоксидов, хотя ок-
сиды вольфрама термодинамически менее прочные, чем оксиды железа.
В большей мере сталеплавильным требованиям удовлетворяют комплек-
сные ферросплавы и лигатуры. Однако их распространению препятствует
то обстоятельство, что пока еще действуют процессы и агрегаты для из-
влечения легирующих элементов из специфического «монокомпонентно-
го», обычно богатого, сырья с получением концентрированных «моноком-
понентных» ферросплавов. По мере истощения запасов такого сырья и
роста потребности в металлах будет повышаться и необходимость вовле-
чения в сферу производства комплексных руд и соответственно произой-
дет расширение производства комплексных ферросплавов [16].
Ферросплавы, так же как и ряд других материалов черной металлур-
гии, относятся к продукции, для которой содержание входящих в ее со-
став элементов представляет собой непосредственный и наиболее ответ-
ственный показатель качества. Поэтому важным видом проверки качества
продукции при производстве ферросплавов оказывается аналитический
контроль содержания нормированных элементов [15]. При этом нередко
возникают разногласия между потребителем и производителем ферроспла-
ва, связанные с расхождением результатов химического анализа одной и
той же партии ферросплава.
При правильно проведенном пробоотборе от партии ферросплавов раз-
ница между концентрациями элемента в ферросплаве, определенными у
потребителя ^потр и производителя ^Произв ферросплава, должна удов-
летворять следующему неравенству [15]:
|^потр — ^произв| — 1,4 • Робщ ,
где Роб1Ц — общая погрешность определения величины показателя каче-
ства, которая стандартизирована для каждого вида ферросплавов и долж-
на приводится производителем в сертификате качества на проданную
партию ферросплава.
Существенно выросли требования и по гранулометрическому составу
ферросплавов. Потребителям ферросплавов сейчас требуется материал не
только весьма узкого класса крупности, например, 40...60 мм, но и не
332
_ ФЕРРОСПЛАВНОЕ ПРОИЗВОДСТВО; СОСТОЯНИЕ И ПРОБЛЕМЫ
— --------------——— --------------------------------_— ---------
содержащие мелочи. Широко распространенные методы разливки ферро-
сплавов на плоские слитки в стационарные формы и послойная разливка
ферросплавов в большие поддоны или траншею при последующем дроб-
лении могут дать выход некондиционной мелочи фракции 0...20 мм в
25...35% от массы разливаемого ферросплава. Лучшие результаты с выхо-
дом мелочи ферросплавов в 6... 12% дает технология разливки с использо-
ванием конвейерных машин.
Оптимизация условий разливки ферросплавов на разливочной машине
и использование фигурных изложниц снижает выход мелочи при фракци-
онировании марганцевых ферросплавов до З...6%, а для фракции с ниж-
ним пределом более 10 мм и без отсева некондиционной мелочи.
Предложено много способов вовлечения в оборот некондиционной
мелочи ферросплавов, равно как и скрапин, и шлакометаллических кор-
жей ферросплавов [5,3]. Весьма целесообразным является брикетирование
ферросплавной мелочи и применение мелочи при разливке на разливоч-
ной машине (суспензионная разливка) [17]. Таким же способом можно
утилизовать корольки ферросплавов, извлекаемые при переработке отваль-
ных ферросплавных шлаков. Главное препятствие использованию подоб-
ного материала в сталеплавильном переделе — очень мелкая фракция
ферросплава в пределах 10...0,1 мм и менее.
Кардинальным способом решения проблемы получения ферросплавов
точно заданного класса крупности может явиться, на наш взгляд, раздел-
ка плоских слитков ферросплавов на установках лазерной резки металлов
или применение установок лазерной резки материалов (резка струей воды
высокого давления со взвешенным в ней абразивом).
Распад СССР вызвал новую проблему, заключающуюся в появлении
вместо единых общесоюзных стандартов [1] на ферросплавы национальных
стандартов России, Украины, Казахстана, Грузии, отражающих специфи-
ку выплавки ферросплавов стран-производителей.
Так невозможность производства феррохрома с высоким содержанием
хрома из российских хромовых руд привела к изменению стандарта РФ
на феррохром. Феррохром с содержанием 45...55% хрома предусмотрен
последним ГОСТ 4757—91, разработанным правда на основе международ-
ного стандарта ИСО 5448—81. Сталеплавильщики же стран СНГ тради-
ционно привыкли применять феррохром с высоким содержанием хрома
65...70%. Проблемы с марганцевым сырьем на Украине вызвали измене-
ние стандарта на рафинированные сорта марганцевых ферросплавов — в
стандарт Украины ДСТУ 3547—97 заложены такие требования, что они
позволяют приравнять ферромарганец низкоуглеродистый марки ФМн90
к ферромарганцу ФМн88, имеющих сегодня разных потребителей (и раз-
ную цену) [13].
333
СТАЛЬ ИА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ' ГЛАВА 12
Сейчас на территории СНГ поступают ферросплавы, произведенные как
по национальным стандартам стран СНГ, так и по национальным стан-
дартам стран дальнего зарубежья, международным стандартам и ГОСТам
бывшего СССР, что создает путаницу у потребителей ферросплавов.
4 ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ АСПЕКТЫ ПРОИЗВОДСТВА
ФЕРРОСПЛАВОВ И НОВЫЕ РЕСУРСОСБЕРЕГАЮЩИЕ
ТЕХНОЛОГИИ
В новом тысячелетии соображения, относящиеся к окружающей
среде, будут приобретать для ферросплавной промышленности все более
и более важное, а может быть и решающее значение. Производство фер-
росплавов, как и другие карботермические процессы, является большим
источником образования парниковых газов — главной причины возник-
новения глобального потепления на Земле.
В конце 80-х годов в ферросплавной подотрасли черной металлургии
СССР при общем выходе ферросплавного газа 1,93 млрд, м3 и коэффи-
циенте его использования 0,33 в атмосферу выбрасывалось 132 тыс.т пла-
вильной пыли, 157 тыс.т газообразных веществ, в том числе 125 тыс.т
оксида углерода, 24 тыс.т сернистого ангидрида, 7,5 тыс.т оксидов азота.
Положение усугублялось еще и тем, что ферросплавные заводы были, как
правило, размещены в таких районах, где размещаются и собственно
металлургические предприятия.
Процессы пылегазообразования в ферросплавном производстве в основ-
ном совпадают с аналогичными в других основных производствах черной
металлургии [18]. Особенности связаны с использованием специфических
шихтовых материалов, в том числе токсичных, и особенностями ведения
технологического процесса выплавки сплавов.
Главным источником пылегазовых выбросов являются ферросплавные
печи (рудовосстановительные, рафинировочные и т.д.). Основными вред-
ными веществами являются плавильная пыль, оксид углерода, сернистый
газ, оксиды азота, а также в небольших количествах особо токсичные ве-
щества — нитриды, цианиды, фосфины и др. Уровень и качественная ха-
рактеристика выбросов в значительной степени зависят от марки выплав-
ляемого сплава, мощности печного трансформатора, степени герметично-
сти технологического агрегата, квалификации персонала и уровня культуры
производства.
Уровень пылегазовых выбросов является одним из основных показате-
лей совершенства технологического процесса, так как он определяет эф-
фективность использования сырья и топлива и необходимые затраты на
334
ФЕРРОСПЛАВНОЕ ПРОИЗВОДСТВО: СОСТОЯНИЕ И ПРОБЛЕМЫ
природоохранные мероприятия. Специфика ферросплавного производства,
связанная с переработкой весьма разнообразных по химическому и дис-
персному составу шихтовых материалов, их сложными физико-химичес-
кими превращениями в ходе высокотемпературных процессов, протекаю-
щих в недостаточно герметичных агрегатах, приводит к выделению зна-
чительного количества пылегазовых выбросов. Недостаточная
оснащенность многочисленных источников их выделения эффективными
системами локализации, отвода и очистки способствует загрязнению воз-
душного бассейна и прилегающей к предприятиям территории токсичными
веществами в твердом и газообразном состоянии (в виде плавильной пыли,
оксидов углерода, азота, сернистого ангидрида, метана, цианидов и т.д.).
Все закрытые рудовосстановительные печи СНГ оборудованы трехсту-
пенчатыми системами газоочистки: скруббер, трубы Вентури, циклон.
Большинство открытых печей имеет сухие рукавные фильтры и частично
электрофильтры.
Путем регулирования технологических параметров и их оптимального
сочетания внутри регламентированных диапазонов значений в условиях
действующих производств возможна минимизация пылегазовых выбросов,
снижение нагрузок на оборудование газоочистных систем и улучшение
состояния воздушного бассейна в районе предприятий и атмосферы ра-
бочих мест и без капитальных вложений [18].
Сокращение объема ферросплавного производства в результате распада
СССР пропорционально снизило и объемы вредных выбросов в ферросплав-
ном производстве, но они еще остаются на высоком уровне. Несомненно,
что экологическое давление на ферросплавную промышленность в буду-
щем только увеличится и производители ферросплавов должны будут при-
ложить немалые усилия для сохранения и развития своего производства.
Увеличивающиеся экологические требования к производству ферроспла-
вов, усиливающийся дисбаланс между высокой стоимостью сырых мате-
риалов и энергоносителей и низкой ценой на ферросплавы требуют не-
прерывного совершенствования старых и создания новых ресурсо- и энер-
госберегающих ферросплавных технологий.
За рубежом большие успехи достигнуты в утилизации химической и
тепловой энергии отходящих газов рудовосстановительных печей. Так
предварительный подогрев шихты за счет энергии отходящих газов по
технологии финской фирмы «Outokumpu» [19] позволил снизить удельный
расход дорогой электроэнергии при выплавке углеродистого феррохрома в
печах мощностью 35 и 75 МВ-А на 0,6...0,7 МВт/т сплава при одновре-
менном увеличении производительности на 20...25%.
Заметным прогрессом в ферросплавной технологии стало развитие с
1980 г. ферросплавных печей постоянного тока. В частности в Южной
335
Африке используется печь постоянного тока мощностью 40 мВ • А для
производства высокоуглеродистого феррохрома из пылеватых руд, загру-
жаемых в печь через полый электрод. По данным [2] печи такого типа
при выплавке силикомарганца расходуют электроэнергии на 6...8% мень-
ше по сравнению с печами переменного тока, расход электродов на тон-
ну продукта снижается на 40...50%, уровень шума снижается на 7... 13 дБ,
коэффициент мощности повышается до 0,93...0,94, а производительность
возрастает на 10... 15%.
Необходимо также отметить появление такого эффективного способа
азотирования ферросплавов и производства дорогостоящих ферросплавов
[13], как самораспространяющийся высокотемпературный синтез. Большая
простота СВС-процесса, а соответственно, и его дешевизна выгодно от-
личают его от громоздких и дорогих классических способов жидко- и
твердофазного азотирования [3, 5].
В последние годы появились публикации, где обосновывается целесо-
образность по крайней мере частичного возврата к производству ферро-
сплавов в доменных печах из-за высоких мировых цен на электроэнер-
гию и умеренных на кокс. Исторически доменный процесс был первым
массовым способом производства ферросплавов и считается устаревшим.
Однако критериями замены доменного процесса электропечным являются
экономические показатели, наличие ресурсов кокса, электроэнергии, руд-
ного сырья, соответствующего оборудования [13].
Здесь вопрос производства ферросплавов тесно смыкается с более об-
щей проблемой разработки принципиально новых способов получения
первичного металла, в первую очередь железа. Известно довольно много
подобных разработок, среди которых следует, безусловно, выделить такие
способы получения чугуна, как плавка в жидкой ванне (процесс Romelt)
и промышленно освоенный процесс Согех [20]. Следует иметь в виду, что
не все новые способы производства чугуна могут обеспечить выплавку
также и ферросплавов. Так в процессе Romelt, обладающим рядом непрев-
зойденных преимуществ при получении чугуна из железных руд, в силу
высокого уровня окислительного потенциала невозможно восстановление
из оксидов большинства ферросплавообразующих элементов.
Возможность производства большинства видов ферросплавов наряду с
чугуном существует в недавно предложенном в МИСиС способе выплав-
ки чугуна и ферросплавов в кислородном реакторе1.
Согласно способу, процесс осуществляется в кислородном реакторе,
представляющим собой футерованный цилиндр с реакционными зона-
1 Григорян В.А., Павлов А.В., Вегман Е.Ф. и др. Способ получения чугуна и стали.
Номер заявки — №97117722/02 (018221), 16 октября 1997 г. Патентовладелец МИСиС.
336
ФЕРРОСПЛАВНОЕ ПРОИЗВОДСТВО: СОСТОЯШЁ И ПРОБЛЕМЫ
....— —__Ь_-.----.'_Г Г1ГГ.ПИПП1 Г •_.<,^.^^.^7.„..-......... ......
ми: жидкие металл и шлак; зона коксовой насадки с кислородными
очагами нижних фурм; зона смеси нагретых кокса и рудного сырья.
Кокс, сгорая в струе кислорода с образованием оксида углерода, дает
часть тепла, необходимого для протекания восстановительных процессов.
Выделяющийся из шихты оксид углерода дожигается до диоксида угле-
рода (первая отличительная черта процесса) в подсводовом пространстве
кислородом, подаваемым через верхние дополнительные фурмы поверх
уровня засыпи, что обеспечивает процесс необходимым количеством
тепла. Через отверстия в своде осуществляется подача брикетированной
рудоугольной шихты и смеси кокса и угля. Использование рудоуголь-
ной шихты (окатышей или брикетов) — вторая необходимая особенность
процесса.
В лабораторных и полупромышленных условиях проведены эксперимен-
ты с различными типами руд — железными, хромовыми, никелевыми,
ванадийсодержащими материалами с получением чугуна, простых углеро-
дистых ферросплавов никеля, хрома, ванадия и сложных лигатур этих
элементов, а также успешные опыты по выплавке низкокремнистых ма-
рок ферросилиция с применением кварцевого песка.
Способ успешно опробован на ОАО «Серовский металлургический за-
вод» в кислородном реакторе промышленного масштаба (внутренний ди-
аметр — 1,1 м, высота — 17 м). Из окисленных руд Серовского место-
рождения с 1% оксида никеля без предварительного обогащения в про-
мышленных масштабах был выплавлен силиконикель с 18% кремния и 4%
никеля, а из отвального мартеновского ванадийсодержащего шлака — ва-
надиевая лигатура с 5% ванадия и 10% Мп. За одну плавку перерабаты-
вали около 20 т шихты. Полученные лигатуры были использованы заво-
дом для выплавки легированных сталей.
Оценка производительности по выходу ферросплавов по результатам
плавки в лабораторных условиях составляет 0,2...0,3 т/(ч-м2), по чугуну
— до 1 т/(ч-м2). Для сравнения — удельная производительность наиболее
распространенной в производстве феррохрома электрической рудовосста-
новительной печи РКЗ-16,5 составляет 0,126 т/(ч-м2).
Общий расход углеродистого топлива при плавке в кислородном реакто-
ре меньше, чем в любых других известных процессах карботермии и име-
ется возможность замены большей части кокса на уголь. При выплавке
чугуна расход кокса составляет 200 кг/т, угля — 300 кг/т при расходе кис-
лорода — 460 м3/т. При производстве ферросплавов хрома, марганца, крем-
ния расход кокса равен 300 кг/т, угля — 400 кг/т, что примерно втрое
меньше, чем в доменной печи при расходе кислорода около 1000 м3/т.
Снижение себестоимости составляет в случае чугуна 20...30%, для энер-
гоемких электропечных ферросплавов — от 30 до 70%.
337
МИСнСЛ
Глава 13
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ
МАТЕРИАЛЫ
/. Новые конструкционные мате-
риалы — основа технического
прогресса
2. Основные поправления создания
новых неорганических конструкци-
онных материалов
3. Технологические процессы полу-
чения новых конструкционных
материалов (микрометаллургия)
1. НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ -
ОСНОВА ТЕХНИЧЕСКОГО ПРОГРЕССА
Появление новых конструкционных материалов и разработка тех-
нологий их получения являются объективной необходимостью техничес-
кого и социального развития общества. Это видно из краткого перечня
основных направлений использования новых перспективных материалов:
для информационных технологий (оптические и магнитные запоминающие
системы, электронные приборы, дисплеи); для транспортных средств (ав-
томобилестроение, аэрокосмическая техника, железнодорожный и водный
транспорт); для тепло- и электроэнергетики (электростанции, системы
накопления и распределения энергии, системы хранения и транспортиров-
ки топлива, системы для возобновления энергии); для станкоинструмен-
тальной промышленности; для медицинской техники (хирургический ин-
струмент, протезы, имплантанты); строительные материалы.
Исходя из природы этих материалов, их можно разделить на следую-
щие основные группы:
— металлы: стали, композиционные материалы с металлической матри-
цей, металлокерамика, металлические пеноматериалы, жаропрочные супер-
сплавы, интерметаллиды. аморфные материалы, сверхпроводники, сплавы
с особыми свойствами;
— керамические материалы: композиты с керамической матрицей,
сверхпроводящая керамика, керамические покрытия.
Особую группу представляют собой так называемые наноматериалы или
ультрадисперсные системы (УДС). Это материалы с размерами частиц или
зерен в диапазоне 1...100 нм (нановолокна, нанопленки, ультрадисперс-
ные порошки и т.п.). Использование этих материалов, как ожидается,
будет определять технический прогресс в начале XXI в.
Возрастание требований потребителей к свойствам конструкционных
материалов в XXI в. можно свести к следующим показателям:
— повышению удельных механических свойств (прочность, упругость
и т.п. в расчете на единицу массы или удельного веса: ов, о() 2, Е) , что
должно обеспечивать снижение массы изделий и затрат на их эксплуа-
тацию;
— повышению сопротивляемости материала воздействию рабочей сре-
ды (температуры, агрессивности среды, радиационному и пучковому из-
лучению и т.п.);
— повышению долговечности (ресурса службы) материала и его надеж-
ности в эксплуатации.
Одним из ведущих высокотехнологичных потребителей новых металли-
ческих материалов является аэрокосмический комплекс. В этом комплек-
се новые материалы должны обеспечить повышение безопасности поле-
тов, снижение эксплуатационных расходов, в том числе снизить расход
339
СЩЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАМ L1
топлива и загрязнение окружающей среды в процессе эксплуатации лета-
тельных аппаратов. Например, в США в рамках открытой в 1987 г. при-
оритетной комплексной программы IHPTET намечено к 2003 г. повысить
по сравнению с 1987 г. отношение тяги турбореактивных двигателей к их
массе в два раза, снизив удельный расход топлива на 40% и подняв тем-
пературу перед турбиной на 482 °C. Для турбовинтовых двигателей эти
показатели соответственно должны быть: 2,2 раза, 40% и 538 °C.
Особенно остро стоит проблема повышения ресурса и экологической
чистоты двигателей. В настоящее время в России средний ресурс двига-
телей составляет около 14000 ч по сравнению с 29000 ч у двигателей
фирмы «Роллс-Ройс» и 30000 ч у двигателей серии CFM-56 (фирма «Снек-
ма» — Франция в кооперации с «Дженерал-Электрик» — США). Двигате-
лями CFM-56 оснащено более 70% мирового парка самолетов вместимо-
стью более 100 мест.
Ответственные задачи стоят перед мировой энергетикой. В ближайшие
20 лет мировое производство электроэнергии должно возрасти в два раза
при условии повышения экономичности ее производства и снижения
вредного воздействия на окружающую среду, что требует использования
новых металлических и неметаллических материалов. В системах распре-
деления (передачи) и хранения энергии (накопители) большая роль отво-
дится сверхпроводникам, работающим при 7 < 20 К и Г = 77 К в силь-
ных (> 3 Т) и слабых (< 0,2 Т) магнитных полях. Эти же сверхпровод-
ники перспективны и для транспорта на магнитных подушках.
В автомобилестроении основным направлением развития является со-
здание легких, безопасных, комфортабельных и экологически чистых в
эксплуатации моделей. В США средняя масса легкового автомобиля в
1975 г. составила 1800 кг, в 1990 г. — 1350 кг. Специальной программой
PNGV намечено довести эту величину до 750 кг в 2000 г., создав модели
с расходом топлива 35 л/км. Аналогичные программы разрабатываются в
Европе. Для достижения этих целей должны широко использоваться лег-
кие металлы (Al, Mg, Be) и их сплавы, металлические и неметаллические
композиты, металлопены, керамика, интерметаллиды.
На железнодорожном и водном транспорте главными целями развития
являются повышение экономичности и экологической безопасности при
снижении массы транспортных средств и повышении их энерговооружен-
ности.
Постоянно требуются новые материалы в области информационных
технологий, например для компакт- и видеодисков для записи с помо-
щью голубых и зеленых лазеров, что существенно увеличивает емкость
дисков. Интенсивно (прирост в год более 50%) развивается производство
магнитных запоминающих устройств и продолжается их миниатюризация.
340
Рост требований к надежности материала, определяемый для данных
условий службы его гомогенностью, требует от металлургов дальнейшего
повышения химической и физической однородности металла.
2. ОСНОВНЫЕ НАПРАВЛЕНИЯ СОЗДАНИЯ НОВЫХ
НЕОРГАНИЧЕСКИХ КОНСТРУКЦИОННЫХ МАТЕРИАЛОВ
Композиционные материалы. Композиционные материалы (компо-
зиты) — это твердые системы, состоящие из двух или более компонентов,
имеющих четкую границу раздела и обладающих совокупностью свойств,
не присущих ни одному из этих компонентов в отдельности. Например,
один из двух компонентов может быть пластичным, но малопрочным, а
другой — высокопрочным, но хрупким. В целом же получается достаточ-
но прочный и достаточно пластичный материал.
По топологическому признаку «связности» один из компонентов, обра-
зующий сложный массив, называют «матрицей». Другие же компоненты,
упрочняющие или армирующие матрицу, могут быть либо в виде «несвяз-
ных», изолированных друг от друга частиц, нитей, волокон, пластин, либо
в виде «связной» конструкции, подобно сетке арматуры в железобетоне.
По сути абсолютное большинство современных материалов — компо-
зиты, получаемые либо «естественным» путем (кристаллизация из распла-
ва, превращение в твердом состоянии), либо искусственным сочетанием
компонентов. Поэтому условно термином «композиты» обозначают либо
материалы со структурой, которая «естественным» путем не получается,
либо все анизотропные материалы («естественные», «искусственные»),
получаемые по нетрадиционным технологиям.
По характеру распределения армирующего материала композиты делят-
ся на два класса: композиты с упорядоченным армированием и с неупо-
рядоченным армированием. В первом случае конфигурация распределения
арматуры заранее задается, во втором она носит случайный характер.
Композиты, в которых заранее заданное распределение армирующей фазы
создает требуемое изменение служебных свойств по объему материала, на-
зываются функционально-градиентными материалами (ФГМ).
Если армирующая фаза имеет вид отдельных мелких частиц сферичес-
кой, кубической и т.п. форм, композит называется «дисперсно-армирован-
ным». Если армирующая фаза присутствует в виде волокон (непрерывных
или дискретных), то такой композит называют «волокнистым» — ВКМ, а
если она присутствует в виде широких пластин (слоев), то композит на-
зывают «слоистым» — СКМ.
341
СТАЛЬ РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 13
По служебному назначению композиты можно разделить на три груп-
пы: конструкционные (включая износостойкие); композиты со специаль-
ными физическими свойствами (проводники, сверхпроводники, токопро-
водящая резина и т.п.); информационные.
Дисперсно-армированные композиты обычно относятся к первым двум
группам. Есть различные примеры таких материалов со специальными
свойствами (например, система медь—графит для скользящих электрокон-
такгов), но важнейшим видом этих композитов являются конструкцион-
ные «дисперсно-упрочненные» композиты — ДУКМ. ДУКМ имеют метал-
лическую матрицу, а вторая фаза представлена в виде мелких (<1 мкм)
частиц оксидов, нитридов или карбидов. Очень важны химическая и фи-
зическая совместимость материалов в матрице и армирующей фазе. Суще-
ствуют материалы с матрицей на основе железа, никеля, алюминия и дру-
гих легких металлов, титана, тугоплавких металлов и интерметаллидов.
Сущность процесса упрочнения в ДУКМ заключается в том, что дис-
персные частицы являются препятствием на пути дислокаций, движущих-
ся в своих плоскостях скольжения. Если дислокация не может проник-
нуть в частицу, то такая частица называется «неперерезаемой», и допол-
нительное упрочнение, получаемое матрицей, равно при этом
критическому напряжению, необходимому для того, чтобы дислокация
обошла бы препятствие, оставив вокруг него дислокационную петлю. Если
это дополнительное упрочнение равно До, а объемная доля частиц с ди-
аметром d равна f то предел текучести композита с учетом ослабления
«живого» сечения составит:
°0,2 = О “ Л (°0,2 + До>’
где Oq2 ~ предел текучести матрицы.
На рис. 13J показана зависимость величины 8о0 2 = °о 2 — °о 2 от
величин f и d с f по Б.Уилкоксу и А.Клауэру при о® 2 = 250 МПа.
Видно, что мелкие частицы (d < 1 мкм) упрочняют материал во всем
интервале значений / а крупные частицы могут его упрочнять только при
значениях, близких к f а при низких f — разупрочняют, с чем и свя-
зано отрицательное влияние обычных неметаллических включений на
свойства металла.
Получают ДУКМ обычно методами порошковой металлургии — тща-
тельным смешением (физическим или химическим) порошков матрицы и
второй фазы, с последующим добавлением к ним 1...2% связующего,
формовкой заготовки и ее спеканием.
Примером ДУКМ на алюминиевой матрице являются материалы
САП — спеченные алюминиевые пудры, армированные оксидом А12О3
342
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
с f = 0,10...0,30. Широко известны жаропрочные ДУКМ на основе нике-
ля, упрочненные 1...2% оксидов Th, Hf, Al — так называемый TD-никель.
Крайне перспективным материалом является композит Fe Al 40 Grade 3
(Fe + 24% Al; 0,11% Zr; 0,0025% B; 1% Y2O3), Удельные свойства кото-
рого превышают свойства сталей и не уступают свойствам никелевых и
титановых сплавов при температурах до 500...600 °C, а коррозионная и
эрозионная стойкость превышают уровень свойств лучших нержавеющих
сталей [3].
К ДУКМ близки по своему типу так называемые «керметы» — компо-
зиты с металлической матрицей и керамическим упрочнением с высокой
(до 45...60%) объемной долей f керамической фазы. Примером керметов
являются карбидостали или ферротитаниты, в которых стальная матрица
упрочнена частицами карбида титана TiC со средним размером порядка
2...5 мкм. Это очень износостойкие материалы, используемые в деталях,
подверженных износу трением. По режущим свойствам они превышают
быстрорежущие стали и только немного уступают твердым сплавам, буду-
чи значительно дешевле последних. Так, карбидосталь с мартенситной
матрицей (0,65% С; 3% Сг; 3% Мо; 1,5% Си) и 33% TiC при плотности
6500 кг/м3 имеет о^ж = 3800 МПа, о“зг = 1500 МПа, Е = 2,92 • 105 МПа,
G = 1,17- 105 МПа, HRC = 69, коэффициент термического расширения
= 9,5 • 10 -6 1/К.
В обычных инструментальных сталях доля карбидной фазы не может
превышать 25% (объемн.), так как иначе сталь становится недеформиру-
емой. Это ограничивает твердость и износостойкость этих сталей. Карби-
достали лишены этого недостатка. Кроме того, при использовании окали-
ностойких матриц (например, типа 12Х18Н10Т) карбидостали имеют очень
высокую жаростойкость и стойкость
в агрессивных средах.
Наряду с дисперсно-упрочненны-
ми композитами широко использу-
ются и являются крайне перспектив-
ными волокнистые и слоистые ком-
позиты с матрицами из различных
материалов:
Рис. 13.1. Зависимость условного предела
текучести матрицы о02 от доли упрочняю-
щей фазы f при введении в нее дисперсных
неперерезаемых частиц, d, нм:
1 - 4; 2 - 35; 3 - 70; 4 - 140; 5 - 350; 6
- 1000; 7 - 3500
343
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ' / ' ЁЛ^А 13
— стеклопластики — стеклянные волокна в матрице из полимерных
смол;
— углепластики — углеродные волокна в полимерной матрице;
— ВКМ и СКМ с металлической матрицей и керамическими или ме-
таллическими волокнами;
— слоистые металлоорганопластики, применяемые в авиастроении вза-
мен алюминиевых сплавов, снижающие массу конструкций и резко по-
вышающие ее надежность за счет резкого (в 10—15 раз) снижения скоро-
сти роста усталостных трещин;
— углеродные ВКМ с углеродной (графит) матрицей и углеродными или
карбидными (SiC) волокнами;
— керамические ВКМ с керамической (SiC, Si3N4) матрицей и метал-
лическими (Мо, W) волокнами для работы до 1700 °C.
Главная задача армирующей фазы в конструкционных ВКМ и СКМ —
воспринимать внешнюю нагрузку, а задача матрицы — связать волокна в
компактный монолит, передавать напряжения от волокна к волокну, за-
щищать волокна от внешних воздействий.
ВКМ и СКМ бывают с пластичной матрицей и пластичными волокна-
ми (металл—металл), пластичной матрицей и хрупкими волокнами (ме-
талл—керамика) и хрупкой матрицей и пластичными волокнами (керами-
ка—металл).
Методы изготовления ВКМ и СКМ зависят от рода их материалов.
Композиты с полимерными матрицами изготавливают, пропуская пучки
волокон через жидкие, быстро твердеющие смолы. Композиты с металли-
ческой матрицей изготавливают обработкой давлением, пропиткой пучка
волокон расплавом, методами порошковой металлургии.
При обработке давлением предварительно изготавливается пакет из
чередующихся слоев матричного и армирующего материалов, пакет поме-
щается в металлический чехол, который вакуумируется и герметизирует-
ся, а потом прокатывается, прессуется, экструдируется и т.п.
При пропитке расплавом вакуумированная капсула с арматурой запол-
няется жидким металлом матрицы.
Широко распространены ВКМ и СКМ с никелевой и алюминиевой
матрицами. Крайне перспективны ВКМ и СКМ с матрицей из алюми-
ния или сплава А1 с 6% Mg и волокнами из бора. Их плотность состав-
ляет 2550 кг/м3, ов =_43км, Е = 10200 км. Для сравнения: у стали
30ХГСА ов= 21 км и £ = 2640 км. Эти композиты широко применяют-
ся в аэрокосмической технике, судостроении. Для авиакомпрессоров не
менее перспективны композиты с титановой матрицей, армированной
волокнами SiC диаметром 60...70 мкм с долей волокон ~25...35%. Типич-
ные для них значения л = 3000...5000 МПа, Е = 4 • 105 МПа. Такие
344
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
композиты при плотности 4000 кг/м3 имеют при 20 °C ов = 1650 МПа
(ов= 41,25 км) и Е = 2,0 • 105 МПа (Ё = 5000 км) [4].
К ВКМ и СКМ относится также большая группа материалов с особы-
ми физическими свойствами:
— высокопрочные композиты с высокой проводимостью (медный про-
вод в оболочке из нержавеющей стали с ов> 1000 МПа; меднониобиевые
провода с ов до 1950 МПа);
— сверхпроводники (металлические и керамические);
— проводники с контролируемыми свойствами.
Сверхпроводники (СП), работающие при температуре жидкого гелия
(4,2 К), представляют из себя многоволоконные ВКМ с волокнами из
деформируемого сверхпроводящего сплава НТ-50 (50% Nb + 50% Ti) с
диаметром волокон (жил) 6...200 мкм и числом жил от 6 до 9000, распо-
ложенных в матрице из меди или бронзы (рис. 13.2). Получают такие СП
многократной экструзией «сборок» — медных капсул, заполненных стерж-
нями из бронзы, меди и сплава НТ-50 с последующим волочением экст-
рудированных прутков.
Для специальных целей выпускают такие СП с резистивной матрицей
(Cu/CuMn, Cu/CuNi, Си + 4% Мп/Си + 15% Мп).
СП для работы при температуре жидкого гелия (4,2 К) и жидкого
водорода (20,65 К) делают также на основе волокон интерметаллидов типа
А3В («А» — Nb, V; «В» — Sn, Ga, Al) в бронзовой или бронзовомедной
матрице. Медная оболочка (или сердцевина) провода повышает его плас-
тичность (стабилизирует проводник). В СП с волокнами из Nb3Sn диа-
метр сечения волокон 2...2,5 мкм, число волокон в проводе 14641...44521.
Получают эти СП также экструзией «сборок» с прутками ниобия и брон-
зы с последующей термообработкой и
волочением. В процессе термообра-
ботки олово бронзы образует с нио-
бием станид Nb3Sn. Это так называ-
емая «бронзовая» технология. Но су-
ществует и технология с «внутренним
источником», когда в сборку собира-
ют прутки ниобия и олова, и после
Рис. 13.2. Сверхпроводниковый многоволок-
нистый композиционный провод СКНТ
0,85-8910-0,42 (сплав НТ-50 в медной мат-
рице, диаметр 0,85 мм, число жил 8910,
доля площади сплава НТ-50 в поперечном
сечении 42%)
345
СТАЛЬ ЦА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ
ГЛАВА 13
совместной многократной экструзии их подвергают термообработке с це-
лью получения станида Nb3Sn.
Последнее достижение в области СП — это сверхпроводящая оксидная
керамика на основе систем Y—Ва—Си—О (УВа2Си3О7_Л. или 123, где циф-
ры — число атомов металлов в соединении), Bi—Sr—Са—Си—О
(Bi2Sr2CaCu2O8+j(. или 2212) и Bi—Pb—Sr-Ca—Си—О (Bi2_xPbJCSr2Ca2Cu3O10
или 2223). Эти СП работают при температурах выше 90... 105 К, т.е. могут
охлаждаться жидким азотом. Такие СП выпускают в виде проводов (про-
волока, ленты) в серебряной оболочке длиной до 600 м, а также в виде
штабиков, цилиндров и т.п. Керамика бывает спеченной или плавленой с
последующей медленной направленной кристаллизацией. В последнем
случае резко возрастают свойства СП. Так, у направленно-закристаллизо-
ванной керамики типа УВа2Си3О7_Л. критическая плотность тока при 77
К превышает 30 кА/см2, в то время как у спеченной керамики она ле-
жит в пределах 0,1...1,0 кА/см2.
Ведутся работы по использованию систем РМЗ—Ва—Си—О, а с 1994 г.
в мире начались исследования систем интерметаллидов РМЗ с бором и
углеродом. Перспективен также нитрид Ta6N5 с нанокристаллической
структурой.
Интересными и перспективными направлениями использования СП-
керамики являются: магнитные подшипники, допускающие скорость вра-
щения до 100 тыс.об/мин; гистерезисные электродвигатели с удельной
мощностью (кВт-ч/ кг) в 5—7 раз выше, чем у обычных двигателей;
транспорт на магнитной подушке.
К композиционным проводникам с управляемыми свойствами можно
отнести медно-углеродные ВКМ с медной матрицей и углеродными во-
локнами, на которые медь наносят электролизом, а также специальную
токопроводящую резину. Это эпоксидная резина, усиленная стеклянными
волокнами и содержащая около 1,5% (масс.) углерода. Она имеет удель-
ное сопротивление около 5...6 кОм • см, ов = 500 МПа, Е = 25 ГПа и
используется для облицовки частей корпусов самолетов, склонных к на-
коплению статического электричества.
Естественные волокнистые композиты
В технике высоких температур (газотурбинные двигатели и т.п.)
широко используются естественные дисперсноупрочненные и волокнистые
композиты. К первым, в частности, относятся дисперсионно-твердеющие
сплавы, дисперсноупрочненные частицами так называемой /-фазы, пред-
ставляющей собой интерметаллид Ni3Al или Ni3(Al,Ti). Эта фаза образу-
ется в никелевых сплавах, легированных алюминием или Al +Ti и выде-
346
НОШЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
ляется из ГЦК у-раствора при охлаждении ниже температуры солидуса.
Выделяясь в твердом металле, она имеет размер частиц порядка 20...30 нм
и упрочняет у-матрицу при температурах ниже солидуса. В современных
лопаточных и дисковых сплавах (суперсплавах) доля / превысила 60% при
суммарном содержании Al + Ti = 7...7,5% (масс.).
Недостатком этих сплавов является растворение /-фазы при темпера-
туре сольвуса, что ограничивает температуру их применения и вызывает
необходимость применения искусственных ДУКМ с нерастворяющимися
керамическими фазами.
Однако этого недостатка лишены волокнистые естественные компози-
ты — так называемые «направленные эвтектики» или «эвтектические ком-
позиты» (НЭ, ЭК).
В отличие от обычных двухфазных эвтектик с неупорядоченным рас-
пределением обеих фаз в НЭ в результате медленной направленной кри-
сталлизации наблюдается особая структура. Одна из фаз (та, которой мень-
ше) формируется в процессе кристаллизации в виде упорядоченно распо-
ложенных вдоль оси теплоотвода непрерывных стержней или полос
(пластин). При доле этой фазы f < 32% образуются стержни, при f > 32% —
пластины. Другая фаза играет роль матрицы. На роль матрицы выбирают
пластичные фазы, а на роль армирующей фазы — высокопрочные соеди-
нения. Такая армирующая фаза сохраняется уже до температуры солидуса,
что существенно (на 50... 100 °C) повышает температуру службы сплава. Для
получения НЭ необходимо обеспечить так называемую «нормальную» кри-
сталлизацию с плоским, бездендритным фронтом.
В настоящее время наиболее широко используются НЭ с матрицами
на основе Ni. НЭ первого поколения имели либо никелевую у-матрицу,
либо /-матрицу, либо у-матрицу, дисперсноупрочненную частицами /-
фазы (у//). В качестве упрочняющей фазы выбирали карбиды МеС (NbC,
ТаС) или прочный, но хрупкий интерметаллид Ni3Nb (S-фаза). Это были
НЭ типа у-МеС, /—8 и (у//)—8.
Второе поколение НЭ представлено композициями (у//)—МеС и
(у//)—а, где а — тугоплавкий металл (Мо, W). Обе эти композиции —
стержневые эвтектики с долей карбидов порядка 5... 16% и a-металла по-
рядка 20...32%.
НЭ отличаются от искусственных ВКМ высокой стабильностью при
высоких температурах, связанной с хорошей химической совместимостью
фаз, образовавшихся в естественных условиях. НЭ сохраняют свою проч-
ность до температур 0,8...0,9 7^, но рост температуры газа в авиацион-
ных турбинах вызывает потребность в создании новых сверхжаропрочных
материалов будущего. Перспективными являются НЭ на основе тугоплав-
ких оксидов Al, Mg, Са, Zr, Y, Sc, Hf, Ti, Сг, РЗМ. Такие НЭ устойчивы
347
адлЕТий
к агрессивным газам, имеют высокую по сравнению с обычной керами-
кой плотность, высокую удельную прочность при сверхвысоких (порядка
2000 К) температурах. Процесс получения керамических НЭ можно вести
при более высоких скоростях кристаллизации.
Наряду с направленными эвтектиками к естественным волокнистым
композитам относится также и один из древнейших металлических ком-
позитов — булат, или индийский вутц, в котором разноориентированные
высокопрочные волокна высокоуглеродистой стали находятся в вязкой
малоуглеродистой матрице. При этом особую роль для свойств булата
играют переходные зоны между волокнами и матрицей.
Монокристаллические материалы
Материал под нагрузкой может разрушаться либо по телу зерна,
либо по границам зерен. При низких температурах преобладает первый
механизм, при высоких — второй. Поэтому стремятся, во-первых, иметь в
жаропрочных сплавах крупное зерно, а во-вторых, упрочнять границы
зерен мелкодисперсными частицами карбидов и боридов, вводя в сплавы
бор и карбидообразующие элементы (С, Zr, Hf).
Поскольку материал разрушается вдоль границ, ориентированных пер-
пендикулярно оси внешней нагрузки, то создание столбчатой структуры,
направленной вдоль этой оси, должно повышать прочность материала по
сравнению с вариантом равноосной структуры.
Для никелевых жаропрочных сплавов такая направленная многозерен-
ная структура была получена в 1960 г. [5]. В таком материале имелись
только продольные границы зерен.
Однако скопления примесей (ликватов) и частиц карбидов, боридов,
нитридов на этих границах ослабляют контакт направленных транскрис-
таллов i/ежду собой. Кроме того, при высокой температуре эти границы
способствуют развитию межкристаллитной коррозии в агрессивных газо-
вых средах.
Поэтому следующим шагом явилось получение изделий из жаропроч-
ных сплавов вообще без границ зерен, т.е. в виде одного большого зер-
на или монокристалла. Отсутствие границ упростило составы сплавов,
так как отпала необходимость вводить в них элементы, упрочняющие
границы (С, Zr, Hf). Кроме того, в процессе получения монокристаллов
оказалось возможным получать различную ориентацию дендритных осей
монокристалла относительно оси самого кристалла (направления его ро-
ста). Это обеспечивает наилучший комплекс механических свойств при
заданном направлении приложения нагрузки и повышает ресурс работы
изделий.
348
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
- - - •_____4______________
Пример столбчатой поли- и монокристаллической структуры лопаток
газовых турбин приведен на рис. 13.3. Структура монокристаллов никеле-
вых жаропрочных сплавов имеет ячеисто-дендритный характер, и дендрит-
ный монокристалл представляет из себя один дендрит, пронизывающий
весь монокристалл своими ветвями всех порядков (от первого до третье-
го). При этом ось первого порядка формируется вдоль кристаллографи-
ческого направления <001>, образующего минимальный угол с вектором
температурного градиента на фронте кристаллизации. В ячеистых моно-
кристаллах ячейки всегда растут вдоль этого вектора. Монокристаллы
имеют меньшее значение модуля Юнга по сравнению с поликристалли-
ческим металлом того же состава, что уменьшает термические напряже-
ния в монокристаллическом материале и снижает вероятность термоуста-
лостного разрушения. Например, при 900 °C предел многоцикловой (2 • 107
циклов) усталости никелевого сплава ЖС6Ф при равноосной структуре со-
ставляет 290 МПа, а при монокристаллической — 340 МПа [6].
Впервые монокристаллические лопатки были поставлены на самолет-
ные двигатели (Боинг-767) в 1982 г. и с тех пор широко используются
в гражданской и военной авиации, а также в наземной газотурбинной
технике.
Кроме металлических монокристаллов, идущих на конструкционные
изделия (лопатки, крепеж и т.п.), металлические и неметаллические мо-
нокристаллы широко используются в полупроводниковой технике (Si, Ge
и т.п.), в радиотехнических приборах (Ge), в инфракрасной оптике (Ge),
детекторах ядерных излучений (Si, Ge), в волокнистой оптике (галоге-
ниды серебра AgQ—AgBr), в лазерной технике (кристаллы рубина,
YVO4:Nd, GdVO4:Nd, Y3Al5O12:Er и т.п.), в осветительной технике (кри-
сталлы сапфира) и т.д. Для фоку-
сировки лазерного излучения со-
здан новый вид монокристаллов —
граданы — на основе галогенидов
таллия (Т1Вг-Т1С1 и Т1В2-TaJ),
состав которых плавно меняется
по радиусу кристалла, меняя по-
казатель его преломления.
Основным способом получения
монокристаллов является их мед-
Рис. 13.3. Столбчатая направленная поли-
кристаллическая (а) и монокристалличес-
кая (б) макроструктура лопаток
349
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ТЛАЦА 13
ленная направленная кристаллизация из расплавов. Для легкоплавких
материалов электронной техники (PbSe и т.п.) используется также метод
сублимации. Интересен также твердофазный способ перекристаллизации
многозеренного материала в монокристалл отжигом в условиях движуще-
гося температурного градиента [1].
Аморфные материалы
Аморфные металлы и сплавы (металлические стекла) — новый
класс материалов, в котором отсутствует упорядоченное расположение
атомов, свойственное кристаллам. При этом они существенно превосхо-
дят кристаллические металлы и сплавы по уровню свойств. Уже получе-
ны материалы с уровнем прочности ов до 5000 МПа, с твердостью выше
10 ГПа, имеющие износостойкость в 10 — 15 раз выше, чем у кристал-
лических материалов, а коррозионную стойкость в сотни раз выше, чем у
коррозионностойких сталей. Удельные потери при перемагничивании у них
в 3—7 раз ниже, чем у электротехнических сталей. По сравнению с кри-
сталлическими пермаллоями коэрцитивная сила у них в 3—5 раз ниже, а
электросопротивление выше в 3—5 раз.
Разработано большое число методов получения аморфных пленок, лен-
ты, проволок, волокон и порошков. Аморфную ленту толщиной 20...40
мкм используют для магнитных экранов, защищающих электрокабели от
помех, трансформаторов с низкими удельными потерями энергии, магнит-
ных головок магнитофонов и т.п. Из ленты и проволоки делают вибрато-
ры, реле, пружины, сейсмодатчики и т.п. Высокопрочные (ов = 4...5 ГПа)
волокна используют для армирования волокнистых металлических компо-
зитов и бетона аэродромных полос. Аморфные ленты — исходный мате-
риал для получения материалов с микрокристаллической (0,1... 1,0 мкм) и
нанокристаллической (<0,1 мкм) структурами, обладающими повышенной
прочностью.
Отсутствие в структуре металлов дальнего порядка роднит их с жид-
костью, и их можно рассматривать как переохлажденные «квазижидкос-
ти». В бинарной системе А—В с температурами плавления компонентов
7^ и 7j® в идеальном случае при составе хА и хв аддитивная темпера-
тура плавления сплава Тт должна была бы быть гпл = + 7ilixb
Реально она ниже, и самую низкую Тпл имеет эвтектика, если она есть
в этой системе (^пл). Т.е. любой сплав при фактической температуре
плавления (Тпл) уже переохлажден по отношению к Гпл, и самый пере-
350
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
охлажденный сплав — это сплав эвтектического состава. Это переохлаж-
дение можно оценить величиной АТХ =(ЁПЛ-ТПЛ)/ТПЛ. Установлено, что
к аморфизации склонны сплавы с АТХ > 0,2. Этому условию в наи-
большей степени соответствуют эвтектические сплавы в системах ме-
талл—металлоид, в которых эвтектический состав имеет место при
17...25% (ат.) металлоида (В, Si, С, Р). Принято химический состав амор-
физирующихся сплавов характеризовать атомными процентами компо-
нентов. Feg^B|j, Fey^Si|QB|j, Fe-y^Cr^Si|QB|2, Fe8|Mo2P|yj Ni^Pd 27^20’
^80^ 13^7 Т.д.
Переохлажденное состояние аморфных металлов получается фиксацией
этого состояния в ходе высокоскоростной кристаллизации при скорости
охлаждения Т выше 1О3...1О4 К/с.
Переохлажденное состояние нестабильно и стремится перейти в ста-
бильное кристаллическое состояние, чему способствует повышение тем-
пературы. Однако, если время до начала кристаллизации аморфного сплава
при данной температуре достаточно велико, сплав можно считать «кине-
тически стабильным». Так, наименее термодинамически аморфно стаби-
лен сплав Fe80B20, но и он при / = 175 °C начнет кристаллизоваться толь-
ко через 550 лет, а при 200 °C — через 25 лет. Быстрая кристаллизация в
системах металл—металлоид имеет место лишь при Т = (0,4...0,6)7^ Это
обстоятельство надо учитывать при получении объемных изделий в амор-
фном состоянии. Такие изделия получают из аморфного порошка метода-
ми порошковой металлургии при температурах ниже температуры перехо-
да из аморфного состояния в кристаллическое. Используют методы дина-
мического компактирования, теплого формования (прессование, прокатка,
экструзия) и т.д.
Методы получения аморфных материалов различны в зависимости от
вида и назначения материала. Для получения лент, проволоки и порош-
ков используют методы быстрой и сверхбыстрой кристаллизации. Для
тонких пленок — осаждение металла из паровой фазы на подложку, для
получения аморфных слоев на поверхности изделий — ионную имплан-
тацию.
Аморфные металлы являются исходным материалом для получения
металлов с микрозернистой (микрокристаллической) структурой (размер
кристаллов 0,1... 1,0 мкм) и нанозернистой (нанокристаллической) струк-
турой (размер кристаллов, зерна <0,1 мкм, т.е. менее 100 нм). Их полу-
чают, нагревая аморфные металлы до начала кристаллизации. Размер об-
разовавшихся в металле кристаллов зависит от температуры нагрева и
продолжительности выдержки.
351
СТОЛЕТИИ
ГЛАВА13
Сверхравновесные (аномальные) твердые растворы (СТР, АТР)
СТР или АТР — это пересыщенные твердые растворы, т.е. спла-
вы с аномально высоким содержанием легирующих элементов, находящих-
ся в твердом растворе, что резко повышает прочность раствора. Приме-
ром СТР являются сплавы алюминия с обычно малорастворимыми в нем
тугоплавкими (Nb, Mo, W), высокореакционными (Ti, Zr), переходными
(Fe, Со, Ni) металлами, бериллием и РЗМ. СТР получают методами бы-
строй и сверхбыстрой кристаллизации (Т = 1О4...1О6 К/с), когда диаграм-
ма состояния системы А—В смещается в сторону повышения растворимо-
сти примеси В в основе А. Такая система, естественно, метастабильна и
при нагреве должна распадаться на обычный раствор и избыточные фазы.
Выпадение этих фаз в мелкодисперсном (нанометрическом) состоянии
дисперсно упрочняет сплав.
В бинарных системах Al—X растворимость металла в алюминии при
Т = 10 4 К/с превышает его растворимость по равновесной диаграмме
состояния в 2,5—3,5 раза, а при Т = 105...106 К/с в 7—И раз. Темпера-
тура начала распада АТР при 2-ч выдержке в системе А1—Мп равна
300...350 °C, в системе А1—Сг /н = 450...500 °C, в системе Al—Nb
/н = 600 °C, а для системы Al—W даже 650...670 °C, что выше температу-
ры плавления чистого А1, так как в этой системе W повышает темпера-
туру плавления сплава.
Перспективны сплавы А1 с 8... 10% Fe и добавками Се, Мо, Со, в
которых под электронным микроскопом наблюдаются по границам зерен
тончайшие (10 нм) прослойки фазы Al^Fe, повышающие твердость спла-
вов до 3...3,5 ГПа. Прочность и пластичность таких сплавов существенно
выше, чем у лучших традиционных литых сплавов алюминия. Так, при
350 °C сплав Al — 8Fe — 4Се имеет о = 180 МПа, 9 = 170 МПа,
б = 12%, о iqq =80 МПа, в то время как традиционный литой сплав АЛ-
33 имеет соответственно 100 МПа, 70 МПа, 5% и 80 МПа.
Получают СТР (АТР)-сплавы методами гранульной металлургии: рас-
пылением жидкого металла с высокой скоростью охлаждения жидких ча-
стиц и последующим горячим изостатическим прессованием (ГИП) при
температурах ниже начала распада АТР.
Ультрадисперсные материалы
Под ультрадисперсными материалами (УДМ) или системами
(УДС), называемыми также наноматериалами, понимают либо трехмерные
частицы с размерами менее 100 нм (ультрадисперсные порошки — УДП),
либо волокна диаметром несколько нанометров и длиной до нескольких
352
НОВЫЕ KOUCTPyEUllOHJUiJE МАТЕРИАЛЫ
микрометров (нановолокна), либо компактные материалы с размером зер-
на менее 100 нм (нанозернистые материалы).
Способы получения УДМ составляют комплекс технологий, называе-
мых нанотехнологиями.
УДМ широко используются в микроэлектронике, способствуя дальней-
шей миниатюризации электронных приборов, в защитных системах погло-
щения ВЧ- и рентгеновского излучений, в качестве катализаторов, в атом-
ной энергетике (таблетки ТВЭЛов изготавливаются из УДП UO2), в тер-
моядерной технике (мишени для лазерно-термоядерного синтеза из УДП
бериллия), в качестве добавок к моторным маслам, восстанавливающим
поверхности трущихся деталей, в качестве конструкционных сверхпрочных
материалов (сопла из УДП алмаза), в качестве шлифующего и полирую-
щего материала при «финишинге» (конечной обработке) изделий элект-
ронной техники — полупроводников, диэлектриков и т.п.
В военном деле УДП применяются в качестве радиопоглощающего
покрытия самолетов-невидимок «Стеле», в новых видах взрывного оружия
(«графитовая бомба» — контейнер, начиненный высокопроводящим УДП-
графитом, выводящим из строя энергосистемы противника). Трубчатые
графитовые нановолокна (фуллерены), обладающие сверхвысокой прочно-
стью (рис. 13.4), перспективны для армирования композиционной «супер-
брони» для танков и бронежилетов. Фуллерены используются также как
элементная база в микро- и наноэлектронике, а также в качестве защит-
ных покрытий, в частности для защиты от лазерного излучения.
В медицине УДМ применяют для защиты персонала от рентгеновских
лучей (перчатки, фартуки и т.п. из резины с УДП-свинцовым наполните-
лем в четыре раза легче обычных), а также для лекарств быстрого усво-
ения и действия, используемых в экстремальных условиях (ранения в
катастрофах, боевых действиях и т.п.).
Особенность наночастиц и нанозерен — в их сверхвысокой удельной
поверхности. При радиусе частицы или зерна менее 50 нм она составляет
более 6-107 1/м. Это резко повышает ве-
личину и роль поверхностной энергии в
ультрадисперсных системах (УДС), резко
меняет распределение примесей в частице
с обогащением ее поверхности поверхнос-
тно-активными веществами.
Рис. 13.4. Молекулярная модель трехстенной на-
нотрубки (фуллерена) с концевым колпачком,
сформированная частицами ^-углерода
12 — 1473
353
СШЬ НА РУБЕКЕ СТОЛЕТИЙ
ГЛАВА 13
Размеры частиц в УДС оказываются соизмеримыми с длиной пробега
в металлах электронов, фононов и т.п., что меняет ряд свойств материа-
ла: уменьшается параметр кристаллической решетки, обычные проводни-
ки приобретают сверхпроводимость, ферромагнетики становятся парамаг-
нетиками и, наоборот, могут проявлять супермагнетизм, меняется степень
черноты материала и т.д. В УДС резко растет прочность и твердость
наноструктурных материалов и УД-частиц наряду с ростом их пластично-
сти. Так, предел прочности ов интерметаллида Ti50Al50 и сплава Ti5QNi50
(по 50% (ат.) компнентов] составляет порядка 2,5 ГПа при размере зер-
на ~ 20 нм против 500...700 МПа при зерне в 5 мкм. Все это свидетель-
ствует о том, что по их природе УДМ нужно относить к новому классу
материалов, промежуточному между кристаллическим и аморфным состо-
яниями.
Необычность свойств УДМ такова, что смело можно считать, что на-
чиная с 90-х годов XX в. научно-технический прогресс человечества стал
определяться нанотехнологиями. В настоящее время нанотехнологии вплот-
ную подходят к решению вопроса о создании из нескольких атомов нуж-
ных структур, не существующих в природе, но смоделированных на ком-
пьютере специально для получения заданных свойств. В мире вопросам
УДМ уделяется самое серьезное внимание. В конце 80-х годов XX в. США
и Япония ежегодно тратили на исследования в области УДМ порядка
ПО...120 млн. долл. Рынок УДМ в США в 1996 г. составил 42 млн. долл.,
а в 2000 г. он уже оценивался в 154 млн. долл.
Существует много способов получения УДП: механическое измельче-
ние, осаждение из растворов (в частности, оксалатных); газофазные спо-
собы: конденсация, плазмохимия. Так, УДП на основе Fe, Ni, Со можно
получать, пропуская через плазменный разряд переменного тока карбони-
лы этих металлов, частицы титана — пропуская через разряд газообраз-
ный хлорид TiCl4 (TiCl 4=Ti + 2С12) и т.п.
К сожалению, компактирование УДП связано с ростом зерна при на-
греве материала — рекристаллизацией, температура которой у УДМ резко
понижена. Так, если обычно у молибдена она около 1200 °C, то для УДП-
молебдена она уже только 400 °C. Поэтому для получения компактных
наноструктурных материалов используют либо теплый нагрев аморфных
материалов, либо особые виды деформации, совмещающие общую высо-
кую деформацию с деформацией сдвига (гидроэкструзия).
Для получения трубчатых нановолокон (фуллеренов) используется ду-
говой разряд между графитовыми электродами, где фуллерены образуются
на катоде, а также пиролиз органических соединений в присутствии Со.
Ni или Fe. В последнем случае фуллерены заполнены этими металлами.
Используется также электролиз солей типа LiCl, SnCl2, LiBr в инертной
354
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
среде в графитовом тигле (аноде) с графитовым катодом. Образующиеся
на катоде фуллерены переходят в электролит, который потом растворяют
в воде. Волокна Si диаметром 20... 120 нм и длиной до 250 мкм получают
на подложке по реакции 2SiO=Si+SiO2. Металлические нанопроволоки
получают осаждением паров металла на подложках, имеющих ступенча-
тую структуру, полученную методом микролитографии. Обзор и анализ
различных методов получения нанопроволок приведен в [71-
Функциональные порошковые материалы
В последнее время высокими темпами растет производство и по-
требление порошковых материалов различного вида и назначения: для из-
готовления изделий, восстановления деталей, изготовления сварочных
электродов, производства инструмента и т.д.
Ведущим потребителем металлических порошков является автомобиле-
строение (в США — 70% от всего объема производства порошков, в За-
падной Европе — 80%). Ежегодный темп роста потребности в металли-
ческих порошках в США в конце 90-х годов составлял 11...12%, достиг-
нув в 1997 г. 440 тыс.т, из которых 358 тыс.т приходилось на железные
и стальные порошки, 10,5 тыс.т — на порошки никеля и его сплавов,
40,3 тыс.т — на порошки алюминия и его сплавов, 22,2 тыс.т — на по-
рошки меди и ее сплавов. Емкость рынка порошков Северной Америки
в 1998 г. оценивалась в 1,46 млрд, долл., а в 2000 г. — в 2 млрд. долл.
Емкость рынков Европы и Японии в 2000 г. оценивается в 1 млрд. долл,
каждый. К 2005 г. рост потребности в порошках в мире по сравнению с
1996 г. ожидается порядка 2—2,5 раз.
Рост потребности в порошках связан, во-первых, с существенно более
высоким коэффициентом использования металла (КИМ) в машинострое-
нии при использовании методов порошковой металлургии по сравнению
с обычной. Так, если в среднем по машиностроению КИМ составлял в
бывшем СССР порядка 0,71...0,72 (на отдельных предприятиях даже
0,3...0,5), то порошковая металлургия доводит его до 0,90...0,98. Особенно
резкий рост КИМ наблюдается при производстве деталей двигателей га-
зовых турбин из жаропрочных никелевых сплавов. В частности, при про-
изводстве дисков турбин КИМ растет с 0,15...0,20 до 0,6...0,8. Также рез-
ко растет КИМ при производстве особо мелких изделий и деталей при
переходе на новый метод порошковой металлургии — Р1М-технологию
(«инжекционная формовка порошков»).
Во-вторых, порошки, получаемые методом распыления расплавов, име-
ют повышенную химическую однородность, что резко повышает служеб-
ные свойства сложнолегированных сталей и сплавов и надежность изде-
12*
355
СТА$ НА
ШВА 13
лий, получаемых из таких порошков. Это относится, в частности, к жа-
ропрочным никелевым сплавам и быстрорежущим сталям. Ведущие про-
изводители авиационных двигателей в мире «Snecma» (Франция) в коо-
перации с «General Electric» (США), «Pratt and Whitney» (США, Канада),
«Rolls Royce» (Англия), производящие двигатели для гражданской и бо-
евой авиации, давно и широко используют порошковые жаропрочные
сплавы.
В-третьих, повышение уровня свойств порошковых изделий, получа-
емых из распыленных порошков (гранул) методом горячего изостатичес-
кого прессования (ГИП), позволяет получать из экономнолегированных
материалов изделия со свойствами, не уступающими или даже превы-
шающими свойства изделий, получаемых из традиционных материалов
по традиционной технологии. Так, свойства инструмента, получаемого
этим способом из стали типа Р12МЗК5Ф2-МП (стойкость, надежность),
в 2,5—4,5 раза превышают аналогичные свойства инструмента из стали
Р18 традиционной технологии, что снижает расход инструментального
материала в два раза.
В-четвертых, использование порошков позволяет получать новые виды
материалов, недоступные методам традиционной металлургии (сверхравно-
весные твердые растворы, аморфные и нанокристаллические материалы,
деформируемые высоколегированные никелевые дисковые и лопаточные
сплавы, интерметаллиды, композиты и т.д.).
Функциональные порошковые материалы условно можно разделить на
следующие основные группы: стали, никелевые сплавы, твердые матери-
алы, электротехнические и магнитные материалы, ферросплавы, цветные
металлы, керамические материалы.
Среди сталей преобладают следующие:
— углеродистые стали с содержанием углерода до 0,8%. Они использу-
ются в мало- и средненагруженных изделиях с плотностью после спека-
ния 6,9...7,3 г/см3;
— быстрорежущие стали типа Р6М5ФЗ-МП, Р6М5КЗ-МП, Р7М2Ф6-МП
и т.д., идущие на сверла, метчики, фрезы, протяжки и т.д.;
— коррозионностойкие стали, как обычные хромоникелевые, так и
безопасные для человеческого здоровья безникелевые, легированные азо-
том, типа Catamold PANACEA (17% Сг, 3% Мо, 11% Мп, 0,8...1,2% N);
— медистые стали с углеродом до 1% и медью 1...4% с повышенной
прочностью и твердостью;
— никелевые стали с углеродом до 1% и никелем 2...6% с повышен-
ной пластичностью;
— стали с молибденом с улучшенной прессуемостью легированных
порошков;
356
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОИНЬП: МАТЕРИАЛЫ
— медистоникелевые, молибденоникелевые и медистоникельмолибдено-
вые стали с углеродом 0,5...0,6% для изделий с плотностью после спека-
ния более 6,8 г/см3, работающих в трудных условиях;
— фосфористые стали с углеродом до 0,6%, в которых фосфор улуч-
шает спекание и позволяет получать более плотные изделия, а также
электротехнические стали со сверхвысоким (до 3%) фосфором;
— стали с высоким содержанием серы в виде MnS (до 0,5% MnS) и
размером частиц MnS до 20 мкм, что существенно улучшает их обраба-
тываемость. При этом в частицы MnS вводят до 6% железа (металличес-
кого), что повышает их устойчивость к окислению.
К никелевым сплавам относятся, главным образом, жаропрочные спла-
вы последних поколений: дисковые с суммарным содержанием Al+Ti до
8%, Мо до 9,5%, W до 5,5%, легированные Hf (до 2%) с целью предот-
вращения образования пленок карбидов титана на поверхности гранул. Это
сплавы при 20 °C с ов до 1700...1800 МПа, до 1200...1300 МПа и
о/оо до 750 МПа.
К группе твердых материалов относятся, во-первых, карбиды W, Та, Ti,
Mo, Nb и V, спеченные с металлической связкой (Со, Ni, Fe). К этой
группе относятся, в частности, и карбидостали. Во-вторых, это спеченные
композиты с частицами боридов и нитридов в металлической матрице. В-
третьих, это материалы для алмазных инструментов с частицами промыш-
ленных алмазов (50...100 мкм) в металлической матрице.
К группе электротехнических и магнитных материалов относятся по-
рошковые композиты для электрических контактов и щеток, в которых
металлы с низким удельным электросопротивлением (Си или Ag) присут-
ствуют либо вместе с износостойкими компонентами (W, Мо и т.д.), либо
вместе с «твердой смазкой» — графитом. Сердечники электромагнитов
спекают из порошков железа, железа с 5% фосфора и железа с кремни-
ем. Используются также сплавы пермаллойного типа, порошковые РЗМ —
кобальтовые магниты, магниты класса Fe—Nd—В, а также ферриты (маг-
нитные оксиды).
Порошки ферросплавов используются для неконструкционных целей.
Порошки ферросилиция ФС-15Г идут на приготовление тяжелых суспен-
зий, используемых в рудообогащении, а порошки феррохрома и ферро-
марганца идут на обмазки сварочных электродов.
Широка и многообразна группа порошков цветных металлов и их
сплавов (Al, Ti, Mg, Си, Ni, Со, Zn, Cd, W, Mo, Pb, Sn, Bi, Ag, Ir, Pd,
Pt, Os, Ru) как по областям применения, так и по способам их полу-
чения.
Также широко используются порошки при изготовлении изделий из
керамики — нитридов, оксидов и т.п.
357
СШЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 13
Интерметаллиды
Установлена возможность существенного ресурсосбережения при
применении жаропрочных литейных сплавов на основе интерметаллида
Ni3Al (сплавы типа ВКНА), в которых жаростойкость обеспечивается не
хромом, а высоким (8...10%) содержанием алюминия, а упрочнение — за
счет образования при кристаллизации особой упорядоченной структуры.
Эти сплавы не содержат дорогостоящих компонентов (Со, W, Mo, Nb) и
в монокристаллических лопатках обеспечивают большую стойкость неже-
ли традиционные сплавы.
Перспективны жаропрочные и жаростойкие интерметаллиды титана с
алюминием a2-Ti3Al и y-TiAl с плотностью 4,2 и 3,8 г/см3 и модулем
Юнга 130 и 175 ГПа соответственно, а также их модификации типа двух-
фазного композита (Ti 23,5 Al 5,5 Si 10 Nb),% (ат.), с матрицей o^-fTi,
Nb)3(Al, Si) и упрочняющей фазой ^-(Ti, Nb)5(Si, А1)3, имеющие при
700 °C ов = 550...600 МПа и о02 = 380...400 МПа (после горячего изо-
статического прессования, без термообработки), что превышает абсолют-
ные и удельные показатели традиционных титановых сплавов.
3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ ПОЛУЧЕНИЯ НОВЫХ
КОНСТРУКЦИОННЫХ МАТЕРИАЛОВ (МИКРОМЕТАЛЛУРГИЯ}
Основы технологий быстрой и сверхбыстрой кристаллизации
Быстрая и сверхбыстрая кристаллизация (быстрая закалка из рас-
плава — БЗР) наряду с атомным осаждением из паровой фазы и методы
внешнего воздействия (деформация, облучение и т.п.) представляют со-
бой три основных способа получения материалов с неравновесным соста-
вом (например, СТР—АТР) или сверхдисперсной микроструктурой и из-
мененной морфологией.
Влияние скорости охлаждения (Т, К/с) на характер микроструктуры
металлов показан на рис. 13.5. Повышение Т во всех случаях либо умень-
шает межосные расстояния между осями II порядка дендритов (дендрит-
ный параметр X) при дендритной структуре, либо уменьшает размер суб-
дендритных зерен при субдендритной структуре. Зависимость между X и
Т имеет вид:
X = а Т~п,
где а и п — постоянные, причем а зависит от состава сплава, а
п = 1/3... 1/2 в зависимости от условий охлаждения.
358
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
В настоящее время методами БЗР получены значения Т до 109 К/с,
что позволяет получать наноструктуры. Экстраполяция данных на рис. 13.5
на Т порядка 1014 К/с показывает, что величина X при этом должна быть
соизмерима с параметрами кристаллических решеток металлов, что пред-
полагает появление структур, характер и свойства которых труднопредс-
казуемы. В любом случае это будет химически очень однородный металл,
так как повышение Т снижает дендритную ликвацию.
В общем случае микроструктура материала зависит не только от Т,
но и от отношения температурного градиента на фронте кристаллизации
(6) к линейной скорости кристаллизации (V), т.е. от G/V. В свою оче-
редь Т = GV. В зависимости от величин G/V и Т образуются либо кри-
сталлы с полной огранкой, либо ячеистые, либо дендритные структуры.
Повысить скорость охлаждения Т можно, уменьшая характерный размер
слитков (толщину, диаметр) и увеличивая интенсивность теплоотвода от их
поверхности. Для термически тонкого тела для условий кристаллизации
. К а ?Кр — /_ р
Т ~ ар с + S / Д/кр ’
где а — характерный размер (для шара и цилиндра — диаметр; для пла-
стины, охлаждаемой с двух сторон, — толщина); К — коэффициент (для
шара — 6, для цилиндра — 4, для пластин — 2); р" и ~с — соответственно
средние для твердого и жидкого металла плотность и удельная теплоем-
кость; S — скрытая удельная теплота кристаллизации; / — средняя меж-
ду ликвидусом и солидусом температура кристаллизации; Д/кр — интер-
вал кристаллизации; г — температура окружающей среды; а — коэффи-
циент теплообмена со средой.
Рис. 13.5. Зависимость дендритного параметра и величины субдендритных зерен от ско-
рости охлаждения: — дендритный параметр; О, Д, □ — субдендритное зерно; •, О —
Al-сплавы; А, Д — Mg-сплавы; , □ — Ni-сплавы
359
да. . .дай столетий ,:г /.з
Расчет показывает, что для пленки стали или никелевого сплава,
кристаллизующейся на медной подложке, охлаждаемой водой, величина
t = (5...6) • 106/п2, К/с, где а — в мкм.
При охлаждении меди жидким азотом t = (7...9) • 106/п2, т.е. для
получения значений t = 104, 106, 108 и 1О10 К/с требуются значения
о = 70...80; 7...8; 0,7...0,8; 0,07...0,08 мкм соответственно. А для Т=1014 К/с
потребуется толщина порядка 0,7...0,8 нм, что уже соизмеримо с парамет-
рами решеток.
Методы, используемые для БЗР, можно разделить на четыре группы:
БЗ жидких капель в газовой или жидкой среде (распыление); БЗ капель
на твердой неподвижной холодной поверхности (сплэттинг); непрерывная
БЗ жидкого металла на движущейся охлаждающей поверхности (спиннин-
гование расплава, экстрация из расплава); поверхностное оплавление об-
разца (глазурование).
Металлургия гранул (распыленных порошков)
Металлургия гранул представляет собой специфический раздел
порошковой металлургии, связанный как с распылением жидких распла-
вов, так и с особыми способами компактирования порошка и получения
из него заготовок и изделий.
Именно способом распыления получают сейчас основную массу функ-
циональных порошков, некоторая часть из которых имеет неконструкци-
онное назначение. Часть же, идущая на изделия, компактируется либо по
классической схеме порошковой металлургии (смешение со связующим,
холодное компактирование в пресс-формах и спекание), либо компакти-
руется в горячем состоянии в капсулах (металлических, стеклянных, ке-
рамических). Для этой цели используется относительно новый метод го-
рячей деформации — горячее изостатическое прессование (ГИП), а иног-
да горячая экструзия.
В узком смысле слова под гранульной металлургией понимают именно
комплекс процессов, связанных с распылением металла, подготовкой гра-
нул к капсулированию (гранульный адьюстаж), капсулированием и горя-
чим компактированием гранул.
В более широком смысле к гранульной металлургии относят только
процессы распыления металла и придания порошку твердого вида. Появ-
ление термина «металлургия гранул», «гранульная металлургия» потребо-
вало уточнения существовавшей терминологии.
В классической порошковой металлургии порошки классифицирова-
лись не только по способу получения, но и по размерам, и термин «гра-
360
...........................
нулы» относился к порошку определенного размера вне зависимости от
способа его получения.
Порошки по размерам условно делили на семь классов [8]: атомный
класс — менее 1 нм; ультрадисперсные порошки — 1...102 нм; тонкодис-
персные порошки — 10-1...10 мкм; среднедисперсные порошки — 10...102
мкм; технические порошки — 102...5 • 102 мкм; грубодисперсные порошки
— 5*102...103 мкм; гранулы — свыше 103 мкм.
Однако последнее время в связи с расширением объема производства
и сфер применения порошков из распыленных (диспергированных) рас-
плавов понятие «гранула» стало применяться именно к этим порошкам вне
зависимости от их размера. Гранула — это затвердевшие металлические
частицы сферической, осколочной, пластинчатой или игольчатой формы,
получаемые при распылении и быстрой кристаллизации жидких распла-
вов. Гранулы пластинчатой формы называют также «чешуйками». При
распылении сплавов на основе железа, никеля и титана обычно получают
гранулы размером 10...500 мкм.
Основными способами распыления являются: форсуночное распыление
расплава струями газа или жидкости; центробежное распыление; распы-
ление растворенным водородом в вакууме; ультразвуковое распыление.
Каждый из этих способов имеет свои разновидности. Принципиальные
схемы этих способов приведены на рис. 13.6.
При получении сферических гранул капля металла должна до застыва-
ния успеть сфероидизироваться, а потом полностью застыть до столкно-
Рис. 13.6. Основные принципиальные схемы распыления металла:
а — центробежное распыление расходуемой заготовки (PREP), и до 20 тыс.мин-1; б —
центробежное распыление расплава вращающейся тарелкой с охлаждением капель в
потоке гелия (RSR-процесс), п до 40 тыс.мин1; в — форсуночное распыление струи
расплава струями газа или жидкости; г — распыление расплава в вакууме растворен-
ным водородом (VA-процесс)
361
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 13
вения с препятствием (стенка камеры, экран и т.п.). При получении «че-
шуек» жидкая капля попадает на охлаждаемый экран, расплющивается,
затвердевает и отделяется от экрана. Получают «чешуйки» обычно при
центробежном распылении. При распылении цветных металлов, сталей и
сплавов на основе железа наиболее распространен форсуночный способ.
Его достоинства — относительная простота и повышенная по сравнению
с другими способами производительность. При газовом распылении чаще
всего используются азот и аргон, хотя возможно использование воздуха
(распыление чугуна) и других газов. При жидкостном распылении чаще
всего используется вода под давлением 5... 10 МПа.
Стальные порошки газового распыления при холодном компактирова-
нии и последующем спекании идут на изделия с плотностью >6,3 г/см3.
На изделия с плотностью >6,8 г/см3 используют порошки водного рас-
пыления. Новым в способе газового распыления является получение по-
лых сферических порошков с улучшенной прессуемостью («Пиоро-про-
цесс», ОАО «Северсталь») и получение особо мелких сферических порош-
ков (D = 10 мкм) распылением водой со сверхвысоким (50... 100 МПа)
давлением (РАМСО-процесс, Япония). Этот порошок идет на получение
мелких высокоточных изделий методом PIM -технологии.
При распылении никелевых жаропрочных сплавов используется аргон,
но так как при этом в гранулах размером более 100 мкм образуются поры,
заполненные аргоном и незавариваюшиеся при компактировании. для этих
сплавов предпочитают центробежное распыление. При центробежном рас-
пылении либо струя или капля расплава падает на вращающийся диск
(или тарелку), либо врашающаяся горизонтальная или вертикальная заго-
товка оплавляется с торца (плазменной струей, плазменной дугой, обыч-
ной дугой и т.п.). При получении «чешуек» вокруг зоны распыления рас-
полагается охлаждаемый конусообразный экран.
При оплавлении заготовки плазменной дугой процесс идет в проточ-
ной атмосфере очищенной газовой смеси 80% Не + 20% Аг, обеспечива-
ющей хорошее горение дуги и хорошее охлаждение гранул. Диаметр заго-
товок составляет 50...75 мм, частота вращения 150...200 Гц, годными счи-
таются фракции —315+40 мкм. Скорость охлаждения таких гранул лежит
в пределах 5 • 103...5 • 104 К/с.
Для повышения Т до значений 105...106 К/с фирмой «Пратт энд
Уитни» (Канада) предложен процесс распыления струи металла вращаю-
щейся тарелкой в атмосфере гелия с дополнительным охлаждением капель
струями гелия. Диаметр тарелки 91,5 мм, частота вращения 400 Гц, диа-
пазон кондиционных фракций 10... 100 мкм.
Вид гранульного адьюстажа зависит от способа распыления и назначе-
ния порошка. При водном распылении это обычно обезвоживание, суш-
362
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
ка, рассев и восстановительный отжиг порошка. При газовом распылении
рядовых сталей это только рассев. При газовом распылении высоколеги-
рованных (например, быстрорежущих) сталей это рассев с последующим
электростатическим отделением металлических гранул от керамических
включений.
Самая сложная схема производства имеет место при подготовке гра-
нул жаропрочных никелевых сплавов, идущих на детали газотурбинных
двигателей (ГТД). В России эти сплавы выплавляют в индукционных
вакуумных печах, переплавляют в дуговых вакуумных печах и распыляют
вращающуюся горизонтальную заготовку. Весь последующий цикл идет без
доступа воздуха: рассев, очистка поверхности гранул от неметаллических
частиц при столкновении гранул во встречных газовых потоках, электро-
статическое разделение металлической и керамической фаз, дегазация
гранул при нагреве в вакууме. Подготовленные гранулы капсулируют под
вакуумом, капсулы под вакуумом завариваются и идут на горячее ком-
пакгирование.
Горячее изостатическое прессование (ГИП) при t = 1150...1200 °C осу-
ществляется в газостатах — сосудах высокого (до 200 МПа) давления с
внутренним нагревателем, где капсулы подвергаются всестороннему сжа-
тию аргоном, а также в гидростатах-контейнерах с жидким стеклом, в
которых на прессах создается давление до 1000 МПа. Для заготовок плос-
ких дисков используется также процесс ГИШ (горячая изотермическая
штамповка), где нагретые капсулы осаживаются на прессах без радиаль-
ной деформации. При получении прутков цилиндрические капсулы под-
вергают экструзии.
Процесс ГИП в капсулах (металлических, стеклянных, керамических)
позволяет получать высокоплотные, химически и физически высокоодно-
родные материалы, а также заготовки из них, максимально приближен-
ные по форме и размерам к готовым изделиям. Он позволяет также по-
лучать комплексные изделия, отдельные части которых (ступица, обод и
т.д.) сформированы из сплавов различных составов, а также так называ-
емые «интегральные» изделия, совмещающие в себе функции нескольких
изделий. Интегральные изделия по составу также могут быть комплекс-
ными. Примерами интегральных изделий могут быть всевозможные рото-
ры с дисками или крыльчатками, а также так называемые «блиски» и
«блинги». «Блиск» (blade + disk, т.е. лопатка + диск) — это диск с гото-
выми лопатками из того же или другого материала, а «блинг» (blade +
ring, т.е. лопатка + обод) — это обод с готовыми лопатками. Примеры
интегральных изделий приведены на рис. 13.7.
ГИП применяется также для уплотнения ответственных отливок и
получения изделий из керамических порошков.
363
сДь'J..,2.'..-...r 2... глава п
Рис. 13.7. Интегральные изделия, получаемые методом ГИП:
а — биметаллический ротор: стальной вал с крыльчаткой из порошкового сплава
(ЦИАМ); б — биметаллический «блиск»: лопатки из монокристаллического сплава,
диск — из порошкового сплава (ЦИАМ)
Рис. 13.8. Схемы процессов экстракции ленты из расплава вытягиванием: из тигля (а),
из расплавленного слитка (б), из подвешенной капли (в):
1 — расплав; 2 — получаемая продукция; 3 — диск; 4 — нагреватель; 5 — шетка для
очистки диска; б — слиток (пруток); 7 — пламя горелки
364
НОВЫЕ КОЦСТРУКЦИрЦНЫВ ЦАТЕР1ШЫ
Технология получения аморфных материалов методом БЗР
В принципе все БЗР могут быть использованы для получения
аморфных металлов.
Для получения аморфных лент и проволоки используются методы спин-
нингования и экстракции из расплава. При спиннинговании жидкий ме-
талл через тонкий капилляр выдавливается инертным газом на внутрен-
нюю или на внешнюю поверхность быстро вращающегося диска холодиль-
ника и затвердевает там в виде тонкой ленты толщиной 20...40 мкм. На
рис. 13.8 показаны варианты получения аморфной ленты и проволоки
методом экстракции из расплава.
Сплэттинг применяется, главным образом, в лабораторной практике.
Вариантом сплэттинга является прокатка жидких капель в холодных вал-
ках. При методе глазурования используют нагрев импульсно-периодическим
лазером, так как значение Т порядка 1О6...1О7 К/с достигается только при
очень малой продолжительности теплового воздействия (~10-3...10~7 К/с).
Глазурованием получают аморфные слои на изделиях из аморфизируемых
сплавов, а подавая порошки или проволоку в зону действия импульсного
лазера, можно получать многослойные объемные аморфные изделия.
Инжекционная формовка порошков (Р!М-технология)
PIM-технология является новейшим направлением получения из-
делий как из металлических порошков (MIM-технология), так и из кера-
мических порошков (CIM-технология), позволяющим получить большие и
малые серии мелких изделий очень сложной формы. Схема процесса пока-
зана на рис. 13.9. В этом процессе мелкодисперсный порошок (~ 10 мкм),
Рис. 13.9. Схема Р1М-процесса:
1 — металлический порошок; 2 — полимерное связующее; 3 — смешение; 4 — грану-
лы; 5 — инжекционная формовка; 6 — удаление связующего; 7 — спекание
365
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 13
смешанный с связующего при помощи поршня или шнекового пи-
тателя как бы «впрыскивается» через узкий литник в разъемную металли-
ческую форму. Полученная заготовка извлекается из формы, связующее
удаляется (вытапливается, растворяется), и заготовка спекается.
Ежегодный прирост объема производства по PIM-технологии в Запад-
ной Европе составляет 20...30%. В 1997 г. объем производства составил
450 т, что соответствует 108 единиц продукции. Мировой рынок Р1М-про-
дукции в 1997 г. оценивался в 400 млн. долл.
Методы медленной кристаллизации
Для получения литых материалов с направленной и монокристал-
лической структурой из расплавов используют методы Чохральского, Ки-
ропулоса, метод зонной плавки (метод Пфана) и метод наплавки (метод
Вернейля). Для получения направленных эвтектик и монокристаллических
лопаток из никелевых жаропрочных сплавов из всех этих методов годит-
ся только метод Бриджмена—Стокбаргера, а метод Вернейля используется
для ремонта (наращивания) таких лопаток.
Метод Бриджмена—Стокбаргера. В этом методе тигель или керамичес-
кая форма с расплавом, установленные на водоохлаждаемом вытяжном
столе, медленно перемешаются из горячей зоны в холодную в поле тем-
пературного градиента нагревателя. При получении направленных эвтек-
тик используется форма с плоским дном. Для монокристаллов произволь-
ной ориентации днище выполняется в виде конуса, в вершине которого
возникает зародыш монокристалла. Для получения заданной ориентации
монокристалла в основание формы либо помешают специальную затрав-
ку, либо используют специальные кристалловоды, отбирающие из множе-
ства зерен только одно зерно для последующего роста.
Способ с затравкой разработан в России (ВИАМ). Здесь в основание
формы помещают небольшую затравку, вырезанную из монокристалла,
более тугоплавкого, чем заливаемый сплав, но имеющего те же парамет-
ры кристаллической решетки. Аксиальная ориентация структуры затравки
может быть любой, что обеспечивает получение монокристаллов с любой
желательной ориентацией.
Способ кристалловода, отсекающего «паразитные» кристаллы, разрабо-
тан американской фирмой «Pratt and Whitney». Варианты этого способа
показаны на рис. 13.10. В нижней части формы («стартере»), стоящей на
охлаждаемом поддоне, зарождаются и растут вверх первичные кристаллы.
Из них кристалловод той или иной формы отбирает для дальнейшего
роста только один. Ориентация монокристалла будет при этом зависеть
от формы кристалловода.
366
НОВЫЕ КОНСТРУКЦИОННЫЕ МАТЕРИАЛЫ
о.
г
Рис. 13.10. Способы отсечки «паразитных» кристаллов при получении монокристалли-
ческих отливок:
а — ступенчатый селектор; б — угловой селектор; в — геликоидный (спиральный) се-
лектор; г — размерный ограничитель
Метод Бриджмена—Стокбаргера малопроизводителен. При получении
направленных эвтектик скорость перемещения фронта кристаллизации
составляет несколько мм/ч. При получении поли- и монокристалличес-
ких направленных структур она существенно выше — порядка 20 см/ч,
но и это немного.
Для повышения производительности соответствующих установок ис-
пользуются различные непрерывные процессы с вертикальными и гори-
зонтальными камерами охлаждения.
Механическое легирование
Механическое легирование является новым, экологически чистым
способом получения высокооднородных сплавов в твердом состоянии из
порошков исходных компонентов в высокоэнергетических смесительных и
измельчающих аппаратах — аттриторах. В отличие от обычных шаровых
мельниц аттриторы имеют неподвижный корпус (вертикальный или гори-
зонтальный). Размалывающие шары и измельчаемый материал приводятся
во вращение (п = 50...2500 об/мин) мешалкой. Частицы порошков при
этом подвергаются ударному и истирающему воздействию, благодаря чему
их поверхность очищается от пленок оксидов и прочей керамики, проис-
ходит «холодная» сварка частиц со взаимодиффузией материала одной ча-
стицы в другую.
Процесс идет в вакууме или инертном газе в условиях предельно вы-
сокой пластической деформации, измельчающей структуру металла, а
низкие температуры процесса препятствуют росту зерна. Таким образом,
становится возможным получать как нанокристаллические, так и аморф-
ные материалы.
367
В настоящее время в мире этим методом производятся следующие
наноматериалы с размером зерна 10...20 нм:
- железные и стальные порошки и композиты: композит Fe/Fe3C с
углеродом до 6,7%, чистое железо, инструментальные стали, быстрорежу-
щие стали, аустенитные и ферритные коррозионностойкие стали;
— титановые порошки: чистый титан, T16A14V [% (масс.)], Ti24AlllNb
[%, (ат.)];
— интерметаллиды: Ni3Al, Ti3Al, TiAl, Ti3Al+Nb;
— порошки железомедных сплавов [% (масс.)]: Fe50Cu50, Fe60Cu40;
— порошки магниевых сплавов и композитов [% (масс.)]: Mg70Co30,
Mg85/B4C15;
— медные сплавы и нанокомпозиты [% (масс.)]: чистая медь, бронза
Си90А110, купроникель Cu90Nil0, композиты Cu90/SiC10, Cu99/A12O31,
Cu98Agl/Al2O3l;
— никелевые жаропрочные сплавы и композиты: IN-853, Ni80Cr20/
HfO23 [% (масс.)];
— керамические (WC) и металокерамические порошки (WC+Co);
— алюминиевые сплавы (Al+4Mg);
— порошки ферритов для постоянных магнитов;
— порошки для подшипников с твердой смазкой.
Несмотря на невысокую производительность (полное выравнивание
химического состава сплавов из элементарных порошков занимает около
10 ч), процесс перспективен. Основной проблемой является компактиро-
вание наноматериалов с сохранением их наноструктуры («теплое» компак-
тирование).
Самораспространяющийся высокотемпературный синтез
Метод СВС («реактивный синтез», «термосинтез») является но-
вым, экологически чистым методом получения компактных материалов,
заготовок и изделий. По классификации Мержанова А.Г. имеется шесть
основных направлений СВС; получение порошков и полупродуктов; СВС-
спекание; СВС-уплотнение; СВС-металлургия; СВС-сварка; СВС-газофаз-
ная технология и покрытия.
СВС основан на том, что при образовании некоторых веществ из эле-
ментов тепловой эффект реакции обеспечивает протекание процесса без
подвода внешнего тепла. Это относится, в частности, к карбидам, нитри-
дам, боридам (TiC, TiN, TiB2, и т.п.), интерметаллидам (Ni3Al, TiAl,
CuNiAl и т.п.). Заготовка, спрессованная из мелкодисперсных порошков
исходных материалов, поджигается запалом с одного торца, и фронт про-
цесса распространяется по ее объему. Для получения карбидов использу-
368
....ir.ru. _ . ...................................... • ...
НОВЫЕ КОНСТРУКИИОИЛЬ Е МАТЕРИАЛЫ
-i—................................ ___________„___________Л__'Ж»
ют порошки металла и графита, для нитридов — порошки металла и ази-
да натрия NaN3 с добавкой флюсов, переводящих натрий в растворимую
в воде соль NaCL
Методом СВС получают: абразивные материалы, электроды, твердые
сплавы, алмазный инструмент с металлической и керамической связками
с объемной долей алмазов 10...60%, композитные мишени для магнетрон-
ного распыления, материалы с контролируемой пористостью, огнеупорную
и художественную керамику. К настоящему времени создано более 500
видов СВС-продукции.
Метод СВС позволяет получать и материалы с наноструктурой. В ча-
стности, наноструктурный нестехиометрический нитрид Ta6N5 является
перспективным сверхпроводником.
МИс£Щ Глава 14
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ
ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ
ДАВЛЕНИЕМ
1. Современное состояние прокат-
кого производства
2. Листопрокатное производство
3. Сортопрокатное производство
4. Трубопрокатное производство
5. Производство меташопроката и
защитными покрытиями
6. Кузнечно-штамповочное произ-
водство и деталепрокатные тех-
нологии
7. Технология мини- и микроме-
таллургического производства
1. СОВРЕМЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ПРОКАТНОГО
ПРОИЗВОДСТВА
Современный высокий уровень технологии ОМД базируется на
прочном фундаменте теории процессов пластической деформации, кото-
рая на протяжении конца XIX и всего XX вв. успешно развивалась в
России, СССР и в других промышленно развитых странах. Это позволяет
успешно и эффективно решать практические проблемы создания уникаль-
ных машин, агрегатов и технологий, обеспечивающих выпуск новых ви-
дов продукции, повышение качества выпускаемых изделий и повышаю-
щих эффективность процессов производства.
В последнее десятилетие XX в. в России значительно упали объемы
производства, что, в первую очередь, связано в резким сокращением внут-
реннего рынка, моральным и физическим износом оборудования, отсут-
ствием инвестиций и т.п., а также с недостаточной потребностью на внут-
реннем и внешнем рынках на российскую машиностроительную продук-
цию и с ее низкой конкурентоспособностью. Доля экспорта продукции
ОМД в общем объеме реализации составляет в страны дальнего зарубе-
жья около 9%, в страны СНГ — 18%.
Структура производства готового проката в настоящее время изменяет-
ся в лучшую сторону: доля выпуска сортового проката уменьшилась, а
листового — увеличилась. Кроме того, увеличилось производство штрип-
сов, средне- и мелкосортной стали, сократился выпуск рельсов, балок и
швеллеров, крупносортной стали и катанки, увеличилась доля толстого
листа. В сортаменте трубного производства увеличилась доля бесшовных
труб и уменьшилась доля сварных, причем большее количество труб ис-
пользуется внутри страны. Использование действующих мощностей по
прокату составляет 68,2%, по трубам — 32,8% [1].
Данные о сортаменте стали и проката [2] свидетельствуют (табл. 14.1),
что в мире произошло значительное изменение в структуре обрабатывае-
мого металла. Доля листового проката в России увеличивается. Однако
отечественные показатели существенно отстают не только от западных
стран и среднемирового уровня, но и от показателей развивающихся стран.
Это отставание становится еще более очевидным, если оценить удельный
вес холоднокатаного листа в общем объеме производства листового про-
ката. В среднем по группе западных стран он составлял 41,6% в 1996 г.
В России в 1998 г. доля холоднокатаного листа в производстве листового
проката была 28,7%.
В условиях жесткой налоговой политики государства черная металлур-
гия продолжает испытывать серьезные затруднения с инвестиционными
ресурсами. Мероприятия Федеральной программы технического перевоо-
ружения и развития металлургии России на 1993—2000 гг. выполнены не
полностью, так как финансирование капитального строительства осуще-
371
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
Таблица 14.1. Сортамент продукции*
Годы Промыш- ленно развитые страны Страны Восточной Европы Бывший СССР** Россия Китай Разви- вающиеся страны Всего в мире
Доля легированной стали
1988 15,0 11,3 12,8 14,9 6,6 6,0 12,1
1997 15,5 8,6 7,3 8,6 5,1 8,1 И,7
В том числе доля нержавеющей стали
1988 2,7 1,0 1,1 1,8 0,4 0,7 2,0
1997 3,5 0,3 0,2 0,3 0,2 1,2 2,4
Доля листового проката
1990 60,8 41,2 40,9 43,7 31,7 46,8 52,0
1997 62,0 48,1 45,7 46,5 35,0 48,7 53,9
Доля листового проката с покрытиями
1990 27,0 5,5 5,1 5,5 Н.д. 16,0 20,4
1997 30,8 5.6 5,1 7,0 Н.д. 19,6 23,2
*Доля легированной и нержавеющей стали в % от объема производства стали, доля
ЛИСТОВОГО проката в % от объема производства проката, а доля листового проката с
покрытиями в % от объема производства листового проката.
**Данные о доле легированной и нержавеющей стали приведены за 1986 и 1996 гг.
ствляется в основном за счет собственных средств. Техническая реконст-
рукция, как правило, проводится на тех предприятиях, которые преиму-
щественно поставляют металлопродукцию на экспорт. Основным источ-
ником финансирования остаются амортизационные отчисления, которые
составляют около 70% инвестиций [3].
Усиление конкуренции на внешнем рынке, защита интересов внут-
ренних рынков странами-производителями привели к усилению антидем-
пингового пресса на Россию. Несмотря на это, сохраняются объемы эк-
спорта проката: за I полугодие 1999 г. поставки составили 12,2 млн.т
(за 1998 г. — 20,2 млн.т). Основными рынками сбыта в 1999 г. оставались
страны Азии, Ближнего и Дальнего Востока, Западной Европы, Централь-
ной и Латинской Америки.
Анализ соотношения внутренних и экспортных цен, выполненный кор-
порацией «Чермет» [1] по основным предприятиям отрасли, показывает
тенденцию выравнивания их уровней. Например, по холоднокатаному ли-
сту обыкновенного качества это соотношение уменьшилось с 1,5...1,7 до
1,1... 1,4 (по ценам ОАО ММК, ОАО «Северсталь», ОАО НЛМК). Анало-
гичная тенденция выявлена и по другим видам проката. Дальнейший рост
372
7.
цен на металлопродукцию на внутреннем рынке и их сближение с экс-
портными может привести к положению, когда внутренний рынок не
сможет рассчитываться деньгами с поставщиками металла, а экспорт бу-
дет невыгоден.
По прогнозу специалистов [4], потребность в области металлообработ-
ки и строительства к 2005 г. по сравнению с 1998 г. возрастет на 35...40%.
Для удовлетворения этой потребности предусматривается увеличение про-
изводства готового проката в 2005 г. с 34 до 38...40 млн. т. В то же вре-
мя ожидается увеличение потребления готового проката на внутреннем
рынке России до 20 млн.т к 2005 г. по сравнению с 1998 г. за счет со-
кращения экспорта в среднем по 5% в год.
В результате реализации технических мероприятий новой программы
должны быть достигнуты следующие показатели: доля листового проката в
общем объеме готового проката возрастет с 48 до 52...54%; использование
производственных мощностей в среднем повысится с 65 до 85%; уровень
рентабельности продукции черной металлургии России увеличится с 9 до
15... 18%. Ожидается увеличение эффективности экспорта на 10... 12% за счет
повышения технической готовности и спецификации металлопродукции.
В мировой металлургии в настоящее время идет четвертый этап рест-
руктуризации, связанный с резким повышением качества продукции и
обновлением ее сортамента, что в значительной степени (как и на вто-
ром этапе реструктуризации — переход на непрерывную разливку) касает-
ся прокатного передела. В результате предполагают, что потребители по-
лучат новые марки сталей и сплавов с улучшенными характеристиками,
которые снизят металлоемкость готовой продукции: тепло- и электрово-
зов в 2,7 раза, зерноуборочных комбайнов в 2,5 раза, тракторов в 3 раза,
металлорежущих станков в 1,7 раза, турбин в 1,4 раза и т.д. [4]. Реструк-
туризация связана, в первую очередь, с использованием новейших науч-
но-конструкторских разработок и достаточных капиталовложений. При об-
щем недостатке капитальных вложений в металлургию России, вложения
в прокатное производство составляют всего лишь 31,7%, в то время как
в странах ЕЭС 52,3%.
2. ЛИСТОПРОКАТНОЕ ПРОИЗВОДСТВО
Очевидным фактом развития листопрокатного производства явля-
ется его непрерывное усовершенствование, направленное на улучшение ка-
чественных показателей горяче- и холоднокатаных листов, полос и лент
и повышение эффективности производства. Улучшение качества продук-
ции достигается как в результате кардинального изменения технологичес-
373
СТАДЕ НА РУБЕЖЕ <СТОЛЕТЕ[Е^ ГЛАВА 14
ких схем производства, так и путем значительного усовершенствования
типовых технологических процессов и создания прогрессивного оборудо-
вания и новейших систем управления. Ясно, что в обозримом будущем
главной технологической схемой производства листовой продукции станет
производство с использованием разнообразных методов непрерывного
литья, а основной тенденцией — увеличение доли непрерывных процес-
сов производства при создании комплексов непрерывного действия: ли-
тье—горячая прокатка (рис. 14.1), травление—холодная прокатка, холодная
прокатка—термообработка и других, объединяющих ряд смежных техноло-
гических процессов, вплоть до создания единого технологического агрега-
та по производству полос (рис. 14.2). При этом значительно — до
30...50% — сокращаются капитальные затраты [5].
Обзор производства горячекатаных полос на европейских станах (40 млн.т)
показывает следующее его распределение между различными группами ма-
териалов: 76,2% — мягкие нелегированые стали для холодной прокатки и
штамповки; 10,5% — свариваемые конструкционные стали общего назначе-
ния; 1,7% — высокопрочные углеродистые стали; 6,4% — микролегирован-
ные мелкозернистые конструкционные и трубные стали, пригодные для
сварки; 3,3% — коррозионностойкие стали и 1,9% — электротехнические ста-
ли, легированные кремнием. 57% холоднокатаной мягкой нелегированной
полосы имеет толщину в пределах 0,7...1,2 мм. 72% всех полос имеет ши-
рину от 900 до 1300 мм. Требование рынка о все большей замене холодно-
катаных полос в этом диапазоне размеров горячекатаной полосы и о про-
катке высокопроч-
900м
500м
ного материала все
меньшей толщины
вынуждает проекти-
ровщиков и техно-
логов искать новые
концепции и техно-
логии.
Рис. 14.1. Принципиальные схемы про-
изводства горячекатаных полос из не-
прерывнолитых слябов:
а — обычная технология (толщина сля-
ба 200...250 мм); б — обычная техноло-
гия с горячей посадкой сляба толщиной
200...250 мм; в — тонкие слябы
374
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
К настоящему времени в мире наибольший объем горячекатаных полос
получают на крупных интегрированных заводах с полным металлургичес-
ким циклом, где в качестве исходной заготовки используют непрерывно-
литой сляб толщиной 150...300 мм (рис. 14.1, о). Следует заметить, что за
последние 30 лет технология непрерывного литья значительно изменила
структуру сталеплавильного производства в целом и повлияла на развитие
технологии прокатки, и в будущем останется основным направлением тех-
нического прогресса в формировании технологии прокатного производства.
Непрерывнолитой металл котируется достаточно высоко по качественным
показателям и пользуется большим спросом у потребителей.
Поскольку непрерывное литье слябов превратилось в технологию, ко-
торая позволяет производить любую листовую продукцию с более высо-
ким выходом годного (до 97%), чем по традиционной схеме «изложница-
сляб» и с лучшим качеством, то появилась возможность передавать слябы
на широкополосный стан горячей прокатки транзитом или горячим поса-
Рис. 14.2. Принципиальные схемы производства холоднокатаных полос
375
СТАЛЬ НА . КЕЖЕ СТО ЕТИ ГЛАВА 14
дом. Прокатка транзитом означает, что остаточное тепло сляба вплоть до
входа в томильную печь для выравнивания температуры перед прокатным
станом достаточно для осуществления процесса прокатки. Горячий посад
означает, что некоторое количество тепловой энергии должно быть под-
ведено к слябу в печи перед широкополосным станом горячей прокатки,
но зачистка и другие операции исключаются. Так, на новом металлурги-
ческом заводе фирмы POSCO в Кваньяне, Южная Корея, около 80% всех
слябов текущего производства передают на прокатный стан транзитом или
горячим посадом. При этом система автоматического контроля и управ-
ления осуществляет следующие функции: контроль технологического про-
цесса, слежение за потоком материалов, слежение за потоком энергии,
автоматический контроль качества металла в реальном масштабе времени.
В целом использование сквозной технологии позволило значительно
уменьшить трудозатраты на производство 1 т горячекатаной стали: с 12...17
в 1975 г. до 4...6 чел.ч/т в 1992 г. [6, т. 1, с. 239—244].
Поиски средств увеличения КПД, экономии энергии и уменьшения
температурного клина по длине горячекатаных полос позволили разрабо-
тать теоретические положения экранирования раскатов и конструкции
устройств, а также внедрить их на действующих и заложить в техничес-
кий проект новые широкополосные станы горячей прокатки. Экранирую-
щие установки на рольгангах широкополосного стана горячей прокатки
могут базироваться на теплоотражательном (ТОЭ) и теплоаккумулирующем
(ТАЭ) эффектах. Для обоих видов экранирования с уменьшением рассто-
яния между поверхностью экранов и прокатываемым металлом эффект
экранирования существенно возрастает, но появляется проблема предох-
ранения поверхности экранов. Весомый вклад в развитие теории и прак-
тики использования экранов внесли ученые
МИСиС [6, т. 4, с. 80—82]. Рис. 14.3 иллю-
стрирует эффективность теплоэкранов ста-
на 2000 ОАО НЛМК. Значительного про-
гресса в экранировании рольгангов достиг-
ла фирма «Encomech Engineering Services»,
Великобритания [7].
Рис. 14.3. Изменение температуры хвостовой части
подкатов (штрихпунктир) и мембран (сплошные) и
экономии тепла подката (штриховые линии):
1 — 5 — номера последовательно прошедших под-
катов. Стрелкой отмечена секция, до которой па-
нели ТАЭ могут быть заменены панелями ТОЭ
376
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХВ ОЛОГИИ ОЕРАрОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАШНИЁМ
В результате использования последних достижений науки и техники
удалось добиться того, что допуски по толщине горячекатаных полос на
большей части ее длины укладываются в пределы, которые ранее были
достигнуты только для холоднокатаных полос. Особо следует отметить
минимальное отклонение в толщине на переднем конце полос и улучше-
ние их планшетности.
На базе традиционной технологии непрерывного литья толстых слябов
удалось разработать новые технологии литья тонких слябов с применени-
ем и без применения роликовых кристаллизаторов. В будущем свое место
в металлургии найдут и традиционная технология непрерывного литья, и
технология литья листовых заготовок, близких по размерам к готовой
продукции. После 2000 г. в распределении долей рынка бесспорно про-
изойдет сдвиг в пользу новых технологических процессов и к 2010 г. около
50% (около 190 млн.т) горячекатаных полос будет произведено из тонких
слябов на литейно-прокатных агрегатах, количество которых составит не
менее 75 [8, 9].
Разливка на тонкие слябы (толщина около 50 мм) заменяет прокатку
в черновой линии широкополосного стана, но не отменяет прокатку в
Рис. 14.4. Схемы расположения оборудования для производства горячекатаных полос
из тонких слябов фирм «Schloemann-Siemag» a, «Mannesmann-Demag» (б) и «Chaparral
Steel — Mannesmann-Denag» (в):
1 — ковш; 2 — промежуточный разливочный ковш; 3 — ножницы; 4 — печь для по-
догрева; 5 — чистовая группа клетей; 6 — моталка; 7 — группа клетей предваритель-
ного обжатия; 8 — промежуточные перемоточные устройства; 9 — стан с высокой сте-
пенью обжатия (стан Платцера)
377
СТАЛЬ. НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
чистовой линии. Первая промышленная установка была введена в эксп-
луатацию в 1989 г. фирмой «Nucor» США. Разливка на тонкие слябы с
обжатием и дальнейшая прокатки заготовок толщиной 15...20 мм в одной
или двух чистовых клетях позволяет получить за одну операцию пригод-
ную для холодной прокатки полосу.
На основе принципа литья тонких слябов к настоящему времени раз-
работаны разнообразные схемы литейно-прокатных агрегатов (рис. 14.4).
Использование технологических линий литья и прокатки тонких слябов
является перспективным, в том числе и с точки зрения капиталовложе-
ний и способности конкурировать с продукцией металлургического ком-
Рис. 14.5. Схема сравнения мини-заводов по производству горячекатаных полос:
а — непрерывное литье толстых слябов и непрерывный полосовой стан, производи-
тельность 3...5 млн.т/год; б — непрерывное литье тонких слябов со смоткой в рулон и
непрерывный полосовой стан, производительность 0,5... 1,0 млн.т/год; в — непрерывное
литье тонких слябов в два ручья со смоткой в рулон и непрерывный полосовой стан,
производительность 1...2 млн.т/год; г — непрерывное литье тонких слябов со смоткой
в рулон и станом Стекеля, производительность 0,3...0,6 млн.т/год; д — непрерывное
литье тонких слябов и стан Планцера, производительность 0,6...0,8 млн.т/год. Цифра-
ми на рисунках показана толщина (мм) обрабатываемого материала
378
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
бината (рис. 14.5). Основное преимущество литья и прокатки тонких сля-
бов заключается в возможности организации эффективного производства
относительно малотоннажных партий продукции.
Фирмы «Mannesmann Demag» и «Mefos» разработали способ бесслит-
кового литья полосы (DSC) с ленточным кристаллизатором толщиной
5...10 мм, где полоса после отливки подвергается горячей прокатке в двух
или трех клетях (рис. 14.6,6). Из промежуточного разливочного устрой-
ства жидкая сталь выливается на постоянно движущуюся ленту транспор-
тера, которая интенсивно охлаждается в нижней части (водяное струйное
или форсуночное) в соответствующей зоне охлаждения. Пройдя эту зону,
полностью затвердевшая полоса попадает в вытягивающее устройство, а
затем в клеть прокатного стана. Этот процесс имеет высокую производи-
тельность разливки, полоса не подвергается изгибу и процесс использу-
ется для разливки как нержавеющей, так и углеродистой стали. Установ-
ка легко переналаживается по скорости разливки и толщине полосы. Эко-
номическая эффективность DSC-процесса подтверждается результатами
анализа (рис. 14.7).
Рис. 14.6. Схема агрегатов по производству горячекатаных полос толщиной 1,5...2 мм
по различным технологиям:
а — тонкие слябы, производительность 800000 т/год; б — тонкие полосы, ленточный
кристаллизатор, производительность 2 млн.т/год; в — тонкие полосы, валковый крис-
таллизатор, производительность 200...300000 т/год
Рис. 14.7. Сравнение величины удельных капитальных вложений различных способов
производства горячекатаных полос при различной производительности и технологиях
производства:
а — тонкие слябы; б — тонкие полосы, валковый кристаллизатор; в — тонкие полосы,
ленточный кристаллизатор
379
айыц т&б&ке СТОЛЕТИЙ
л.-. _*• •'••- ' - nnir^m.nr,,,,—у, - . ,.____а„, -а-..:,.—__— ;—-- г/, -- - ...-.г....„.———
Практический интерес представляют разработки по литью тонких по-
лос, предназначенных для холодной прокатки. Так, в Германии разрабо-
тан «модифицированный» процесс, который в отличие от обычного DSC
не требует промежуточной горячей деформации. Полоса толщиной 1...3 мм
после разливки на движущуюся ленту сразу может подвергаться холодной
прокатке (рис. 14.8, а). Возможна также разливка на тонкую полосу тол-
щиной 1...3 мм для непосредственного получения рулонов горячекатаной
полосы с использованием валкового кристаллизатора (рис. 14.8, б).
Инверсионное литье (рис. 14.9) представляет собой процесс, по которо-
му полоса-подложка с определенной температурой (например, комнатной)
толщиной 0,5...2 мм пропускается в течение определенного времени через
ванну с жидкой сталью, имеющей контролируемую температуру. Во время
контакта между полосой-подложкой и ванной некоторое количество жид-
кого металла кристаллизуется на подложке и вытягивается вместе с ней в
виде композиционного изделия с контролируемой конечной толщиной.
Представляется возможным получать таким процессом круглые изделия и
фасонные профили, а также композиционный материал в виде листов тол-
щиной 10... 1 мм и шириной 200... 1000 мм, которые могут быть переданы
для дальнейшего передела непосредственно на стан холодной прокатки.
В промышленно развитых странах доля холоднокатаных листов состав-
ляет около 40%, что определяется высокой эффективностью их использо-
вания в промышленности. В России доля производства холоднокатаной
продукции значительно ниже (около 23%), что свидетельствует о необхо-
димости для нашей страны предпринять соответствующие действия.
При производстве холоднокатаной листовой продукции расходный ко-
эффициент невелик и составляет для углеродистой стали 1,05 (рулоны) и
1,07 т/т (листы), для легированных сталей соответственно 1,09 и 1,12 т/т.
В структуре себестоимости полос холоднокатаной стали около 83...87%
составляют затраты на металл и 17...13% — затраты по переделу. В цехах
холодной прокатки затраты по переделу распределяются следующим об-
разом: 19...25% травление, 18...20% термическая обработка, 63...55% соб-
ственно прокатка и отделка [10]. Поэтому необходимо оптимизировать, в
Рис. 14.8. Схема агрегатов по производ-
ству непрерывнолитых тонких полос
толщиной 1,5...2 мм для холодной про-
катки, полученных по различным тех-
нологиям:
а — ленточный кристаллизатор, произ-
водительность 2 млн.т/год; б — валко-
вый кристаллизатор, производитель-
ность 400 тыс.т в год
380
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ XEE^EffHEM
первую очередь, сортамент подката и режимы прокатки с целью наиболее
полного использования ресурсов станов. Кроме того, распределение зат-
рат по переделу свидетельствует о необходимости более полной механиза-
ции и автоматизации отделки листового проката.
Снижение толщины подката для станов холодной прокатки позволяет
улучшить экономические показатели листопрокатного производства. Энер-
гетические затраты при этом сократятся, если уменьшить степень холод-
ной деформации и увеличить соответственно степень деформации при
горячей прокатке. Однако при распределении между станами горячей и
холодной прокатки следует учитывать влияние степени холодной дефор-
мации на конечные механические свойства продукции. И с учетом этого
обстоятельства следует выбирать толщину горячекатаного подката и сте-
пень деформации при холодной прокатке [10].
В мировой практике листопрокатного производства ярко выраженной
тенденцией развития является модернизация действующих агрегатов на
основе использования последних достижений в области прокатного маши-
ностроения. При этом модернизация характеризуется низкими капиталь-
ными вложениями, быстрой окупаемостью затрат и направлена на повы-
шение производительности и улучшение качества продукции. Производи-
тельность модернизируемых агрегатов возрастает за счет автоматизации
процессов на входном участке станов, сокращения продолжительности
вспомогательных операций, например за счет использования быстродей-
ствующих устройств для смены валков, принципа бесконечной прокатки,
совмещения процессов травления, прокатки и термической обработки в
едином технологическом агрегате, широкой автоматизации процессов с
использованием ЭВМ. Улучшение качественных показателей достигается
в результате перечисленных выше мероприятий, а также использования
гидравлических нажимных устройств, установки новых систем автомати-
ческого регулирования толщины, профиля и формы полос, совершенство-
вания систем смазки и охлаждения валков.
Рис. 14.9. Схема инверсионного литья полос и их холодной прокатки:
1 — разматыватель полосы-подложки; 2 — ванна с расплавленным металлом; 3 — об-
жатие полосы с горячим покрытием; 4 — стан холодной прокатки; 5 — моталка
381
СШЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА i4
Современные станы холодной прокатки (четырех-, шести- и много-
валковые) имеют несколько каналов управления профилем и формой
полос: механическая и тепловая профилировка, противоизгиб валков,
сдвиг валков, скрещивание валков, использование валков переменного
профиля и т.п. [8, 10].
Стремление к повышению точности размеров холоднокатаных полос
привело к разработке в Японии и широкому внедрению шестивалковых
рабочих клетей типа НС. Если на начальном этапе освоения их исполь-
зовали на реверсивных станах холодной прокатки, то в настоящее время
они нашли самое широкое распространение в технологических процессах
производства горяче- и холоднокатаной листовой продукции. Характерной
тенденцией является также широкое применение конструкций шестивал-
ковых клетей при модернизации станов.
Одним из путей достижения оптимальных показателей качества (про-
дольная и поперечная разнотолщинность, планшетность, заданные физи-
ко-механические свойства, анизотропия свойств) является разработка тех-
нологии и конструкции станов, обеспечивающих возможность использо-
вания гибких технологических схем с различными кинематическими
режимами прокатки (включая обычный симметричный, а также несиммет-
ричные процессы прокатки).
Процесс прокатки-волочения (ПВ) и его варианты эффективны на всех
стадиях производства холоднокатаных полос и во всем диапазоне сорта-
мента по толщине от 2 мм до нескольких микрон. При прокатке удается
повысить точность полос в 1,5—2 раза и стойкость валков на 20...30%;
улучшить планшетность полос в 1,5—2 раза; снизить удельный расход
энергии на 10... 15%; существенно упростить системы автоматического
регулирования [6, т. 3, с. 276—280].
В технологическом цикле производства холоднокатаной стали значи-
тельное место занимает процесс удаления окалины с поверхности горяче-
катаных полос, что в большей степени определяет качество готовой про-
дукции, технико-экономические показатели прокатных цехов, а также
оказывает воздействие на окружающую среду. Травление полос в раство-
ре соляной кислоты по сравнению с использованием серной обеспечива-
ет более высокую скорость травления (до 360 м/мин), лучшее качество
поверхности полос и возможность регенерации соляной кислоты. Однако
в мире продолжают эксплуатировать и строить установки для травления в
серной кислоте.
Среди механических способов удаления окалины большое распростра-
нение получил дробеструйный метод — такие линии успешно работают в
США, Великобритании и Канаде. Заслуживает внимания процесс бескис-
лотного (механического) удаления окалины, разработанный японскими
382
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
фирмами «Ishikawadjima-Harima Heavy Industries» и «Nippon Steel». По
этому способу на полосу, движущуюся со скоростью 4,2 м/с, подают смесь
железистого песка с водой под давлением 10 МПа через сопла, установ-
ленные под углом к поверхности полос.
Ломка окалины перед травлением традиционным механическим спосо-
бом (разнообразный изгиб в роликовом окалиноломателе, прокатка в дрес-
сировочной клети с обжатием 2...5%) дополнена новыми рекомендация-
ми — прокатка с большими обжатиями или с применением ПВ-процесса.
В линиях НТА процесс ПВ позволяет увеличить скорость травления на
10%, сэкономить травильные растворы на основе серной кислоты на
10...20%, уменьшить отбраковку по плоскостности, недотравам и изломам
в 1,5-2 раза [6, т. 3, с. 276-280].
Очевидным фактом является то, что после появления в конце 50-х
годов первых травильных линий толкающего типа их применение стало
быстро расширяться. Они не требуют наличия сварочных установок и
петледержателей, травлению подвергаются полосы любого размера и ма-
рочного сортамента, что позволяет удовлетворять спрос со стороны цен-
трализованных складов и мини-заводов. За прошедший период были раз-
работаны и внедрены высокопроизводительные линии (до 1,2 млн.т/год)
с неглубокими резервуарами для обработки полос шириной до 1900 мм и
толщиной 1,5... 12 мм. В состав этих линий могут быть включены дресси-
ровочный стан и установка для регенерации кислот. К настоящему вре-
мени в мире эксплуатируется более 35 подобных линий, их производи-
тельность составляет от 60 до 133 т/ч при скорости движения полосы
90...150 м/мин [6, т. 5, с. 57—60].
Перспективным в области производства холоднокатаных полос являет-
ся совмещение операций травления и хололной прокатки в единую тех-
нологическую линию непрерывного действия. Экономический анализ,
выполненный фирмой «Davy-Clecim», на основе 15-летнего опыта эксп-
луатации (табл. 14.2) показывает перспективность строительства новых и
модернизации действующих агрегатов.
Получившие широкое распространение и предназначенные для выпус-
ка массовой продукции линии непрерывной термообработки постоянно
совершенствуются по количеству и качеству выполняемых функций. Эф-
фективность их использования возрастает при объединении линий тер-
мообработки и бесконечной холодной прокатки полос. Перспективным
является совмещение в одну технологическую линию агрегатов травле-
ния, холодной прокатки, непрерывного отжига, дрессировки и инспек-
ции. В США фирма «Inland Steel Industries» построила новый комплекс
по непрерывному производству холоднокатаных полос с годовым выпус-
ком 1 млн.т [10].
383
- ..—, в1 .. J, ........—Mi. мм IIII у ..Ml. —
£ЗД>CfflggTW ' Z .".." ..". 14
Таблица 14.2. Показатели эффективности работы станов холодной прокатки
Тип стана Производительность Капиталовложения Затраты на 1 т продукции Затраты на валки, франк/т
за смену, т за 15 лет, млн.т всего, млн. франк. на 1 т продукции, франк/т трудовые, франк/т сово- купные, франк/т
Тонкий лист
Реверсивный 200/400 3/6 650 137/112 54/27 227/175 9.0
Непрерывный (4 клети) 800/1550 12/23.25 1350/1800 112/77 28/14 163/124 10,5
Бесконечной прокатки (4 клети) 1050/2350 15,7/35,25 1425/1900 91/54 21/10 121/73 10,5
Линия травления и прокатки (4 клети) 1000/2250 15/33,75 Ь 1350/1800 елая жесп 90/53 ь 18/8 117/70 6,0
Реверсивный 90/180 1,35/2,7 700 243/187 120/60 339/283 9,0
Непрерывный (4 клети) 360/750 5,4/11,2 1350/1800 250/161 62/30 334/213 10,5
Бесконечной прокатки (4 клети) 460/970 6,9/14,5 1425/1900 206/131 49/23 264/163 10,5
Линия травления и прокатки (4 клети) 450/950 6,7/14,2 1350/1800 201/127 40/19 250/154 6,0
Примечание. В числителе — чение. минимальное, в знаменателе — максимальное зна-
Таким образом можно констатировать, что листопрокатное производ-
ство, являясь одним из ведущих составляющих современной металлурги-
ческой промышленности, достигло к настоящему времени значительного
прогресса по улучшению качества листов, полос и лент и повышению
эффективности производства. При этом в промышленности используют-
ся разнообразные технологические схемы производства, основанные на
традиционных технологиях и воплощенные в крупные металлургические
комплексы. Кроме того, в практику листопрокатного производства вхо-
384
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕ1ЫД0ВJUBW1WM
дят принципиально новые технологии, основанные на последних дости-
жениях непрерывного литья, разнообразных способах прокатки и совме-
щения в единые технологические линии разнообразных технологических
операций.
При производстве горячекатаных полос значительный прогресс достиг-
нут при непрерывном литье толстых слябов, слябов умеренной толщины
и тонких слябов и объединении процессов литья и прокатки для форми-
рования комплексов с разным уровнем производительности. Безусловно в
будущем более широкое распространение получат процессы непрерывного
литья тонких слябов и их горячая прокатка, особенно применительно к
мини-производствам.
При производстве холоднокатаных полос в условиях их массового вы-
пуска еще более широкое распространение получат процессы непрерыв-
ной и бесконечной прокатки, основанные на высоком уровне автомати-
ческого управления. Произойдет количественное увеличение агрегатов
непрерывного действия, совмещающих в себе разнообразные операции
травления, холодной прокатки, термической обработки и отделки. При
этом на основе достигнутых усовершенствований конструкций рабочих
клетей прокатных станов и систем их компьютерного управления повы-
сятся качественные показатели полос по геометрическим параметрам и
планшетности, а использование высокоэффективных смазок и новых спо-
собов подготовки поверхности бочек валков даст возможность улучшить
качество поверхности листов, полос и лент.
3. СОРТОПРОКАТНОЕ ПРОИЗВОДСТВО
Сортопрокатное производство в России пока еще занимает доми-
нирующее положение по количеству выпускаемой прокатной продукции.
Его развитие за последние годы характеризуется устойчивыми тенденция-
ми, направленными на более полное использование непрерывнолитого ме-
талла, реконструкцию оборудования и усовершенствование технологичес-
ких процессов производства. Основными целями этих мероприятий явля-
ется расширение сортамента и повышение потребительских свойств
готового проката по геометрическим размерам и механическим характе-
ристикам, повышение эффективности производства за счет снижения его
материале- и энергоемкости.
Ранее сортопрокатные цехи строили для условий плановой централи-
зованной экономики с соответствующей узкой специализацией прокатных
станов, в ряде случаев с большой единичной мощностью (табл. 14.3). В
13 — 1473
385
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
Таблица 14.3. Годовая производительность сортопрокатных станов, тыс.т
Тип стана Годы
1951-1960 1961-1970 1971-1980 1981-1990 1991-2000
Крупносортные, балочные 800 1000 1500 2000 2500
Среднесортно- балочные 600 1000 1500 1800 2000
Мелкосортные, мелкосортно- среднесортные 500 800 900 1000 1200 '
Проволочные 500 800 900 1200 1600
современных условиях необходим новый подход к их проектированию,
продиктованный необходимостью конкурентоспособности на мировом и
отечественном рынках при наивысшем уровне качества готового проката
по механическим свойствам, точности профиля и состоянию поверхнос-
ти. Необходимо иметь увеличенную массу бунтов, широкий размерный и
марочный сортамент продукции в бунтах и прутках для наилучшего удов-
летворения нужд рынка и обеспечения прибыльности в условиях изменя-
ющейся рыночной конъюнктуры, высокий выход годного, снижение энер-
го-, материале- и трудоемкости производства, маневренность и гибкость
прокатного стана с возможностью выпуска в ряде случаев малотоннаж-
ных партий проката [11].
Значительное внимание уделяется сокращению производственного цикла
и затрат на производство, возможности поэтапного строительства и ввода
проектной мощности. Все технологические решения должны обеспечивать
экологически чистое производство, благоприятные условия труда обслужи-
вающего персонала и приемлемый уровень капитальных затрат.
Использование непрерывнолитых заготовок для производства сортовых
изделий является генеральным направлением. Мировая практика показы-
вает, что в странах, где уровень развития стали на МНРС приближается
к 100%, доля сортовых МНРС к общему числу установленных машин
составляет 43...47%, слябовых — 27...30%, блюмовых — 26...30%. Общее
число сортовых МНРС в мире в 1990 г. составляло 1081 (3846 ручьев). За
период 1991 — 1996 гг. объем производства сортовых заготовок увеличил-
ся на 18%, в основном за счет совершенствования технологии разливки и
реконструкции МНРС, что обеспечило повышение их производительнос-
ти в 1,8 раза и улучшило экономические показатели [12]. 47% МНРС
производят заготовки для мелкосортных и проволочных станов, 27%
386
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
МНРС используют для производства заготовок для крупносортных, труб-
ных станов и станов для прокатки широкополочных балок, а также заго-
товок из конструкционных и легированных сталей для мелкосортных
станов.
Марочный сортамент сортовых МНРС охватывает стали, начиная от
рядовых (строительные профили, арматура) до сталей специального назна-
чения: для конструкционного сортового проката, для холодной высадки,
рельсовые, транспортные, трубные, подшипниковые, для изготовления
специальной техники.
Одной из коренных проблем производства качественного сортового
проката из непрерывнолитых заготовок является определение минимально
необходимой степени обжатия, при которой обеспечиваются требуемый
уровень механических свойств, микроструктуры и качество поверхности
проката. Повышение качества непрерывнолитых заготовок, усовершенство-
вание технологии прокатки позволяют понизить уровень минимально не-
обходимых обжатий, установленных в результате исследований 70 — 80-х
годов, что дало возможность обеспечить расширение размерного сортамен-
та, сократить энергозатраты, снизить металлоемкость и удельные капита-
ловложения при строительстве МНРС.
В последнее десятилетие существенно изменилась область применения
МНРС. Ранее они специализировались на производстве заготовок из уг-
леродистых сталей для производства сортового проката общего назначе-
ния. Однако, в связи с тем, что на рынке стали преобладать требования
машиностроителей, в первую очередь автомобилестроителей, а не строи-
тельных фирм, было проведено значительное совершенствование непре-
рывной разливки, что позволило освоить производство мелкосортных за-
готовок широкого сортамента для изготовления металлопродукции ответ-
ственного назначения. При этом стоимость исходной непрерывнолитой
заготовки из качественных сталей составляет 80% от стоимости произво-
димого из нее сортового проката [12].
Для получения прутков и катанки из конструкционных и легирован-
ных сталей обычно требуются непрерывнолитые заготовки сортамента
блюминга, при переработке которых необходимы два нагрева. Однако
преимущества прокатки с одного нагрева стимулировали получение непре-
рывнолитых заготовок для сортового проката с заданным качеством из
сталей всего марочного сортамента. Эту проблему в прокатном производ-
стве решают путем увеличения числа клетей в черновой группе для про-
катки литых блюмовых заготовок сечением >250x250 мм, что обеспечива-
ет получение готового проката с заданными свойствами из конструкци-
онных и легированных сталей, за исключением подшипниковой стали для
изготовления шаров.
13*
387
СШЬИД РУЪЕЖЕ ~ i " У&$Ъ
За последние годы освоено производство сортовой непрерывнолитой
заготовки, приближающейся по форме и размерам к готовому профилю,
например блюмовой заготовки со стороной до 170 мм и профильной за-
готовки для прокатки двутавровых балок с параллельными полками. В
1991 г. фирма «Chaparral Steel» США, ввела в эксплуатацию МНРС для
отливки балочных заготовок с максимальной высотой стенки 610 мм.
Благодаря быстрому застыванию тонких литых сечений улучшается струк-
тура и повышаются механические свойства. Тонкие литые сечения имеют
важное преимущество: после непрерывной разливки и при холодном по-
саде возможен их более быстрый нагрев [13].
Использование профильных непрерывнолитых заготовок дает возмож-
ность исключить из состава оборудования прокатного стана клети черно-
вой группы и получить компактный реверсивный стан, требующий мини-
мальных капиталовложений. Его оборудование включает эджер, универ-
сальную рабочую клеть, вертикальную клеть для обжатия полок и
универсальную чистовую клеть. На таком реверсивном стане возможна
прокатка двутавровых балок с параллельными полками при минимальных
производственных затратах.
Отдельного обсуждения заслуживает вопрос использования блюмингов
и заготовочных станов. По мнению специалистов [13], из восьми блю-
мингов и семи заготовочных станов в России останутся в числе действу-
ющих десять и их будут использовать только для производства сортовой
заготовки.
Важным является возможность и целесообразность увеличения сечений
катаной заготовки. Типовые непрерывные мелкосортные и проволочные
станы фирмы SKET (Германия) и установленные на ряде металлургичес-
ких комбинатов (ОАО ЗСМК, ОАО «Северсталь», ОАО «Криворожсталь»
и др.) за непрерывно-заготовочным станом (НЗС), ориентированы на ка-
таную заготовку сечением 80x80 мм, длиной до 12 м и массой около 600
кг. Стремление получить бунты массой до 900 кг привело к необходимо-
сти увеличения сечения заготовки до 100x100 мм. При этом пришлось
установить в головной части проволочного стана две дополнительные
клети с валками диаметром 460 мм и приводом мощностью 600 кВт, а на
мелкосортном стане — одну дополнительную клеть 460 с одновременной
заменой первой клети на клеть с аналогичными параметрами [14]. Вооб-
ще вопрос об эффективности и целесообразности увеличения сечения
заготовки необходимо рассматривать в целом для всего комплекса про-
катных станов одного комбината, поскольку размер сечения зависит от
состава оборудования и взаимодействия заготовочного и сортовых станов.
Необходимо также помнить, что увеличение сечения заготовки приводит
к повышенному расходу материально-энергетических ресурсов. В случае
388
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ^ТШОВ ДЩЕРИЕМ
применения заготовки сечением 125x125 мм вместо 100x100 мм расход
электроэнергии возрастает на 25%, топлива на нагрев металла — на 32%,
а расход валков — на 14%. При этом расходы по переделу увеличиваются
примерно на 6%. Использование заготовки сечением 150x150 мм приве-
дет к значительному увеличению затрат указанных ресурсов и росту рас-
ходов по переделу почти на 16% [14].
За рубежом практически используется повышение массы бунта катан-
ки за счет увеличения длины заготовки. Например, при реконструкции
проволочного стана фирмы «Neuenrircher Eisenwerk» (Германия) длина
заготовки увеличена до 13 м, а проволочный стан фирмы ARBED (Люк-
сембург) реконструирован с увеличением длины заготовки до 18 м. Фир-
ма «Schloemann-Siemag» (Германия) разрабатывает стан, использующий
заготовку длиной 22 м. В США применяют в качестве заготовки круглую
сталь диаметром 50 мм в бунтах массой до 5 т [14].
Преимущество при увеличении массы бунта связано с отсутствием ус-
тановки дополнительных клетей и возможно при реконструкции нагрева-
тельных печей, расширении загрузочных решеток, модернизации печных
толкателей, удлинении пакетирующего рольганга и модернизации стелла-
жей холодильника НЗС.
Переход на непрерывнолитую заготовку на типовых непрерывных мел-
косортных и проволочных станах, установленных на НЗС, может быть
осуществлен по двум различным направлениям. По первому на мелкосор-
тном и проволочном станах может быть использована непрерывнолитая
заготовка сечением 150x150...180x180 мм при его реконструкции (установ-
ка черновых компактных блоков клетей для получения подката сечением
100x100 мм) и демонтаже НЗС.
Более эффективным является второе направление, когда крупногабарит-
ная непрерывнолитая заготовка прокатывается на НЗС с получением заго-
товки сечением 100x100 мм. Для этого действующий обжимно-заготовоч-
ный комплекс необходимо реконструировать (рис. 14.10): демонтировать
нагревательные колодцы и блюминг, установить две или три методические
печи для нагрева непрерывнолитой заготовки, удлинить пакетирующий
рольганг до 18,5 м и соответственно увеличить ширину стеллажей холо-
дильника. Одновременно следует модернизировать нагревательные печи
мелкосортных и проволочных станов с увеличением их ширины.
Такая реконструкция позволяет улучшить качество заготовки сечением
100x100 мм, длиной 18 м и одновременно увеличить массу бунта до
1,3...1,45 т без изменения сечения заготовки, а следовательно, без изме-
нения состава и конструкции рабочих клетей мелкосортных и проволоч-
ных станов. Этот путь может быть реализован с применением агрегатов
высокого обжатия. В частности, на комбинатах, осваивающих отливку на
389
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
Рис. 14.10. Схема расположения оборудования при реконструкции НЗС с целью ис-
пользования непрерывнолитой заготовки:
/ — загрузочные решетки; 2 — печной рольганг; 3 — методическая нагревательная печь;
4 — черновая группа клетей; 5 — чистовая группа клетей; 6 — ножницы; 7 — удлинен-
ный пакетирующий рольганг; 8 — удлиненные стеллажи холодильника
МНРС заготовок диаметром 300...315 мм (например, ОАО ЗСМК), для
получения сортовой заготовки размерами 80x80...100x100 мм целесообраз-
но использовать планетарный косовалковый стан в комбинации с универ-
сальной четырехвалковой клетью, как это предложено германской фирмой
«Mannesmann Demag» и итальянской фирмой «Danieli». В этом случае за
МНРС устанавливают планетарную косовалковую клеть HRM (рис. 14.11),
позволяющую получать из заготовки диаметром 315 мм круглый профиль
диаметром 125...222 мм без вращения раската на выходной стороне. Для
получения квадрата со стороной 100 мм из этого сортамента необходимо
использовать заготовку диаметром 125 мм, которую прокатывают в непре-
рывном режиме в универсальной клети [14].
Особенностью реконструкции действующих в России мелкосортных и
проволочных станов линейного типа, которые физически и морально ус-
тарели, является ограниченность площадей для размещения нового обо-
рудования, что обусловливает применение при реконструкции компактных
агрегатов высокого обжатия, заменяющих 6...7 клетей традиционной кон-
струкции, и зигзагообразное расположение непрерывных групп, включаю-
щих малогабаритные бесстанинные клети [14].
В соответствии с очередным этапом развития черной металлургии в
развивающихся странах продолжают строить высокопроизводительные ста-
ны сортовой прокатки (Китай, Индия, Тайланд, Бризилия, Южная Ко-
рея) с целью замены одного—двух станов предыдущих поколений на один
новый. В перспективе основная доля сооружаемых сортопрокатных цехов
будет иметь средний уровень производительности даже в условиях дости-
жимых в настоящее время максимальных технических параметров. Возмож-
но построить двухниточный проволочный стан с годовым объемом про-
390
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
Рис. 14.11. Схема расположения оборудования для прокатки круга диаметром 125 мм и
квадрата со стороной 100 мм из круглой непрерывнолитой заготовки:
1 — планетарная косовалковая клеть HRM 315; 2 — универсальная четырехвалковая
клеть; 3 — летучие ножницы; 4 — холодильник
изводства 1,1... 1,2 млн.т с учетом достигаемой рабочей скорости прокатки
ПО м/с. Вместе с тем экономически обоснованным может быть и прово-
лочный стан производительностью 400...600 тыс.т, а для конкретных ус-
ловий и с меньшим объемом производства. Мелкосортные и мелкосорт-
но-среднесортные станы в настоящее время проектируются для уровня
призводства до 1...1,2 млн.т. Однако экономически обоснованным может
быть и стан того же назначения, но с технологическими параметрами для
объема производства 300...600 тыс.т и менее. На станах с пониженной
производительностью должно быть обеспечено применение наиболее пе-
редовых технологий и оборудования для получения широкого сортамента
продукции наивысшего качества [11].
В производстве катанки и мелкого сорта наметился переход на станы
со 100%-ной однониточной прокаткой без кантовки, который обеспечи-
вает выпуск продукции с более точным профилем и большей стабильно-
стью механических свойств по длине бунта или прутка, имеет больший
выход годного.
Для непрерывных проволочных, мелкосортных и мелкосортно-средне-
сортных станов уменьшают температуру нагрева заготовки с 1000... 1150 до
900 °C. При этом на непрерывных станах уменьшаются потери тепла ме-
таллом в клетях черновой группы, что свидетельствует о рациональности
низкотемпературного нагрева. При этом увеличение расхода электроэнер-
гии на деформацию заготовки в черновых клетях в значительной степени
перекрывается снижением расхода топлива на нагрев заготовки, и общая
экономия энергии составляет не менее 15%. Кроме того, снижается угар
металла в печи с 1,3...1,6 до 0,33%, т.е. выход годного повышается не
менее чем на 1%. При нагреве до 900 °C практически исключается обе-
391
..— ч 1 --г— . ' ---'-.-СцЛ?-* •_ -1^. 7" Л У = ₽
СШЬ ЦА РУ^£ЖЕ СШЕЩ^ ' " " " ГЛАВА 14
зуглероживание заготовок из высокоуглеродистых сталей (которое проис-
ходит обычно при длительном пребывании металла в зоне температур
выше 900...950 °C) и, следовательно, не требуется обдирка обезуглерожен-
ного слоя с поверхности заготовки в потоке за нагревательной печью или
готовой продукции на обдирочных станках вне потока стана [11].
Распространяются области применения контролируемой прокатки. Так,
для ряда высоколегированных сталей и сплавов прокатка ведется в опре-
деленном диапазоне допустимых минимальных и максимальных темпера-
тур (например, не ниже 850...900 °C и не выше 1000 °C), что достигается
регулированием скорости прокатки или подстуживанием металла в про-
цессе прокатки.
Прокатка аустенитных коррозионностойких сталей с проведением за-
калки на аустенит и использованием тепла прокатного нагрева проводит-
ся с температуры прокатки 1050 °C (для предотвращения выпадения кар-
бида хрома) до температуры ниже 400 °C. Это достигается путем контро-
ля температуры профиля в линии стана для предотвращения его
переохлаждения и путем ускоренного охлаждения металла после прокат-
ки. При этом исключается дополнительная термообработка с отдельного
нагрева для получения структуры закалки.
Прокатка конструкционных сталей с получением структуры нормали-
зации с прокатного нагрева ведется в зоне устойчивого аустенита при
чистовой прокатке, но в области пониженных температур 850...900 °C (нор-
мализационная деформация). После прокатки металл полностью рекрис-
таллизован и дополнительная термообработка не требуется.
Прокатка конструкционных сталей с получением мелкозернистой
структуры в сочетании с оптимальными показателями прочности и вяз-
кости обеспечивается путем проведения 30%-ной заключительной дефор-
мации в зоне нестабильного аустенита при 750...850 °C (ТМО), а за чи-
стовой клетью осуществляется ускоренное охлаждение до 650 °C для пре-
дотвращения рекристаллизации в аустенитной области. В результате
исключается последующая термообработка вне потока стана или сокра-
щается ее цикл.
В настоящее время ОАО «Гипромез», ВНИИметмаш и рядом других
организаций предложены проекты мини-комплексов производительностью
от 65 до 550 тыс.т/год готового проката. Оборудование включает одну
электропечь емкостью 12... 100 т с агрегатом комплексной обработки ста-
ли, одну МНРС с числом ручьев от одного до четырех и сортопрокат-
ный стан, работающий на непрерывнолитой заготовке одного сечения —
от 100x100 до 180x180 мм. Это обеспечивает значительное снижение
энерго-, трудо- и капиталоемкости производства, сокращение производ-
ственного цикла и улучшение экологии.
392
-... WMtw
С развитием непрерывной разливки стали, внедрением сложнолегиро-
ванных сплавов, повышением требований к экономии и качеству метал-
лов приобретает особое значение проблема создания эффективных спосо-
бов деформирования слитков и заготовок.
В МИСиС под руководством П.И.Полухина и И.Н.Потапова создан
принципиально новый процесс радиально-сдвиговой (винтовой) прокатки,
сочетающей преимущества непрерывного и циклического деформирования.
Новую технологию можно отнести к процессу винтовой прокатки с вы-
сокими единичными обжатиями, обеспечивающему большие вытяжки при
интенсивных сдвиговых деформациях. В основе технологического процес-
са лежит применение больших углов перекоса (подачи) р валков в соче-
тании со специальной геометрией очага деформации, в котором реализу-
ются уникальные условия пластического формоизменения, позволяющие
прокатывать практически все деформируемые металлические материалы с
устранением внутренних и поверхностных дефектов [15].
Винтовая прокатка — изобретение братьев Маннесманн в 1885 г. —
является основополагающей операцией производства бесшовных труб и
применяется для прошивки заготовки в гильзу (толстостенную трубу),
раскатки гильзы в трубу, калибровки и правки труб. В большинстве слу-
чаев винтовая прокатка реализуется при углах подачи 5... 12° и обжатиях
заготовки по диаметру до 20%. Физическая сущность процесса прошив-
ки по технологии Маннесманн состоит в том, что при этих режимах
(малых углах подачи) деформируемый металл разрыхляется в осевой зоне
заготовки и ее прошивка облегчается. Долгие годы разрыхление металла
в осевой зоне считалось неотъемлемым свойством винтовой прокатки в
целом.
Более 30 лет назад трудами ученых МИСиС был открыт эффект каче-
ственного перехода от разрыхления металла осевой зоны к его интенсив-
ному уплотнению. Установлен основной фактор, управляющий этим пе-
реходом, — угол подачи винтовых траекторий движения металла в про-
цессе деформирования. Эти исследования позволили преодолеть
предубеждения о неизбежности осевого разрыхления и составили основу
принципиально нового способа винтовой прокатки сортового проката круг-
лого сечения. Заготовка, совершая винтовое движение в суживающемся ка-
либре, образованном тремя рабочими валками, по заданной геликоидаль-
ной траектории с большим углом подъема, получает обжатие по диаметру
с интенсивным уплотнением металла во всем объеме (рис. 14.12).
Новая технология всесторонне исследована при прокатке непрерывно-
литых, катаных и кованых заготовок из сталей и сплавов различных клас-
сов: углеродистых, подшипниковых, коррозионностойких, инструменталь-
ных, быстрорежущих, высоколегированных сплавов, титановых, медных,
393
‘ сталь на рубеже столетий
ГЛАВА 14
Рис. 14.12. Схема очага деформации
стана радиально-сдвиговой прокатки
(а, 6) и поперечное сечение очага (в)
особо труднодеформируемых
жаропрочных сплавов на нике-
левой основе, заготовок из
порошкового материала на ос-
нове молибдена, железа, быст-
рорежущей стали, а также за-
готовок из белого чугуна с со-
держанием углерода до 3,0%.
Высокие коэффициенты вытяжки за проход (4...25) совместно со зна-
чительной накопленной степенью деформации обеспечивают эффектив-
ную проработку структуры металла и повышение его физико-механичес-
ких и эксплуатационных свойств. В частности, в быстрорежущих сталях
после радиально-сдвиговой прокатки карбидная фаза имеет вид равно-
мерной мелкодисперсной сетки. Получить такое строение карбидов не
удается традиционными методами (ковкой, продольной прокаткой) даже
при значительно более высоких коэффициентах вытяжки. Стойкость ин-
струмента, изготовленного из стали после радиально-сдвиговой прокат-
ки, в 1,8—3,0 раза выше стойкости инструмента из серийной быстроре-
жущей стали. Схема деформации в этом процессе, благодаря протяжен-
ному калибрующему участку, позволяет устойчиво получать сортовой
прокат с допусками по диаметральным размерам в 2—5 раз более узки-
ми, чем по требованиям ГОСТ и ТУ.
Новая технология реализуется на специально разработанных ОАО ЭЗТМ
и МИСиС станах радиально-сдвиговой прокатки, позволяющих деформи-
ровать слитки и заготовки диаметром от 10 до 500 мм. Эти станы отлича-
ются малой энергоемкостью, компактны, автоматизированы, надежны в
эксплуатации, обладают большой технологической маневренностью, что
позволяет успешно использовать их при реконструкции действующего про-
изводства и создании новых цехов и комплексов. В последнее время в
МИСиС разработаны новые способы винтовой прокатки и оборудование
для их реализации, обеспечивающие получение прутков с высокой степе-
нью точности по геометрическим размерам. Внедрение новой технологии
и нового оборудования дает наибольший эффект в следующих случаях:
1. При реконструкции действующих сортопрокатных станов с заменой
обжимных клетей станом винтовой прокатки для увеличения произво-
дительности, повышения качества проката и выхода годного, улучшения
условий труда.
394
ЭФФЕКТИ1И1Б1Е ТЕХН0Л0ЕИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВ.1ЕПИЕМ
2. При деформации непрерывнолитого металла, предназначенного для
производства сортовых профилей.
3. При производстве сортовых профилей из труднодеформируемых и
малопластичных сталей (взамен ковки, прессования и продольной про-
катки).
4. При производстве быстрорежущей стали для инструмента повышен-
ной износостойкости на металлургических и на крупных машиностроитель-
ных заводах.
5. При получении заготовок с размерами, близкими к размеру изделий
на машиностроительных заводах.
6. При производстве высококачественных сортовых заготовок из порош-
ковых материалов.
7. При производстве сортового проката из различных цветных металлов.
На сегодняшний день наибольшее распространение получили три вари-
анта технологических схем с использованием станов винтовой прокатки:
1. Клеть винтовой прокатки в составе обжимной группы среднесорт-
ных, мелкосортно-проволочных станов.
2. Обжимно-сортовые станы винтовой прокатки в составе одной—двух
клетей (возможно в сочетании с непрерывной группой клетей продоль-
ной прокатки).
3. Специальные и универсальные станы.
По первой технологической схеме действует стан 350/250 АО «Элект-
росталь», пушенный в эксплуатацию в 1984 г. (рис. 14.13). Установка клети
винтовой прокатки, кроме перечисленных выше преимуществ, существен-
но расширила технологические возможности стана в целом и обеспечила:
прокатку на одном комплекте универсальных валков всего марочного сор-
тамента (более 1000 марок); перевод наиболее сложного, традиционно
кузнечного марочного сортамента с ковки на молотах на прокатку, осво-
Рис. 14.13. Схема расположения оборудования обжимной клети винтовой прокатки стана
350/250 АО «Электросталь»:
1 — входная сторона клети винтовой прокатки; 2 — клеть винтовой прокатки; 3 —
выходная сторона клети винтовой прокатки; 4 — клети дуо «550» продольной прокат-
ки; 5 — ножницы горячей резки
395
СШЬ 1Ц РУ№ЖЕ СТ()ЛГГЙЙ J ГЛАВА 14
ение прокатки новых марок легированных сталей и сплавов, недеформи-
руемых другими способами; снижение температуры первичного нагрева на
100...150 °C и исключение промежуточного подогрева после обжимной
клети; увеличение диаметра исходной заготовки с квадрата 60...80 мм до
круга 90... 120 мм.
Продукция стана 350/250 потребляется отечественными и зарубежными
предприятиями многих отраслей машиностроения, нефтехимии, атомной
энергетики, авиакосмической техники и другими.
Вторая технологическая схема используется на ОАО «Ижсталь» для
прокатки прутков диаметром 40... 120 мм из блюмов 220x220 мм легиро-
ванных сталей.
Третья схема нашла применение для прокатки прутков из титановых и
циркониевых сплавов.
4. ТРУБОПРОКАТНОЕ ПРОИЗВОДСТВО
Основными направлениями развития трубного производства яв-
ляются: улучшение качества и расширение марочного и размерного сор-
тамента, применение термического упрочнения, металлических и неметал-
лических покрытий, увеличение производства труб из различных неметал-
лических материалов. Трубы являются одним из самых сложных видов
металлопродукции, так как в отличие от большинства других видов про-
ката имеют наружную и внутреннюю поверхности, которые часто одно-
временно мотуг быть рабочими, что обусловливает высокие требования к
их качеству.
Производственные мощности крупных предприятий металлургического
комплекса России составляют 13 млн.т/год стальных труб, а с учетом
малых предприятий (цехов) — более 15 млн.т [16]. В составе производ-
ственных мощностей около 110 трубопрокатных (ТПА) и трубоэлектро-
сварочных агрегатов (ТЭСА), и 15 цехов и отделений по производству хо-
лоднодеформированных труб.
Несмотря на огромный потенциал производственных мощностей, в
СНГ ощущается стабильный дефицит некоторых видов труб: обсадных и
насосно-компрессорных высокопрочных, коррозионностойких, повышен-
ной хладостойкости и пластичности; горячедеформированных общего на-
значения; тонкостенных холоднодеформированных углеродистых и леги-
рованных; прямошовных для магистральных трубопроводов, который не
может быть компенсирован за счет экспортно-импортных операций между
странами — членами СНГ.
396
.......ЗЩВНШ. ESBSSL «SBSL
Для планирования производства, учета и распределения трубной про-
дукции принята классификация труб по видам с учетом трудоемкости их
изготовления, качественных характеристик по следующим признакам: спо-
собу изготовления, назначению, материалу, размеру, наличию антикорро-
зионного защитного покрытия, качеству обработки поверхности.
Совершенствование технологии производства горячекатаных труб. Горя-
чей деформацией производят трубы диаметром от 20 до 1200 мм из угле-
родистых, легированных и высоколегированных сталей, а также биметал-
лические и многослойные трубы. В зависимости от свойств металла заго-
товки, размеров и требований к качеству труб горячую деформацию
осуществляют несколькими способами, каждому из которых присущи свои
технологические преимущества и недостатки. Независимо от применяемо-
го способа схема производства горячедеформированных бесшовных труб
включает следующие основные технологические операции: нагрев заготов-
ки, получение полой гильзы, подогрев гильзы (при необходимости), по-
лучение трубы промежуточных размеров (раскатка гильзы в трубу), подо-
грев трубы (при необходимости), окончательное формирование диаметра
и толщины стенки трубы.
Получение гильз. Первой и определяющей стадией деформирования в
процессе превращения исходной заготовки в готовую трубу является по-
лучение пустотелой гильзы из сплошной или полой заготовки. Совре-
менные агрегаты горячей прокатки обеспечивают выпуск труб с допус-
ками, приближающимися к допускам на сварные и холоднодеформиро-
ванные трубы. Величина абсолютного допуска по толщине стенки трубы,
в основном, определяется условиями прошивки заготовки. Этим обус-
ловлено значительное внимание вопросам усовершенствования традици-
онных и разработки новых способов и конструкций оборудования для
получения гильз.
В настоящее время в практике трубного производства применяют сле-
дующие способы получения гильз: прошивка заготовки на двухвалковом
стане; прошивка заготовки на прессе в толстостенный стакан с последу-
ющей его раскаткой; прошивка заготовки на пресс-валковом прошивном
стане с последуюшей раскаткой гильзы. Центральным агрегатом для по-
лучения гильзы требуемого качества остается стан винтовой прокатки. В
зависимости от типа заготовки и конкретных условий производства перед
или за ним устанавливаются дополнительные агрегаты: пресс-валковый
прошивной стан или прошивной пресс в первом случае, стан-элонгатор
или редукционный стан для гильз — во втором.
При разработке технологического процесса возникает проблема выбора
способа прошивки и оборудования для его реализации. Очевидно, выбор
должен основываться на анализе известных процессов прошивки, прове-
397
'СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ' ГЛШ 14
денном по комплексу показателей: технологическим возможностям, каче-
ству гильз и труб; износостойкости инструмента и его стоимости; произ-
водительности, энергоемкости и прочее.
Процесс прошивки на прессе протекает в условиях напряженного со-
стояния всестороннего сжатия, и принято считать, что это гарантирует
высокое качество гильз по плотности и сплошности металла, состоянию
поверхности, в том числе и из труднодеформируемых сталей и сплавов. В
промышленных условиях состояние поверхности гильз и труб зависит во
многом от состояния рабочего инструмента, его износостойкости.
К тому же при горячем прессовании под пуансоном наблюдается «ко-
нус скольжения», который как бы является его продолжением, и течение
металла относительно пуансона происходит со срывом и срезом волокон.
Из-за этого на внутренней поверхности гильзы образуются разрывы и
плены, снижаются физико-механические свойства изделия. Для повыше-
ния качества поверхности заготовку предварительно сверлят и затем под-
вергают экспандированию.
Анализ напряженно-деформированного состояния металла при пресс-
валковой прошивке, а также условий работы пуансона показывает, что не
следует ожидать существенного улучшения качества внутренней поверхно-
сти гильз в сравнении с прошивкой на прессе. Однако пресс-валковый
стан позволяет использовать непрерывнолитую заготовку квадратного се-
чения, которая характеризуется более высоким качеством по сравнению с
непрерывнолитой заготовкой круглого сечения.
К состоянию поверхности заготовок перед прессованием предъявляют
более высокие требования, чем при прокатке. Перед прессованием повер-
хность заготовок на трубопрессовых установках улучшают механической
обточкой. При винтовой прошивке заготовки обтачивают только при из-
готовлении труб ответственного назначения, например котельных, а так-
же труб из высоколегированных сталей и сплавов.
В станах винтовой прокатки рабочим инструментом являются валки,
оправки, направляющие линейки и диски. Известно, что удельные уси-
лия на инструмент при прошивке заготовок из углеродистых сталей со-
ставляют 80... 100 МПа, легированных 150...200 МПа, длительность единич-
ного контакта горячего металла с валком и диском измеряется сотыми
долями секунды. Валки и диски обладают большой массой и хорошими
условиями охлаждения, поэтому температура их рабочей поверхности
обычно не превышает 70...80 °C. Кроме того, на контакте металла с вал-
ками и дисками превалирующим является трение качения, а не трение
скольжения, как в случае прессового инструмента. В качестве материала
валков прошивных станов допустимо применение сталей марок 35 и 45,
которые к тому же обеспечивают достаточно высокий коэффициент тре-
398
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
ния с деформируемым металлом, необходимый для стабильного течения
процесса. Сравнительно низкие расходы на инструмент обеспечиваются
также за счет допустимых переточек — валки обычно перетачивают до
7—8 раз с общим уменьшением диаметра на 50... 100 мм, направляющие
диски 4—5 раз с общим уменьшением диаметра на 50...70 мм.
Значительные успехи достигнуты и в вопросе повышения износостой-
кости оправок. В частности за счет наплавки их носика и примыкающей
к нему сферической части жаропрочными сплавами на никелевой основе
удается увеличить стойкость в 3—4 раза и довести до 1000...2000 проши-
вок. Высокая износостойкость инструмента увеличивает коэффициент заг-
рузки оборудования за счет сокращения времени простоев, связанных с
его заменой и обеспечивает высокое качество поверхности гильз и труб.
Как правило, гильзы и трубы, полученные методами винтовой прокат-
ки, обладают более высокими физико-механическими свойствами по срав-
нению с прессованными. Благодаря интенсивной радиально-сдвиговой
деформации и скручиванию волокон металла пластические свойства про-
катанных гильз выше на 10...25%, чем прессованных. Процесс прошивки
в стане винтовой прокатки при новых технологических режимах (в обла-
сти повышенных углов подачи и при малой овализации очага деформа-
ции) обеспечивает уплотнение металла и «залечивание» некоторых дефек-
тов, благодаря чему появляется реальная возможность прошивки непре-
рывнолитых заготовок в гильзы высокого качества.
Неоспоримым преимуществом прошивки в двухвалковом стане явля-
ется высокая точность гильз — разностенность, как правило, меньше в
2—3 раза. Это обеспечивается, в первую очередь, схемой напряженно-де-
формированного состояния металла в очаге деформации, способствующей
самоцентрированию оправки, а также значительно меньшим осевым на-
грузкам.
Важными показателями способа и машин, его реализующих, является
производительность и энергоемкость. Наиболее производительными в силу
своей непрерывности и высокой степени автоматизации являются про-
цессы прокатки. Так, скорость прокатки на современных прошивных ста-
нах составляет 1,0...1,4 м/с, скорость при прошивке на прессе (гидравли-
ческом) обычно находится в пределах 0,1...0,4 м/с. Цикл прокатки состав-
ляет 8... 12 с при прошивке гильз длиной 5...7 м на станах с осевой
выдачей, а цикл прессования — 20...40 с при прошивке гильз длиной
0,5...0,8 м.
Таким образом, сравнительный анализ указывает на существенные пре-
имущества процесса винтовой прошивки перед прошивкой на прессе и
пресс-валковом стане и этот процесс является предпочтительным при
массовом производстве.
399
С2ЭД да ЙШЕ J ГЛАВА 14
Прошивка на двухвалковых прошивных станах традиционного типа. В
практике трубного производства до последнего времени наибольшее рас-
пространение имеют станы винтовой прокатки валкового типа, оснащен-
ные направляющими линейками. На этих станах достигаются значитель-
ные вытяжки и обеспечивается производство относительно тонкостенных
гильз. В качестве исходной заготовки используется горячекатаная или
непрерывнолитая.
С ростом производительности трубопрокатных агрегатов одной из ак-
туальных задач становится интенсификация процесса прошивки. До не-
давнего времени на станах винтовой прокатки процесс прошивки осуще-
ствляли при углах подачи не более 10°. Исследования ученых МИСиС под
руководством И.Н.Потапова [15] показали возможность значительного уве-
личения скорости прошивки при повышении угла подачи до 15° и более
без увеличения или даже при некотором уменьшении частоты вращения
валков. Практическое внедрение результатов этих работ показало их вы-
сокую эффективность. Применение на прошивных станах осевой выдачи
гильз вместо боковой позволяет значительно сократить продолжительность
вспомогательных операций и повысить тем самым производительность
станов. Современные прошивные станы конструкции ОАО «Электросталь-
ский завод тяжелого машиностроения» при сохранении основных элемен-
тов базовой модели (два бочкообразных рабочих валка и две направляю-
щих линейки) рассчитываются на работу при увеличенных углах подачи
(до 17°, а в отдельных случаях и до 20°) и на скорость выхода гильз до
0,9 м/с (производительность до 6 шт/мин). Для уменьшения разностенно-
сти передних концов гильз перед станами устанавливается пневматичес-
кий зацентровщик заготовки.
Прошивка на модернизированных станах. В 80-е годы фирма
«Mannesmann Demag Меег» разработала новую конструкцию прошивного
стана с вертикальным расположением валков и направляющим инструмен-
том в виде приводных дисков Дишера. Диаметр дисков составляет около
2,5 м, скорость вращения до 3 м/с. Это позволило увеличить длину про-
шиваемых гильз за счет повышения коэффициента вытяжки до 4,5, по-
высить скорость прошивки, стойкость технологического инструмента.
Одновременно учеными МИСиС совместно с конструкторами ОАО
ЭЗТМ была предложена оригинальная конструкция прошивного стана с
традиционным расположением валков и неприводными направляющими
дисками. По сравнению с немецкой она выгодно отличается компактно-
стью, простотой и надежностью в эксплуатации, меньшей энергоемкос-
тью. Стан работает при углах подачи 18°, диаметр дисков составляет 10... 14
диаметров заготовки, стойкость дисков — до 400 смен. Благодаря есте-
ственному течению металла на контакте с дисками в процессе деформи-
400
Ф ВЫ ТШ1()Л()ГШ1 ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
рования достигается минимальное скольжение металла и, соответственно,
высокое качество наружной поверхности гильз. Использование непривод-
ных дисков позволяет вести процесс прошивки при значениях коэффи-
циента овализации, близких к единице, что обеспечивает благоприятную
схему напряженно-деформированного состояния и, как следствие, высо-
кое качество внутренней поверхности гильз. Клети новой конструкции ус-
тановлены в составе агрегата стана 450-3 ОАО «Красный Октябрь», г.
Волгоград для получения буровых штанг повышенной точности и в ли-
ниях для получения деталей машиностроения ответственного назначения.
Прошивка на трехвалковых станах. Станы такого типа имеют три при-
водных валка одинакового диаметра, расположенных по окружности под
углом 120° друг к другу. Коэффициент вытяжки на этих станах несколько
больше, чем при пресс-валковой прошивке, но меньше, чем на двухвал-
ковых прошивных станах.
Преимущества прошивки на трехвалковом стане заключаются в благо-
приятной схеме напряженно-деформированного состояния [15], отсутствии
быстроизнашиваемых линеек, которые необходимо менять при изменении
размера заготовки, и наличие которых ухудшает условия вторичного зах-
вата заготовки, а также не позволяет осуществлять получение гильз из
материалов с повышенной склонностью к налипанию на рабочий инстру-
мент; создании лучших условий захвата заготовок при большем коэффи-
циенте осевой скорости и меньшем расходе энергии. В то же время трех-
валковые станы имеют следующие недостатки: отсутствие замкнутого ка-
либра, необходимого при прокатке тонкостенных гильз; повышенная
разностенность получаемых гильз; тяжелые условия работы оправки из-за
всестороннего сжатия в центре заготовки; сложность конструкции; мень-
шая долговечность подшипников и шпиндельных устройств, а также бо-
лее низкая прочность и жесткость валков.
Представляется целесообразным использовать трехвалковые прошивные
станы для получения труб из высоколегированных сталей в сочетании с
двухвалковыми элонгаторами, оснащенными направляющими дисками. В
этом случае возможно использование сравнительно короткой заготовки
длиной до 1200 мм для получения гильз с D/S = 5...6, что обеспечивает
достаточно низкий уровень разностенности при прошивке (<15%), а в
сочетании с последующим элонгированием дает возможность получения
гильз длиной до 6 м с разностенностью до 7%. Эта схема была реализо-
вана при получения полых заготовок повышенной точности для роликов
шахтных конвейеров.
На непрерывных станах гильзы раскатывают в трубы на длинной оп-
равке в круглых калибрах. При прокатке гильза деформируется одновре-
менно в нескольких клетях на свободно плавающей оправке, которая
401
(ГАДЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
благодаря контактным силам трения перемещается через стан вместе с
трубой. Осуществляемая при этом суммарная деформация по толщине
стенки значительно больше, чем при других способах продольной прокат-
ки черновых труб; длина последних является одной из важнейших харак-
теристик непрерывного стана, определяющих его производительность и
удельный расход металла. На современных ТПА с непрерывным станом
длина черновых труб достигает 32 м.
Суммарная вытяжка в непрерывном стане находится в пределах 3,5...8;
увеличение ее при прочих равных условиях повышает пропускную спо-
собность прошивного стана, улучшает качество гильз, облегчает настрой-
ку непрерывного стана и позволяет прокатывать в нем более длинные
трубы на оправках прежней длины. Что касается частных вытяжек, то на
практике их распределяют так, чтобы основная деформация происходила
в первых клетях стана, где еще высока температура гильз, затем вытяжка
снижается по ходу прокатки.
Процессу непрерывной прокатки труб на оправке свойственны также
небольшие колебания геометрических размеров (диаметра и толщины стен-
ки) как в поперечном сечении трубы, так и по ее длине. На диаметр
трубы в основном влияют скоростной режим прокатки, калибровка вал-
ков, смазка оправок и их износ, а также жесткость характеристик двига-
телей главного привода и длина раската. Толщина стенки и разностен-
ность могут превышать допустимые значения при неправильной настрой-
ке прошивного стана, повышенном износе его валков и оправок,
использовании в одном комплекте оправок, значительно отличающихся по
диаметру. Следует отметить, что общий характер изменения средней тол-
щины стенки труб после непрерывного стана в значительной мере пере-
носится на готовые трубы.
Дальнейшее развитие традиционного способа непрерывной прокатки
сдерживалось изготовлением длинных оправок (19 м).
В связи с этим в отечественной и мировой практике разработаны спо-
собы прокатки с удерживанием оправки и перемещением ее в направле-
нии прокатки со скоростью, равной скорости прокатки в первой клети.
Контролируемая скорость перемещения оправки создает благоприятные
условия для истечения металла и получения по всей длине черновой тру-
бы равномерных значений толщины стенки и диаметра труб [17].
В целом преимущества прокатки на непрерывном стане с удерживае-
мой оправкой сводятся к следующему: получение труб с меньшей про-
дольной разностенностью в результате более равномерного истечения ме-
талла за счет соответствующей регулировки скорости движения оправки;
возможность прокатки толстостенных труб вследствие непрерывного схож-
дения трубы с оправки; возможность изготовления черновых труб длиной
402
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
до 50 м; повышение стойкости оправок и соответственно качества внут-
ренней поверхности труб; повышение выхода годного за счет снижения
разностенности и увеличения длины трубы.
Получение черновой трубы на автомат-станах. На трубопрокатных ус-
тановках с автомат-станами получение черновой трубы осуществляется на
комплексе станов: собственно автоматическом и обкатном. На автомат-
стане осуществляется продольная прокатка гильзы в трубу на короткой
оправке (рис. 14.14), а в обкатном — обкатка на короткой оправке в ста-
не винтовой прокатки труб, полученных на автомат-стане. В состав авто-
мат-стана входит рабочая клеть, главный привод, передний и задний сто-
лы, а также вспомогательное оборудование.
Процесс прокатки гильзы в трубу на традиционных автомат-станах
ведется в два прохода. Для возврата трубы после первого прохода на вход-
ную сторону стана служат фрикционные ролики обратной подачи. Такой
автоматический способ возврата трубы для второго прохода определил
название стана. Основную деформацию гильзы при прокатке в трубу осу-
ществляют в первом проходе, уменьшая наружный диаметр трубы и тол-
щину стенки.
В последнее время в практику эксплуатации трубопрокатных установок
внедрен двухклетевой автоматический стан-тандем с последовательным
расположением клетей. В этом случае раскатка гильз на коротких оправ-
ках происходит в двух последовательно расположенных клетях с однору-
чьевыми валками [17].
Условия деформации в круглом калибре на короткой оправке опреде-
ляют возможность появления брака по внутренней и наружной поверхно-
сти труб в виде плен и закатов. Последние могут образовываться как при
втором проходе, так и при последующей обкатке за счет избыточного
истечения металла в выпуски, что особенно проявляется в первом прохо-
де при прокатке тонкостенных труб. Значительные отклонения от опти-
мального режима деформации могут привести и к образованию разрывов
по всей толщине стенки.
За последние годы в практике трубопрокатного производства в авто-
мат-станах, работающих по
традиционной схеме, рабочие
клети с многоручьевыми вал-
Рис. 14.14. Схема раскатки трубы в
автомат-стане на короткой оправке:
1 — гильза; 2 — оправка; 3 — тру-
ба; 4 — рабочие валки; 5 — ролики
обратной подачи
403
ками также успешно заменяются клетями с одноручьевыми валками. Ос-
новные преимущества этих клетей заключаются в следующем: вследствие
уменьшения расстояния между подшипниками рабочего валка по сравне-
нию с многоручьевыми валками можно существенно уменьшить диаметр
рабочих валков, что позволяет уменьшить и размер подшипников, разме-
щение калибра по оси стана обеспечивает более равномерную работу
подшипников рабочих валков, обеспечивается использование станин зак-
рытого типа, которым по сравнению со станинами открытого типа со
съемной крышкой присуща большая жесткость, что, в свою очередь, по-
зволяет повысить точность труб по толщине стенки; вследствие более
равномерного износа калибра повышается стойкость рабочих валков.
Получение черновых труб на трехвалковых раскатных станах. Эти станы
применяют в составе установок для прокатки сравнительно толстостенных
труб высокой точности из углеродистых и легированных сталей. Они обес-
печивают прокатку труб с повышенной точностью геометрических разме-
ров поперечного сечения; отклонения по наружному диаметру составляют
±0,5%, а по толщине стенки ±6%.
Отличительной особенностью способа (рис. 14.15) является критичес-
кая устойчивость гильзы с оправкой в очаге деформации, образованном
Рис. 14.15. Схема раскатки трубы в трехвалковом стане винтовой прокатки на длинной
оправке по грибовидной (а) и чашевидной (б) схемам:
1 — гильза; 2 — оправка; 3 — труба; 4 — рабочие валки
404
ЭФФЕКТИВНЫ! ТЕХНОЛОГИИ ЕРАВОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
тремя валками, развернутыми на угол подачи 4...8°, и сравнительно высо-
кие обжатия по толщине стенки на небольшом по протяженности участ-
ке деформации. Эти особенности определяют возможность получения труб
с низкой поперечной разностенностью. Продольная разностенность при
этом способе получения черновых труб весьма несущественна, а рассея-
ние средней в партии толщины стенки в связи с различием диаметров
оправок, достигающее 0,4...0,5 мм, соответствует этим пределам.
Недостатком данного способа является ограничение на предельную
толщину стенки черновых труб. Вследствие образования раструба на кон-
цах труб при снижении толщины стенки на трехвалковом стане прокаты-
вают трубы с отношением диаметра к толщине стенки до 11. Дальнейшее
утонение стенки возможно при соответствующей подготовке концов гильз
или применении переменных деформационно-скоростных режимов в про-
цессе прокатки одной трубы.
Так как в процессе раскатки осевая скорость трубы составляет пример-
но 0,5 м/с, производительность агрегата не превышает 250 тыс. т в год.
Для расширения сортамента трубопрокатного агрегата с раскатным ста-
ном винтовой прокатки целесообразно в линию с трехвалковым станом
установить двухвалковый раскатной стан, обеспечивающий получение тон-
костенных труб с отношением D/S более 10.
Получение черновых труб на пилигримовых станах. Пилигримовые станы
представляют собой двухвалковые станы продольной прокатки с валками,
вращающимися в сторону, противоположную движению прокатываемой
трубы. Прокатка ведется в калибрах переменного сечения на длинной
оправке (дорне).
Отличительной особенностью этого способа получения черновой трубы
(рис. 14.16) является задача гильзы вместе с дорном в калибр валков
навстречу их вращению небольшими порциями (подачами). Вследствие
того что круглый калибр, образованный двумя валками, имеет перемен-
ный радиус по периметру каждого из них, гильза в определенный момент
времени захватывается валками и перемещается в направлении их враще-
ния. В течениие этого обратного хода осуществляется обжатие стенки,
причем в соответствии с продольным профилем калибра в начале цикла
степень обжатия стенки резко возрастает, а затем плавно убывает до нуля.
С этого момента и до конца цикла происходит так называемая полиров-
ка трубы участком калибра с постоянным радиусом. Перед последующей
подачей гильзу вместе с дорном поворачивают вокруг своей оси на опре-
деленный угол. Цикличность процесса при небольших величинах подачи
(20...40 мм) и значительной длине гильзы (4000 мм) определяет его боль-
шую продолжительность (до 5 мин) и, следовательно, значительные поте-
ри тепла в окружающую среду и на нагрев дорна.
405
СТАЛЬ НА РУЕЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
Рис. 14.16. Схема процесса пилигримовой прокатки
Достоинством способа является возможность осуществления большого
обжатия по толщине стенки и получение длинных (до 36 м) черновых труб.
Так же как и при других способах трубного производства, различия в
температуре нагрева гильз при пилигримовой прокатке вызывают опреде-
ленное рассеяние значений средней толщины стенки труб в партии. До-
полнительным фактором, влияющим на это рассеяние, является различие
в диаметрах дорнов, на которых прокатываются трубы одного размера.
Еще одним недостатком этого способа является наличие пилигримовой
головки — недокатанного участка гильзы с переменной по длине толщи-
ной стенки, которая удаляется в обрезь.
Совершенствование технологии прокатки осуществляется путем разра-
ботки рациональных режимов деформации и соответствующих им калиб-
ровок технологического инструмента, а также усовершенствованием кон-
струкций оборудования.
Для расширения сортамента черновых труб, выпускаемых на пилигри-
мовых станах, улучшения их качества и выбора оптимальных условий
деформации прокатку на пилигримовых станах следует сочетать с после-
дующей обработкой труб на раскатных станах винтовой прокатки.
Получение черновых труб на реечных станах. На этих станах проши-
тый стакан (гильза) вместе с оправкой протягивается через ряд колец с
уменьшающимися диаметрами отверстий или неприводные ролики, рас-
положенные в обойме и образующие круглый калибр.
Разработанный в последние годы способ СРЕ (поперечно-винтовая
прокатка с прошивкой и растяжением) применяется для производства
труб нефтяного сортамента, а также котельных и других диаметром до
244,5 мм из углеродистых и среднелегированных сталей [18]. Способ от-
406
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
личается сравнительно низкими удельными капиталовложениями (на 60%
ниже по сравнению с непрерывными станами), большей массой исход-
ной заготовки, высокой производительностью (200...500 тыс.т/год в зави-
симости от сортамента) и представляет собой дальнейшее развитие тра-
диционного способа производства бесшовных труб на агрегатах с рееч-
ными станами.
Исходным материалом служит круглая непрерывнолитая или катаная
заготовка, которую нагревают в печи с вращающимся подом. После про-
шивки в косовалковом стане производится отбортовка внутрь одного кон-
ца гильзы с одновременным вводом в нее дорна. Гильзы прокатывают на
реечном стане, а после извлечения дорна черновые трубы подогревают и
подвергают прокатке на редукционном или редукционно-растяжном ста-
не, охлаждают и режут на заданные длины.
Наряду со способом СРЕ новый, оригинальный метод прокатки труб
на реечном стане был разработан учеными МИСиС. Поскольку значитель-
ная часть мощности прокатки в реечном стане расходуется на преодоле-
ние сил трения между дорном и трубой в межклетевых промежутках,
весьма актуальной задачей является уменьшение потерь на трение с со-
хранением при этом допустимой величины усилия на дно стакана во
избежание его прошивки. Очевидно, наиболее эффективным методом
уменьшения сил трения в межклетевом промежутке является уменьшение
его длины. В связи с этим была предложена новая технология получения
труб на агрегатах с реечным станом, в основу которой заложена протяж-
ка, базирующаяся на процессе деформирования трубы в блоке роликовых
калибров, установленных непосредственно друг за другом. При этом дли-
на межклетевых промежутков соизмерима с длиной очага деформации,
процесс протяжки приближается к процессу непрерывной прокатки труб.
Длина блока, состоящего из семи клетей, не превышает 3 м, а длина
реечного стана сокращается в 2—4 раза, повышается производительность
и сокращается время вспомогательных операций.
Технологическое утолщение на заднем конце гильзы, необходимое при
последующей протяжке в реечном стане, в отличие от способа СРЕ фор-
мируется непосредственно при прошивке с помощью специальной конст-
рукции выходной стороны прошивного стана. Величина и форма получа-
емого при прошивке технологического утолщения обеспечивает повыше-
ние расходного коэффициента при производстве гильз на агрегате с
реечным станом на 3...3,5%.
Для повышения надежности и ремонтоспособности оборудования ре-
ечный механизм заменен цепным проталкивателсм, представляющим со-
бой смонтированные на направляющих две бесконечные цепи с размещен-
ными между ними толкающими башмаками.
407
СТАЛЬ ш РУБЕЖ! СЮЛЩШ ШМ 14
. -i— к ш.Г. Лит 1. ' г ..Г. ,mh.: -- .1 ..Г. fa——...7 U ... .Й Г. 1 lii £ - Т, ,7,, Г.., | Г. Г, Г. |
Холоднодеформированные трубы
Для повышения точности размеров и качества поверхности горя-
чекатаные бесшовные, а также электросварные прямошовные трубы под-
вергают холодной обработке: прокатке и волочению. В мировой практике
холоднодеформированные трубы из различных сталей и сплавов выпуска-
ют наружным диаметром от 0,3 до 450 мм и более и толщиной стенки от
0,05 до 60 мм и более.
Холодная прокатка труб. Способом холодной прокатки в России произ-
водят около 50%, а за рубежом около 25% холоднодеформированных труб.
К основным достоинствам способа прокатки труб на оправке относят-
ся: практически полное отсутствие потерь металла; возможность получе-
ния высоких обжатий по стенке (до 75...85%) и по диаметру (до 65%)
трубы с доведением суммарного обжатия до 95%; значительное снижение
разностенности и допусков по толщине стенки трубы вследствие приме-
нения высоких обжатий; возможность использования толстостенных ис-
ходных заготовок и получения широкого сортамента готовых труб из не-
большого числа типоразмеров трубных заготовок; высокое качество наруж-
ной и внутренней поверхности труб — без продольных рисок, являющихся
характерным видом брака при волочении.
Процессы изготовления холоднодеформированных труб, как правило,
многоцикличные. Каждый цикл характеризуется определенным видом де-
формации (прокатка, волочение, редуцирование) и необходимой последо-
вательностью отделочных операций, включая термическую, химическую
или механическую обработку и достаточно подробно изложены в техни-
ческой литературе.
Станы холодной прокатки подразделяют на валковые (ХПТ), роликовые
(ХПТР) и станы поперечной прокатки труб (ППТ). Последние используют
для получения прецизионных труб с малой степенью деформации.
По температурному режиму различают два способа прокатки: с охлаж-
дением металла в очаге деформации — холодная прокатка и с подогревом
заготовки перед очагом деформации или без его охлаждения — теплая
прокатка. Охлаждение производится минеральными маслами или эмуль-
сией специального состава в зависимости от материала прокатываемых
труб. Подогрев заготовок осуществляется, как правило, индукторами до
300...450 °C. Применение теплой прокатки позволяет повысить производи-
тельность станов.
По количеству одновременно прокатываемых труб станы могут быть
одно-, двух- и трехниточные. Для прокатки труб из черных металлов
применяют одно- или двухниточные станы, которые имеют производитель-
ность в 1,6—1,7 раза большую, чем однониточные.
408
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
По своей конструкции стан ХПТ представляет собой двухвалковый стан
периодического действия, в котором рабочая клеть в процессе прокатки
совершает возвратно-поступательное движение при помощи кривошипно-
шатунного механизма.
Установленные на опорах клети рабочие валки посредством шесте-
рен, насаженных на их шейки и входящих в зацепление с зубчатыми
рейками на боковых стенках станины, совершают вместе с клетью воз-
вратно-поступательное движение и одновременно синхронно поворачи-
ваются на некоторый угол вокруг своих осей. Переменный по ширине
и глубине калибр валков формует трубу на неподвижной конической
оправке (рис. 14.17). Подача и поворот заготовки осуществляются по-
воротно-подающим механизмом.
Стан ХПТР предназначен для холодной прокатки труб с тонкими стен-
ками (до 0,10 мм) диаметром от 4 до 120 мм с D/S до 500 (рис. 14.18, а).
В конструкциях станов ХПТР и ХПТ много общего. В стан ХПТР
входят рабочая клеть, приводной механизм, механизм зажима патрона
заготовки, механизм ускоренного отвода патрона заготовки, которая рас-
катывается на цилиндрической оправке 11.
Станы ХПТР имеют следующие преимущества перед станами ХПТ:
1) значительно меньшие диаметры рабочих валков, что приводит к
снижению усилий прокатки, а следовательно, и упругой деформации ра-
бочей клети и валков;
2) простота рабочего инструмента (валков и направляющих планок) и
небольшая его масса;
Рис. 14.17. Схема прокатки труб на стане ХПТ:
7 — кривошипно-шатунный механизм; 2 — рабочая клеть; 3 — рабочие валки; 4 —
ведущие шестерни; 5 — рейки; 6 — ведомые шестерни; 7 — направляющие
409
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
3) значительно меньшая масса рабочей каретки, что позволяет увели-
чить число ее ходов в минуту;
4) минимальное скольжение металла в валках;
5) более полный охват деформируемого материала тремя роликами, что
дает возможность прокатывать труднодеформируемые стали и сплавы.
Наличие возвратно-поступательного движения массивной рабочей кле-
ти в станах ХПТ и ХПТР наряду с большими усилиями прокатки вызы-
вает большие динамические нагрузки на оборудование стана и его быст-
рый износ. Поэтому представляет интерес конструкция стана холодной
прокатки труб со стационарной рабочей клетью, созданная в МИСиС.
Двухниточные станы холодной прокатки труб со стационарной пред-
варительно-напряженной рабочей клетью (2ХПТС) предназначены для
производства труб и прутков повышенной точности из самых разнооб-
разных металлов и сплавов, в том числе труднодеформируемых и склон-
ных к налипанию, например сплавов вольфрама, молибдена, циркония,
титана и других.
410
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
Станы 2ХПТС имеют минимальное время переналадки (20...30 мин) на
другой типоразмер и могут эффективно использоваться при изготовлении
труб широкого сортамента.
Наиболее существенными преимуществами станов со стационарной
клетью являются:
— высокая степень деформации заготовки за проход (до 95%) вслед-
ствие деформации только при прямом ходе и создании в очаге напряжен-
ного состояния металла, близкого к всестороннему сжатию. Благодаря
этому в 2—3 раза по сравнению со станами ХПТ сокращается количество
технологических операций, снижаются требования к исходной заготовке,
повышается эффективность способа прокатки труб и на 20...30% снижа-
ется их себестоимость;
— повышенная в 1,5—2 раза по сравнению со станами ХПТ точность
получаемых труб, благодаря наличию стационарной предварительно-напря-
женной клети высокой жесткости и малой погрешности подачи. На ста-
нах 2ХПТС возможна прокатка труб повышенной точности с допусками:
±0,3% по наружному диаметру; ±3% по толщине стенки;
— производительность, увеличенная в 2—3 раза по сравнению со ста-
нами ХПТ вследствие прокатки одновременно двух труб с быстроходнос-
тью до 150... 180 двойных ходов в минуту.
Дальнейшее развитие процесса холодной прокатки направлено на по-
вышение производительности станов, увеличение величины обжатия за
цикл с учетом максимального использования ресурса пластичности метал-
лов, улучшение качества труб. Основными направлениями достижения этих
целей являются совершенствование конструкций станов, калибровок ра-
бочего инструмента, улучшение качества технологических смазок, автома-
тизация процесса прокатки, а также разработка и внедрение новых про-
цессов и оборудования
Производство сварных труб
Сваркой получают трубы диаметром 6...2520 мм с толщиной стен-
ки 0,4...25,0 мм. В зависимости от назначения труб, характеристики и раз-
меров исходного материала сварные трубы получают несколькими спосо-
бами, каждому из которых присущи свои технологические преимущества
и недостатки. Способы производства сварных труб можно классифициро-
вать по двум основным отличительным особенностям:
1) по температуре формуемого металла: формовка холодного листа (все
виды современных трубоэлектросварочных агрегатов); формовка горячего
листа (агрегаты непрерывной печной сварки труб);
411
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
2) по способу получения готовых труб окончательных размеров на ка-
либровочных клетях формовочно-сварочных агрегатов; получение на тру-
боэлектросварочных агрегатах труб-заготовок ограниченного числа разме-
ров и окончательное формирование диаметра и толщины стенки на ре-
дукционно-растяжных станах горячего или холодного деформирования.
Способы производства сварных труб классифицируются также по ха-
рактеру протекания процесса (непрерывный и дискретный), числу и на-
правлению швов на трубах (одношовные и двухшовные, прямошовные и
спиральношовные), способу формовки листа в трубную заготовку (валко-
вая, прессовая, на машинах валкового или полувтулочного типов), спосо-
бу сварки (печная, дуговая под слоем флюса, электрическая сопротивле-
нием, индукционная, токами высокой частоты, электрическая в среде
инертных газов, электронно-лучевая постоянным током, плазменная и
ультразвуковая), количеству слоев металла в трубе (один, два и несколько).
В зависимости от технических требований к трубам, их сортамента, воз-
можностей получения исходной заготовки и необходимой производительнос-
ти агрегатов используют тот или иной способ сварки и формовки заго-
товки, выбирают наиболее целесообразный процесс и конструкцию труб.
Способы формовки труб. Формовка (сворачивание) плоской трубной
заготовки (листа, ленты, штрипса) в цилиндрическую — одна из основ-
ных операций всех технологических процессов производства сварных труб.
Для осуществления процесса формовки требуются значительно меньшие
энергетические затраты, чем при прокатке, что оказывает решающее вли-
яние на технико-экономические показатели производства сварных труб.
Формовка трубной заготовки в горячем состоянии применяется при
непрерывной печной сварке труб и осуществляется в приводных валках. В
результате высокой пластичности нагретого металла возможно сворачивание
штрипса в трубу в двух парах валков с малой длиной очага деформации.
Формовку в вальцах и на прессах (рис. 14.19) применяют при произ-
водстве труб большого диаметра (более 426 мм) из листов.
Более современным способом
формовки прямошовных труб
большого диаметра является фор-
мовка на прессах, которая может
производится как в одну цилин-
дрическую заготовку с предвари-
Рис. 14.19. Схема формовки трубной
заготовки в гибочных вальцах (а) и на
прессах при производстве труб с одним
(б) и двумя (в) швами
412
Рис. 14,20. Схема формовки трубной заготовки при спираль-
ной сварке труб
тельной подгибкой кромок на валковом стане, так и
в две полуцилиндрические заготовки при сварке
труб из двух листов.
При производстве спиральношовных труб трубную
заготовку формуют путем пластического изгиба по-
лосы в плоскости, расположенной под некоторым
углом к продольной оси листа (рис. 14.20). Таким
образом из полосы одной ширины можно получать
трубы различного
диаметра, свертывая ее в спираль под различными углами. Обычно свар-
ку спиральношовных труб так же как и прямошовных труб большого
диаметра осуществляют расходуемым электродом под слоем флюса.
Эффективность работы трубоэлектросварочного агрегата, состоящего
из формовочного, сварочного и калибровочного станов, в основном оп-
ределяется калибровкой и конструкцией технологического инструмента.
Наиболее распространенным в настоящее время является валковый ин-
струмент.
При повышенных скоростях непрерывной формовки трубной заготов-
ки и при современной тенденции к расширению сортамента, особенно в
сторону уменьшения толщины стенки, увеличивается вероятность потери
устойчивости, гофрообразование и смещение кромок, что сказывается на
стабильности качества сварки, а иногда вообще ее исключает. Поэтому
выбор калибровки валков имеет первостепенное значение для устранения
указанных недостатков.
В настоящее время применяют большое количество калибровок фор-
мующих валков (рис. 14.21). Выбор того или иного вида калибровок обус-
ловлен большим количеством факторов и требований, основные из кото-
рых следующие: технологичность; универсальность (возможность унифи-
кации); возможность интенсификации процесса гиба; возможность
формовки тонкостенных труб; износ валков; сложность изготовления вал-
ков и их габариты.
Технологичность калибровок. Современные методы производства элект-
росварных труб (сварка ТВЧ, постоянным током и др.) позволяют вести
процесс изготовления труб на повышенных скоростях. Однако в ряде
случаев это ограничивается возможностями стана, калибровка инструмен-
та которого должна обеспечивать простоту настройки стана и устойчивость
процесса формовки, что и характеризует технологичность применяемой
калибровки. Под устойчивостью процесса формовки понимается способ-
413
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ
ГЛАВА 14
Рис. 14.21. Типы калибровок формовочных станов:
а — однорадиусный; б — двухрадиусный с радиусом периферийных участков; в — двух-
радиусный с радиусом центрального участка
ность калибра валков трубоформовочного стана противостоять поперечно-
му смещению полосы в стане вследствие различных возмущающих фак-
торов (серповидность, разнотолщинность и коробоватость полосы, неточ-
ность настройки калибров эджерных клетей).
Унификация инструмента трубоформовочных станов. При производстве
электросварных прямошовных труб диаметром до 530 мм принципиаль-
ная технологическая схема процесса непрерывной формовки независимо
от типа агрегата, назначения и материала труб остается неизменной. В
этой связи представляет интерес унификация технологического инструмен-
та ТЭСА, под которой понимается возможность использования одного и
того же технологического инструмента для производства труб разного
сортамента как по толщине стенки, так и по диаметру.
В основе разработки методики унификации технологического инстру-
мента ТЭСА МИСиС предложено использовать распределение кривизны
поперечных сечений трубной заготовки вдоль очага сворачивания, а не
распределения угла формовки по традиционной методике. За исходные
данные в этом случае принимаются параметры существующих калибровок.
414
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
Интенсификация процесса формовки. Непрерывную формовку трубной
заготовки осуществляют в последовательно установленных горизонтальных
и вертикальных клетях, в которых формующим инструментом в основном
являются валки.
Под интенсификацией процесса формовки (гиба) понимается возмож-
ность осуществления максимальной деформации в каждой паре формую-
щих валков, что позволяет использовать для формовки трубной заготовки
минимальное число клетей и уменьшить количество деформирующего
инструмента. Теоретическая предпосылка интенсификации процесса гиба
состоит в том, что при изгибе плоской заготовки (штрипса) в цилиндри-
ческую заготовку для существующего сортамента труб степень поперечной
деформации составляет 2... 10%, т.е. остается значительный запас пластич-
ности для углеродистых и легированных сталей.
Несмотря на деформацию кромок в 2...3%, потеря устойчивости может
наблюдаться только при отношении диаметра к толщине стенки > 50, а
при меньшем D /S заготовку можно формовать с углами формовки
90... 100°, что дает возможность резко сократить число формовочных кле-
тей. При этом усилия формовки и износ валков увеличиваются незначи-
тельно, так как усилие на формовку и на преодоление упругих сил оста-
ется одинаковым независимо от степени поперечной деформации. Коли-
чество приводных клетей корректируется с учетом нормального
перемещения заготовки вдоль формовочного стана и отсутствием перегруз-
ки привода стана и его передающих элементов (муфт, шпинделей).
Возможность формовки тонкостенных труб. Возможность производства
труб с отношением диаметра к толщине стенки >75 представляет опреде-
ленные технологические трудности и в основном зависит от калибровки
валков. Сложная деформационная картина в полосе при непрерывной
формовке ее в трубную заготовку, может привести к потере кромками за-
готовки продольной устойчивости с образованием гофров. Наличие гоф-
ров на кромках заготовки перед сварочным калибром отрицательно ска-
зывается на качестве труб, делая невозможной сварку, особенно при про-
изводстве тонкостенных труб.
Трубная промышленность России и стран СНГ обладает набором ТЭСА
различных типов, позволяющих производить сварные трубы широкого
марочного сортамента и назначения. Однако в настоящее время в России
сложилась острая ситуация с производством прямошовных труб диамет-
ром 1420 мм для магистральных трубопроводов [19]. Большинство магис-
тральных трубопроводов выполнено из труб диаметром 1420 мм, трубы
такого же диаметра закладываются и в новых проектах газопроводов. По
некоторым оценкам потребность «Газпрома» на ближайшее пятилетие
оценивается в 15 млн.т высокопрочных труб в хладостойком и коррози-
415
онностойком исполнении. Поэтому перед металлургами стоит задача со-
здания новых и реконструкции действующих предприятий по производ-
ству качественного широкого листа и труб.
Наиболее эффективной схемой производства труб требуемого уровня
качества (длина до 18 м, диаметр 530... 1420 мм, толщина стенки до 40 мм,
категория прочности Х100 для эксплуатации под давлением до 15 МПа)
является создание единого металлургического комплекса. В этот комплекс
должно входить доменное производство, конвертерное производство со
средствами внепечной обработки, установка непрерывной разливки стали,
стан 5000 для прокатки листа, трубное производство, предусматривающее
изготовление одношовных труб длиной до 18 м с последующим нанесе-
нием защитного покрытия. Проект такого масштаба чрезвычайно капита-
лоемок и возникают сомнения в его реализации при современном состо-
янии экономики. Поэтому не исключена возможность решения этой про-
блемы нетрадиционным путем.
Гнутые профили проката
Гнутые профили проката изготавливаются из рулонной листовой
стали, цветных металлов и сплавов методом холодной гибки на профиле-
гибочных станах. Некоторые гнутые профили могут также изготовляться
гибкой на прессах или протяжкой через фильеры. При применении гну-
тых профилей в различных отраслях промышленности и строительстве
обеспечивается в среднем 25% экономии металла.
Путем профилирования можно получать профили с более сложной
формой сечения, чем при горячей прокатке, с более рациональным рас-
пределением металла по сечению профиля, с максимальной прочностью
при минимальном расходе металла.
Производство гнутых профилей на профилегибочных станах является
высокопроизводительным процессом; скорость профилирования составля-
ет >3 м/с. Профилирование выполняется на станах в одной непрерывной
линии с другими производственными процессами: продольной и попереч-
ной резкой металла, обрезкой и выравниванием кромок на заготовках,
сваркой, штамповкой, перфорацией, рифлением, гофрированием, клейме-
нием, травлением, лужением и т.д. Сочетание профилирования с другими
технологическими процессами способствует увеличению производительно-
сти труда, уменьшению затрат на вспомогательные операции, материалы,
дополнительное оборудование и рабочую силу.
Оборудование профилегибочных станов менее сложно, чем прокатное;
его обслуживание легче и проще. Капиталовложения и эксплуатационные
расходы при организации изготовления гнутых профилей на профилеги-
416
бочных станах значительно меньше, чем при организации производства
горячекатаных облегченных профилей на прокатных станах и окупаются
в короткий срок.
На профилегибочных станах профили изготовляются с достаточно точ-
ными размерами. Профили, получаемые методом холодного профилиро-
вания без дополнительной механической обработки, применяются в узлах
машин и сооружений и как готовые детали. Гнутые профили, изготовля-
емые из холоднокатаного металла, имеют хороший внешний вид, что
позволяет наносить на их поверхность различные покрытия без специаль-
ной обработки. Профилированием можно получать профили из заготовок
с уже предварительно обработанной поверхностью или покрытием без
ухудшения их качества.
Гнутые профили имеют большое разнообразие типов и профилераз-
меров и подразделяются на гнутые профили общего назначения и спе-
циальные.
К профилям общего назначения относятся гнутые профили простой
конфигурации, часто употребляемые в конструкциях и машинах и приме-
няемые во всех отраслях промышленности: уголки равнобокие и неравно-
бокие, швеллеры (в том числе и несимметричные и с изогнутой стенкой),
С-образные, зетобразные, корытообразные профили, прямоугольные и
круглые несварные и сварные, желобчатые профили (рис. 14.22).
Специальные профили — это профили сложной конфигурации, приме-
няемые в железнодорожном машиностроении, авто- и тракторостроении,
оконно-рамные профили и др.
Профилегибочные станы по характеру работы делятся на два вида:
непрерывного действия; периодического действия или штучного профили-
рования. На станах непрерывного действия заготовка применяется в виде
рулонов, в большинстве случаев перед станами устанавливается стыкосва-
рочная машина для сварки концов рулонов ленты, поступающей для
формовки. Профилирование идет непрерывно во всех клетях стана, гото-
вые профили разрезают на мерные длины после выхода из последней
клети. На станах периодического действия или штучного профилирования
Рис. 14.22. Некоторые виды гнутых профилей:
1 — равнобокая угловая сталь; 2 — специальная угловая сталь; 3 — швеллер; 4 —
Г-образный; 5 — корытообразный; 6 — С-образный; 7 — оконно-рамный; 8 — для ог-
раждения; 9 — для транспортного машиностроения
14 — 1473
417
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 14
заготовка перед профилированием разрезается на мерные длины и каждая
заготовка (штука) формуется отдельно.
Следует отметить, что процесс профилирования нельзя отождествлять
с процессом прокатки: при прокатке в каждой клети изменяется не толь-
ко форма полосы, но и ее поперечное сечение (уменьшается толщина), а
при формовке и профилировании последовательно изменяется только
форма поперечного сечения полосы, а толщина полосы остается постоян-
ной. Важным преимуществом этого процесса является также и то, что в
результате холодного профилирования металл упрочняется, что позволяет
уменьшить массу металлоконструкций и деталей, изготовленных из гну-
тых профилей.
Для облегчения условий деформации металла и уменьшения износа вал-
ков (профилированных роликов) при формовке применяют смазку (5...10%-
ная масляная эмульсия, мыльные растворы и т.п.). Тонкие полосы можно
формовать без смазки. Перед формовкой в листах и полосе при помощи
специальных устройств, встроенных в поточную линию, можно пробивать
отверстия, узоры и прочее, т.е. изготавливать перфорированные профили.
Наиболее современными профилегибочными агрегатами являются агре-
гаты типа 2—8x100—600 и 1—4x50—300 конструкции ВНИИметмаш—Старо-
краматорский машиностроительный завод.
5. ПРОИЗВОДСТВО МЕТАЛЛОПРОКАТА С ЗАЩИТНЫМИ
ПОКРЫТИЯМИ
Известно, что наиболее эффективным и экономически целесооб-
разным способом борьбы с коррозией черных металлов являются защит-
ные покрытия — металлические и неметаллические. В развитых странах
доля листов с покрытиями составляет около 70% от выпуска холоднока-
таных листов, в России — менее 30% [2]. По прогнозам к концу 90-х
годов доля листов с покрытиями возросла до 60...80%.
Основная доля потребности в листах с покрытиями приходится на
строительную и автомобильную промышленности и производство бытовых
электроприборов.
Эффективность использования защищенного металла обусловлена его
относительно невысокой стоимостью по сравнению с прокатом из нержа-
веющей стали, цветными металлами и получением значительного эконо-
мического эффекта от повышения надежности и увеличения срока служ-
бы изделий, изготовленных из металла с покрытием. Если принять сто-
имость листовой холоднокатаной стали за 1, то стоимость листовой
418
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБР^ОП МЕТЩ0В Д4Е^Н^Ш
горячеоцинкованной стали составит 1,3; листовой алюминированной ста-
ли 1,4; листовой стали с полимерными покрытиями 2,4, а листовой хо-
лоднокатаной нержавеющей стали 5,7 [8].
Фирмы-изготовители автомобилей в Европе обеспечивают трехлетнюю
гарантию в отношении косметической и шестилетнюю в отношении сквоз-
ной коррозии кузова без дополнительной антикоррозионной обработки. В
Канаде и США эти сроки соответственно увеличены до 5 и 10 лет. Это
заставляет автомобилестроительные и металлургические фирмы идти на
значительные капиталовложения для совершенствования производства и
применения новых прогрессивных материалов — прежде всего сталей с
различными видами защитных покрытий.
Основными материалами для изготовления кузовных деталей автомо-
билей являются электрооцинкованная сталь, а также с электролитически-
ми покрытиями сплавами цинк—никель, цинк—железо (гальванил) и спе-
циальный вид горячеоцинкованной стали (гальвалюм) с высокими корро-
зионностойкими и пластическими свойствами и ряд других (рис. 14.23).
Для автолиста важным свойством
является не только коррозионная
стойкость, но и ряд технологичес-
ких параметров: штампуемость,
свариваемость, окрашиваемость.
Рис. 14.23. Сравнение антикоррозион-
ных защитных покрытий, применяемых
в автомобилестроении:
I — отлично; II — хорошо; III — удов-
летворительно; [V — неудовлетвори-
тельно, V — плохо; 1 — горячеоцинко-
ванная сталь; 2 — горячеоцинкованная
с предварительным фосфатированием в
линии; 3 — «гальванил»; 4 — «гальва-
нил» с предварительным фосфатирова-
нием в линии; 5 — «гальфанил»; 6 —
«гальфан» с предварительным фосфати-
рованием в линии; 7 — электрооцин-
кованная сталь; 8 — электрооцинкован-
ная сталь с предварительным фосфати-
рованием в линии; 9 —
электролитическое покрытие сплавом
цинк—никель; 10 — электролитическое покрытие сплавом цинк—никель с предваритель-
ным фосфатированием в линии; И — покрытие Durasteel; 12 — холоднокатаная сталь;
13 — мокрая адгезия краски; 14 — катодная защита; 15 — зашита от коррозии по
кромкам; 16 — защита от косметической коррозии; 17 — способность к фосфатирова-
нию; 18 — способность к ED-окрашиванию; 19 — свариваемость; 20 — штампуемость
14*
419
Типичные толщины покрытия: 7,5 и 10 мкм для электроцинкового
покрытия; 2, 3, 5 и 6 мкм для покрытий сплавами цинк—никель; 7,5 и
10 мкм для горячего цинкования; 6...10 мкм для гальванила. По эконо-
мическим соображениям наблюдается тенденция к широкому использова-
нию горячих покрытий [6, т. 5, с. 10—17].
На каждый автомобиль расходуется до 100... 150 кг стали с покрытием.
К 2000 г. прогнозировалось значительное увеличение горячеоцинкованной
стали как наиболее дешевой, при этом расход металла с покрытием со-
ставил до 200...250 кг на каждый автомобиль.
В России в настоящее время используется около 40 кг стали с покры-
тием на каждый автомобиль. В основном это горяче- и электролитически
оцинкованная сталь для некоторых деталей кузова и двигателя, освинцо-
ванная сталь для бензобаков, опытные партии алюминированной стали для
выхлопных труб и глушителей. Отсутствует производство сталей с покры-
тиями особо сложной вытяжки для основных кузовных деталей, что со-
кращает срок службы автомобилей и снижает их конкурентоспособность
на мировом рынке. В связи с этим назрела острая необходимость скорей-
шего решения проблемы обеспечения отечественного автомобилестроения
высококачественным листом с защитными покрытиями. Решение этой
проблемы связано с организацией производства электролитической оцин-
кованной стали необходимого сортамента и горячеоцинкованной стали с
высокими пластическими свойствами.
Для современных агрегатов электролитического цинкования ГНЦ ЦНИ-
ИЧМ разработал скоростную технологию, основанную на использовании
только отечественных химикатов [6, т. 5, с. 5—9]. По мнению ГНЦ ЦНИ-
ИЧМ целесообразно также организовать производство горячеоцинкован-
ного автомобильного листа в ОАО НЛМК, где имеются все условия для
осуществления промышленного производства. Для этого необходимо ос-
воить производство сверхнизкоуглердистой стали с добавками Ti и Nb
(типа IF), позволяющее получать повышенную пластичность и осуществ-
лять штамповку деталей особо сложной вытяжки, а также разработать тех-
нологию и провести небольшую реконструкцию агрегата горячего цинко-
вания для нанесения покрытия на поверхность стали типа IF с получе-
нием различных видов оцинкованной продукции (гальванил и др.) с
требуемыми физико-механическими свойствами. В перспективе организа-
ция производства автомобильного листа с покрытиями намечена в ОАО
ММК и ОАО «Северсталь».
Успешно решается проблема производства освинцованного листа для
бензобаков автомобилей. В короткие сроки в ГНЦ ЦНИИЧМ была раз-
работана технология электролитического свинцевания из экологически
чистого электролита на основе сульфаминовой кислоты и освоено про-
420
ЭФФЕКТИЩ1ЫЕ ТЕ^ЮЛШ‘ИЦ уВРЛБОТК}[ МЕТА^ЕЮВ Jl^JjJlEIlHEM
мышленное производство освинцованного листа на одном из агрегатов
ОАО «Лысьвенский металлургический завод».
Важной задачей является организация производства горячеалюминиро-
ванного листа для бензобаков автомобилей с прямым впрыском, а также
для выхлопных систем автомобилей. Опытно-промышленные партии алю-
минированного листа уже выпускались в ОАО «Северсталь».
Основную долю листов с покрытиями в России составляет горячеоцин-
кованный лист, который производится в ОАО ММК, ОАО НЛМК и ОАО
«Северсталь»; в небольших количествах производят электролитически
оцинкованную и освинцованную сталь ОАО «Лысьвенский металлургичес-
кий завод» и сталь с полимерными покрытиями — ОАО НЛМК и ОАО
«Лысьвенский металлургический завод».
ОАО ММК является в России единственным производителем жести, но
его устаревшее оборудование не обеспечивает производства всего сорта-
мента жести. Например, не производятся наиболее дефицитные виды
жести толщиной 0,18...0,20 мм, шириной более 820 мм, жесть двойной
прокатки, тончайшая жесть 0,14...0,15 мм. В настоящее время сокращено
до минимума производство хромированной жести в ОАО «Лысьвенский
металлургический завод» из-за высокой цены на эту жесть, подкат для
которой поставляет ОАО «Испат-Кармет», Казахстан. Таким образом, в
России не производятся наиболее экономичные виды жести и потребность
в них удовлетворяется за счет импорта. Поэтому требуется реконструкция
цеха жести ОАО ММК с целью обеспечения производства всего требуемо-
го сортамента и увеличения общего производства жести [6, т. 5, с. 5—9].
Серьезной проблемой при этом является отработка сквозной техноло-
гии производства жести от определения состава стали и ее выплавки до
электролитического лужения и отделки белой жести. Международными
стандартами предусматривается строгое ограничение по химическому со-
ставу стали, включая такие элементы, как алюминий, кремний и другие,
что особенно важно при производстве жести с тонкими покрытиями пер-
вого класса и ниже. Такие покрытия становятся основными, поэтому
процесс электролитического лужения должен обеспечивать получение по-
крытия с высокой коррозионной стойкостью, главным образом за счет
высокой плотности и равномерности оловянного покрытия.
Этим требованиям соответствует новый процесс электролитического
лужения из сульфаминового электролита, разработанный ГНЦ ЦНИИЧМ
совместно с ОАО ММК и ОАО «Испат-Кармен». Процесс является эко-
логически чистым по сравнению с применяемым ранее, в котором исполь-
зовалась фенолсульфоновая кислота, и обеспечивает высокую плотность и
равномерность оловянного покрытия, отсутствие краевого эффекта и дру-
гих дефектов покрытия, характерных для старого электролита.
421
СТАЛЬ НА РУ1 ЕЖЕ СТОЛЕТИЙ. ГЛАВА 14
Анализ потребления жести показывает, что в дальнейшей перспек-
тиве потребуется строительство нового цеха жести мощностью до
500...700 тыс.т/год для производства всех современных видов жести [6,
т. 5, с. 5—9].
Трубы относятся к металлопродукции, которая в процессе эксплуата-
ции подвергается различным видам коррозии: почвенной, атмосферной,
морской, высокотемпературной и другим. Технический прогресс во мно-
гих отраслях промышленности в значительной мере зависит от их обес-
печения трубами, обладающими высокой коррозионной стойкостью, ко-
торая достигается использованием специальных легированных сталей и
нанесением защитных покрытий.
По назначению защитные покрытия делятся на консервационные и
эксплутационные. Консервационные покрытия предназначены для зашиты
труб от атмосферной коррозии на период транспортировки и хранения на
складах. Для увеличения срока службы при работе в агрессивных средах,
защиты от отложения солей и парафина при транспортировке различных
продуктов, повышения пропускной способности на трубы наносятся экс-
плутационные покрытия.
Консервационные покрытия (окраска) наносятся на наружную или
внутреннюю поверхности труб в один или несколько слоев. Для окраски
наружной поверхности труб нефтяного сортамента применяют битумный
лак БТ-577, битумный лак из битума БН-IV или смеси битумов БН-IV и
БН-V, растворенный в уайт-спирите или бензине, глифталевую эмаль
ГФ-162 и другие.
Покрытия наносят путем окунания или облива, пневматического или
безвоздушного распыления или распыления в электростатическом поле.
Для равномерного облива (в специальных камерах) и экономического
расходования лакокрасочный материал перед подачей в спрейер смешива-
ется со сжатым воздухом. Излишки краски удаляют обдувкой поверхнос-
ти труб вентиляционным воздухом или резиновыми манжетами, сквозь
которые проходит труба. Сушка труб может быть естественной на воздухе
или в специальных газовых сушильных камерах.
Эксплуатационная защита труб обеспечивается нанесением на их по-
верхность металлических (цинк, алюминий, хром), силикатных (эмали,
стекло) и полимерных материалов [22]. Испытания насосно-компрессор-
ных труб с цинковым покрытием в скважинах, содержащих сероводород,
показали, что их стойкость повышается в 10 раз.
Алюминиевые покрытия используют для защиты труб из углеродистых
сталей от атмосферной, высокотемпературной, сернистой и других видов
коррозии. Нанесение покрытия на трубы производится из расплава (алю-
минирование) и диффузионным методом с применением порошковых
422
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХН()Л01ИИ ОБРА БОТКИ METAJEIOB ДАВЛЕНИЕМ
смесей (алитирование). Коррозионная стойкость труб на воздухе, в морс-
кой воде, газах, содержащих сернистый ангидрид, и других агрессивных
средах повышается в 3—10 раз.
Трубы из дорогостоящих коррозионностойких сталей успешно заменя-
ются углеродистыми трубами с эмалевыми, стеклоэмалевыми и стеклянны-
ми покрытиями. Технология эмалирования труб предусматривает подготовку
поверхности, нанесение эмали, сушку покрытия, обжиг и контроль каче-
ства. Подготовка поверхности производится термическим обезжириванием
при температуре 800 °C с последующим травлением в растворе серной и
соляной кислот. Травление может быть заменено пескоструйной или дро-
беструйной обработкой. Эмалевое покрытие наносят на поверхность трубы
в виде шликера методом облива или обсыпания порошком. После нанесе-
ния покрытия его сушат в электрических сушилках при 80... 140 °C с про-
дувкой холодным или подогретым до 40...50 °C воздухом. Обжиг произво-
дят в электроиндукционных и газовых печах при температурах 600...980 °C
в зависимости от состава эмали. Обычно применяют грунтовые № 2015 и
№ 2131 и покровные кислостойкие эмали А-32, 105Т и 3-1.
Стеклокристаллическое покрытие на основе эмалей имеет более высо-
кие эксплуатационные свойства: термостойкость до 400...600 °C, механи-
ческая прочность в 3—6 раз выше, износоустойчивость в 1,5—2 раза выше.
Технология нанесения этих покрытий отличается от обычной технологии
эмалирования только термической обработкой.
Стеклянные покрытия на внутреннюю поверхность труб наносятся
баллонным, порошковым, шликерным, центробежным методами. Для
труб диаметром до 100 мм применяется баллонный способ, при кото-
ром запаянную с двух сторон стеклянную трубу (баллон) помещают в
стеклянную трубу несколько большего диаметра и нагревают. Воздух или
газ, находящийся внутри баллона, расширяется и плотно прижимает раз-
мягченное стекло к стенкам трубы. Между стеклом и металлом не об-
разуется химической связи, поэтому для ее создания применяют проме-
жуточный слой из силикатных грунтовых слоев, диспергированного алю-
миния или фосфорнокислого цинка, никеля, химически связывающихся
с металлом.
Остальные способы используются для нанесения стеклянных покрытий
на трубы диаметром >100 мм. Шликерный способ аналогичен эмалирова-
нию. При порошковом методе молотое стекло вводится внутрь быстро-
вращающейся трубы, при этом частицы стекла под воздействием центро-
бежных сил плотно прижимаются к поверхности трубы. После оплавле-
ния при 950... 1000 °C стекло закрепляется на металле.
Центробежный метод заключается в подаче расплавленного стекла
внутрь вращающейся трубы с подготовленной поверхностью и предвари-
423
•л.. h г т» л ли»>< ЯВ «Н
тельно подогретой. Под действием центробежных сил стекло равномерно
покрывает поверхность трубы.
Нанесение эмалевых защитных покрытий на насосно-компрессорные
трубы организовано в ПО «Башнефть», а со стеклянным покрытием — в
ПО «Татнефть».
Для защиты насосно-компрессорных труб от отложений парафина и
продуктов коррозии, воздействия агрессивных сред применяют полимер-
ные покрытия на базе эпоксидных смол. Зарубежный опыт показывает
эффективность применения полимерных материалов для защиты внутрен-
ней поверхности бурильных труб от абразивно-коррозионного износа.
Для защиты труб нефтяного сортамента за рубежом широко применя-
ют покрытия из полимеробразующих составов. Так, фирма «AMF
Tuboscope» (США) создала специальное отделение по нанесению пласт-
массовых покрытий на трубы. Технология нанесения покрытий включает
четыре технологические операции: очистку поверхности труб, нанесение
покрытия, нагрев для отверждения и контроль. В Японии выпускают тру-
бы диаметром 50...300 мм для применения в нефтяных скважинах с по-
крытием из нейлона толщиной 0,2...0,35 мм. Покрытие наносится на
наружную и внутреннюю поверхность труб.
Отечественный и зарубежный опыт показывает эффективность приме-
нения защитных покрытий для труб нефтяного сортамента, так как по-
зволяет значительно повысить срок их службы. Так, применение защит-
ных внутренних покрытий бурильных труб позволяет снизить усталостное
разрушение в 18 раз и увеличить срок эксплуатации в 12 раз.
Для защиты трубопроводов от коррозии также применяют различные
покрытия. Покрытия на основе каменноугольной смолы и битума еще
используются в отдельных случаях, однако из-за вредного воздействия на
окружающую среду объемы их производства невелики и постоянно сни-
жаются. Широкое распространение получили покрытия на основе реак-
топластов (эпоксидные, полиуретановые) и термопластов (полиэтилена и
полипропилена) благодаря их технологичности и высоким эксплуатацион-
ным характеристикам.
На ОАО ПО «Волжский трубный завод» еще в 1976 г. был освоен
выпуск газонефтепроводных труб с антикоррозионным покрытием на ос-
нове эпоксидных порошков. Технологический процесс включает следую-
щие операции: обезжиривание, очистку поверхности от окалины, дробе-
струйную обработку, нагрев трубы до 400 °C, нанесение на наружную по-
верхность покрытия толщиной 300...600 мкм в виде эпоксидных
порошковых красок и 30-мин выдержку в термостате для полимериза-
ции при 150...200 °C. После контроля диэлектрической сплошности и
адгезии покрытия при необходимости выполняют ремонт дефектных уча-
424
стков. При транспортировке на трубы надевают предохранительные ре-
зиновые кольца.
Более надежными являются системы полиэтиленовых (ПЭ) покрытий,
которые используются для магистральных газопроводов и в сетях водога-
зоснабжения. ПЭ-покрытия эксплуатируются в малоагрессивных и агрес-
сивных средах (водные растворы кислот, щелочей, солей 70%-ной кон-
центрации) при температуре до 60 °C. С повышением температуры до
80 °C стойкость ПЭ-покрытий снижается. ПЭ-покрытие малопроницаемо
для водяных паров. Из всех полимеров ПЭ-покрытие уступает по этому
показателю только поливинилдехлориду и то в незначительной степени.
Химически модифицируя ПЭ-покрытия или меняя состав композиции,
а также конструкцию покрытия, можно значительно улучшить физико-
химические и механические свойства или даже комплекс этих свойств.
Так, компания «Shaw Pipe Protection Ltd» (Канада) разработала новую ПЭ-
изоляцию для трубопроводов, эксплуатирующихся при температурах выше
90°С и хорошо противостоящих воздействию большинства химических
веществ, включая наиболее типичные составляющие грунтов, а также неф-
тепродуктов, попадающих в грунт в результате утечек. ПЭ-покрытия под-
разделяются на одно-, двух- и трехслойные.
Внутренние полимерные покрытия. Из полимерных материалов, при-
меняемых для внутренних покрытий труб, широкое распространение по-
лучили порошковые и жидкие материалы, в основном на основе эпок-
сидных смол.
Жидкие материалы наносят на очищенную дробеструйным способом
стальную поверхность одним или несколькими слоями в зависимости от
требований к покрытию и характеристик применяемых материалов. Вы-
пускаемые в настоящее время материалы с малым количеством раствори-
теля или без него позволяют наносить покрытие толщиной 200... 1500 мкм
за один слой.
Трубы с внутренним покрытием предназначены для транспортировки
сред с высокой коррозионной активностью — высокоминерализированной
воды с присутствием кислорода, углекислоты, сероводорода (пластовых,
сточных вод) в широком диапазоне pH среды, с температурой транспор-
тируемой жидкой среды до 95 °C, а для сухих сред — до 120 °C. Покры-
тие имеет высокую абразивную стойкость, стойкость к нефтепродуктам и
различным химическим реагентам. Срок службы труб с покрытием пре-
вышает срок службы непокрытых труб в пять и более раз. Разработаны
системы покрытий для трубопроводов питьевой воды, для подачи горя-
чей воды.
Использование труб с внутренним полимерным покрытием не только
обеспечивает эффективную защиту от коррозии, но и позволяет увеличить
425
СТАЛЬ НА 'РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ СЛАБА 14
пропускную способность трубопроводов (на 5... 10% и более), а также
значительно снизить отложения на их внутренней поверхности. Трубопро-
воды с внутренними полимерными покрытиями значительно реже нужда-
ются в очистке и сохраняют первоначальную пропускную способность на
протяжении длительного срока эксплуатации.
Создаются производства на базе отечественных разработок (АО Урал-
НИТИ). Например, на предприятии ТОО «Трубопласт» (г. Екатеринбург)
создано производство по нанесению на трубы наружного ПЭ-покрытия.
Предприятие в состоянии производить оборудование по нанесению таких
покрытий, причем стоимость такого оборудования значительно ниже сто-
имости западных аналогов. Трубы с покрытием, изготовленные ТОО «Тру-
бопласт», прошли сертификацию во ВНИИСТе.
Трубы с эмалевыми, стеклянными и жаростойкими покрытиями предназ-
начены для замены труб из дорогостоящих и дефицитных коррозионнос-
тойких сталей различных марок, цветных металлов и сплавов. Обычно
эмалируют стальные холоднокатаные и холоднотянутые бесшовные трубы
диаметром 40... 150 мм из стали 10 с ограничением по содержанию угле-
рода до 0,12%. Вместе с тем производство таких труб для нужд горячего
водоснабжения и теплосетей целесообразнее осуществлять на региональ-
ных базах у потребителя, где одновременно наносится и теплоизоляция,
так как транспортировка эмалированных труб на большие расстояния
связана с рядом трудностей.
Таким образом можно считать, что к настоящему времени в области
производства разнообразных прокатных изделий и труб достигнут значи-
тельный прогресс, на базе которого появятся новые, более совершенные
конструкции непрерывных агрегатов с новыми разновидностями покры-
тий на основе традиционных металлических и полимерных, а также будут
разработаны новые, более эффективные способы их нанесения.
6. КУЗНЕЧНО-ШТАМПОВОЧНОЕ ПРОИЗВОДСТВО
И ДЕТАЛЕПРОКАТНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ
Среди разнообразных видов ОМД достаточно распространенны-
ми являются ковка и штамповка. Около 15% выплавляемой стали пе-
рерабатывается свободной ковкой, а 15...20% стали после ее прокатки
подвергается объемной штамповке, посредством которой изготовляются
самые разнообразные детали и их полуфабрикаты для производства авто-
мобилей, тракторов, тепловозов, станков, танков, ракет, самолетов, а так-
же предметов ширпотреба.
426
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
Свободной ковкой называется способ горячей обработки металлов дав-
лением, осуществляемый при помощи удара или нажатия бойка. При этом
течение металла происходит в направлениях, не ограниченных поверхно-
стями инструмента. Свободная ковка применяется в мелкосерийном, а
также в индивидуальном производстве и в настоящее время является един-
ственным способом изготовления тяжелых поковок типа валов гидрогене-
раторов, турбинных дисков и т. д.
В качестве исходной заготовки для свободной ковки используются
слитки массой до 420 т, непрерывнолитые заготовки, а также прокат
квадратного, круглого или прямоугольного сечений. Применяемые для
свободной ковки слитки могут иметь различную форму сечения.
При обработке металла ковкой кроме придания поковке необходимой
формы и геометрических размеров стараются устранить дефекты исходной
заготовки: уплотнить металл в зонах пористости, заварить трещины, раз-
дробить дендритную крупнозернистую структуру и неметаллические вклю-
чения, т. е. «проработать» структуру металла.
В МИСиС традиционно большое внимание уделяется разработке тех-
нологии ковки крупных слитков [20].
Для раздробления столбчатых кристаллитов при ковке требуется создать
деформации сдвига в направлении, перпендикулярном к главным осям
дендритов. Наличие ликвационных зон требует заданной организации
макропотоков металла в объеме проковываемого слитка. Устранение мак-
ропористости металла требует сосредоточения больших местных деформа-
ций и значительных напряжений сжатий в осевой зоне слитка. Дополни-
тельные требования связаны с ориентацией дефектов макросплошности.
Присутствие неметаллических включений в слитке обусловливает необхо-
димость их раздробления и заданной ориентации в поковке.
С деформационной точки зрения для крупных слитков важна пробле-
ма проработки металла в осевой зоне, куда деформации на начальных
этапах ковки почти не распространяются. Основным средством регулиро-
вания пластического течения становится наведение неоднородных тепло-
вых полей по особым режимам нагрева и охлаждения. Предварительное
охлаждение заготовок с поверхности при биллетировании, неоднородные
тепловые поля, создаваемые в поперечном и продольном сечениях заго-
товок, обеспечивают наибольшие деформации поочередно либо в осевой
зоне, либо в зоне внеосевой ликвации.
Регулирование зон наибольших сдвиговых деформаций путем переме-
щения границ физического очага деформаций и изменения площади кон-
тактной поверхности при обжатии осуществляют, комбинируя подачи за-
готовки в продольном и поперечном направлениях, изменяя степень об-
жатия и применяя специальный инструмент. Ковка с дополнительным
427
сдвигом в поперечной вертикальной плоскости очага деформации практи-
чески не приводит к изменению площади поперечного сечения поковки,
хотя внутреннее перераспределение слоев материала заготовки значитель-
но. В интервале средних обжатий 20...40% вытеснение металла сокраща-
ется в 2—3 раза, а минимальный уков, гарантирующий качество металла,
удается уменьшить в 1,4—2 раза.
Обжатие с дополнительным сдвигом в поперечной горизонтальной
плоскости позволяет уменьшить зоны затрудненной деформации, итого-
вую неравномерность распределения местных деформаций, а также добить-
ся одинакового закрытия и заварки дефектов несплошности слитка. Спо-
соб ковки с дополнительным сдвигом в продольной плоскости обеспечи-
вает увеличение площади зон с развитыми деформациями сдвига в 1,3—1,5
раза и протяженности их границ в поперечном сечении очага на 25...70%
по сравнению с обычной ковкой вырезными бойками.
Возможности повышения качества металла поковок, их эксплуатацион-
ной надежности тесно связаны с задачей сокращения энергетических зат-
рат, решаемой следующими методами.
Устранение операции осадки из технологического процесса ковки за-
готовок типа валов и штанг рекомендуется во всех случаях, когда уков
без осадки составит > 1,5. Взамен осадки применяют ковку с неоднород-
ным тепловым полем и ковку с дополнительным макросдвигом. Степень
осадки уменьшают с 70 до 30%, при этом время пребывания слитка в печи
удается сократить на 20%.
Снижение укова в 1,5 раза на всех поковках, получаемых из слитков,
возможно при ковке с непрямолинейным фронтом подачи, интенсифика-
цией макросдвигов, уменьшением зон затрудненной деформации. В резуль-
тате достигают уменьшение машинного времени и снижение энергозатрат
на привод оборудования в 1,5 раза.
Сокращение числа нагревов и подогревов при ковке за счет примене-
ния неоднородных тепловых полей, получаемых естественным образом,
форсированных режимов нагрева, использования теплоты разливки метал-
ла, нагрева с максимальным температурным перепадом приводят к сокра-
щению пребывания слитков в печи на 15%.
Применение способов ковки с особыми приемами на заготовительных
операциях повышает выход годного на 3...4% и на столько же уменьшает
энергозатраты.
Увеличение производительности вытяжки при ковке слитков за счет
рационального сочетания углов выреза бойков, подач, обжатий, канто-
вок, а также устранение концевых нагревов и подогревов заготовок при
ковке за счет оптимального ведения процесса протяжки сокращает рас-
ход топлива на 15%.
428
Интенсификация процесса ковки за счет применения слитков новой
формы (трехлепестковых) и промежуточных заготовок особой формы со-
кращает затраты машинного времени на 25%.
Развитие прогрессивных процессов ковки. В процессах ковки, основан-
ных на принципах заданного воздействия на макроструктуру металла пу-
тем регулирования потоков пластического течения металла, нашли вопло-
щение следующие технические решения.
1. Увеличение потоков вытеснения металла в очаге деформации с це-
лью интенсификации проработки металла в осевой зоне и по всему по-
перечному сечению слитка при ковке. Воздействие на потоки вытеснения
металла является более гибким средством регулирования течения металла
и обходится значительно дешевле, чем регулирование предписанных по-
токов, поскольку может осуществляться без дорогостоящего инструмента
и без специальных устройств.
2. Изменение направления потоков вытеснения металла относительно
главных осей изделия, в частности, путем ковки с непрямолинейным
фронтом подачи. Накопление эффектов изменения ориентации течения
металла с целью регулирования анизотропии металла (как уменьшения, так
и заданного увеличения), например путем образования закрученных эле-
ментов макростроения металла поковки.
3. Регулирование пластических потоков за счет изменения соотношения
свободных и контактных поверхностей, а также за счет конфигурации
свободных поверхностей заготовки, влияющих на сопротивление вытесне-
нию металла, в частности образование и дальнейшее использование при
ковке заданной формы промежуточных заготовок. Как предельный случай
этого решения — создание кузнечного слитка специальной формы, обес-
печивающей сосредоточение деформаций в заданных зонах, начиная от
этапов ковки. Как частный случай — образование на заготовке специаль-
ного профиля и вогнутых боковых поверхностей в начальной стадии про-
цесса для достижения положительных эффектов при протяжке и осадке.
4. Диалектический подход к роли осадки в технологическом процессе
ковки, обоснование ее положительных и отрицательных эффектов, необ-
ходимости применения и режимов исполнения.
5. Взаимосвязь, взаимовлияние различных факторов ковки — поиск их
оптимальных сочетаний с целью достижения заданного потокораспределе-
ния. Один из важных факторов, регулирование которого не требует спе-
циальных затрат, — грамотное построение режимов кантовок на основе
чередования зон деформации и суммирование эффектов, возникающих при
пластическом вытеснении металла; затем усиление действия этого факто-
ра оптимизацией режимов обжатий и согласованной с ними сменой ин-
струмента, в частности изменение угла выреза бойков.
429
8ЗД СТОЛЙУГГ ~ ГЛАВА ~14
6. Дополнительные макросдвиги металла в очаге деформации; замена
нормальных деформаций, инициируемых при больших уковах, сдвиговы-
ми деформациями, повышающими эффект проработки литой структуры
металла. Локализация и распределение макродеформаций в заданных
зонах заготовки.
7. Перемещения макрообъемов металла, согласованные с зональным
строением слитка и с учетом возможной несимметричности течения ме-
талла при ковке: при несимметричном инструменте, при неоднородном
распределении температур, при несимметричности, естественно возника-
ющей вследствие несовпадения формы инструмента и формы промежуточ-
ной заготовки при ковке.
8. Заданная локализация очага деформаций, по определенным участ-
кам заготовки, достигаемая за счет локализации контактных поверхностей
во время основного или повторного обжатий как за счет формы инстру-
мента, так и за счет формы заготовки или особых приемов ковки, на-
пример поперечной подачи, сочетания нормальных обжатий с операцией
передачи металла.
9. Создание и регулирование полей сопротивления деформации в объе-
ме слитка и заготовки (в процессе ковки) за счет наведения заданных
тепловых полей перед ковкой и использования неоднородных тепловых
полей, естественно возникающих в процессе ковки.
Анализ материалов, опубликованных в литературе за последние годы,
показывает, что принципы заданного воздействия на макроструктуру ме-
талла путем регулирования потоков пластического течения находят широ-
кое признание и достаточное распространение в практике ковки слитков.
Горячая объемная штамповка является одним их способов обработки
давлением, при котором свободное течение металла ограничивается повер-
хностями полостей штампа. Металл заполняет полость (ручей) штампа,
которая имеет форму изделия — поковки [20, 21]. Горячая штамповка в
ряде случаев может обеспечивать получение поковок, требующих механи-
ческой обработки только в виде шлифовки, что позволяет получить по-
ковку с точностью до 4-го и даже 3-го класса.
Штамповкой можно изготовлять поковки массой до 400...500 кг, а в
отдельных случаях до 2 т. Однако машиностроение выдвигает требования
на изготовление поковок типа роторов турбин, колес электровозов, колен-
чатых валов и других деталей, имеющих значительно большую массу.
Так как штамп имеет высокую стоимость и является пригодным для
изготовления поковки только данной конфигурации, штамповка становится
рентабельной только в условиях массового и крупносерийного производства.
Объем производства некоторых кузнечно-штамповочных цехов достигает
100000... 150000 и более тонн поковок в год. Преимущества горячей штам-
430
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИИ ОБРАБОТКИ МЕТАЛЛОВ ДАВЛЕНИЕМ
повки выявляются при технико-экономическом сравнении различных ви-
дов обработки металла. Например, стоимость штампованных деталей с
последующей обработкой резанием в 2—2,5 раза ниже стоимости тех же
деталей, изготовленных только резанием.
Листовая штамповка, являясь одним из наиболее прогрессивных мето-
дов получения изделий из листовых материалов, широко применяется во
всех отраслях машино-, приборостроительной и металлообрабатывающей
промышленности.
Листовую штамповку в зависимости от толщины листа (заготовки) услов-
но делят на тонколистовую ($ < 4 мм) и толстолистовую. Листовой металл
толщиной свыше 15...20 мм обычно штампуют в горячем состоянии. В го-
рячем состоянии приходится также штамповать и менее толстые материалы
(3...6 мм), например из хромистых сталей. Во всех остальных случаях штам-
повка деталей из листового материала производится в холодном состоянии.
В зависимости от способа действия внешних сил и характера напря-
женно-деформированного состояния операции листовой штамповки делят
на разъединительные (разделительные), формоизменяющие, прессовочные,
комбинированные и штампово-сборочные.
К разъединительным (разделительным) операциям, связанным с отделе-
нием одной части материала от другой по замкнутому или незамкнутому
контуру, относятся следующие: отрезка, вырубка—вырезка, пробивка, над-
резка, разрезка, обрезка, зачистка и просечка.
К формоизменяющим операциям, заключающимся в превращении плос-
кой или полой заготовки в пространственную деталь требуемой формы,
относятся следующие: гибка и закатка края, вытяжка, правка, рельефная
штамповка, отбортовка, формовка, обжим и раздача, а также вытяжка с
утонением материала стенок.
К прессовочным операциям, связанным с изменением толщины листо-
вого материала, относятся: чеканка, клеймение—маркировка, разметка-
кернение и холодное выдавливание.
Комбинированная холодная штамповка представляет собой совмещение в
одной объединенной операции двух или нескольких технологически раз-
личных отдельных операций штамповки, например: отрезки и гибки,
вырубки и вытяжки, вытяжки и рельефной штамповки и других техноло-
гически возможных комбинаций.
Штампово-сборочные операции, предназначенные для соединения не-
скольких деталей в одно изделие (узел), основаны на применении про-
цессов гибки, запрессовки, клепки, закатки, фальцовки, холодной плас-
тической сварки и других.
Штамповке подвергаются различные листовые материалы: малоуглеро-
дистая сталь, низколегированные стали.
431
ГЛАВА 14
Деталепрокатные технологии
Прокатка благодаря непрерывности процесса является самым про-
изводительным способом формоизменения металла. Поэтому целесообраз-
но использовать прокатку не только для изготовления профильных метал-
лических изделий, в том числе и труб, но и многих других изделий и осо-
бенно заготовок для различных деталей машиностроения.
Приоритет в области создания и широкого внедрения в промышлен-
ность новых технологических процессов прокатки принадлежит ВНИИмет-
маш. Здесь впервые в мировой практике под руководством академика
А.И.Целикова разработаны процессы прокатки и конструкции станов спе-
циального назначения для получения экономичных профилей и изделий
машиностроения широкого сортамента.
Прокатка круглых периодических профилей. Для различных отраслей ма-
шиностроения требуются в большом количестве заготовки — круглые про-
фили с переменным по длине диаметром (для изготовления полуосей ав-
томобилей, конических и ступенчатых валов и т.п.). Эти заготовки чаще
всего изготовляют ковкой и штамповкой, однако при этом теряется боль-
шое количество металла на облой и припуски на последующую механи-
ческую обработку. Однако более экономичным и высокопроизводительным
способом изготовления та-
ких заготовок является вин-
товая прокатка на трехвал-
ковых станах конструкции
ВНИИметмаш (рис. 14.24).
Получаемые винтовой
прокаткой профили пере-
менного по длине сечения
характеризуются весьма точ-
ными размерами с неболь-
шим припуском под после-
дующую механическую об-
Рис. 14.24. Схема процесса про-
катки (я) круглых периодических
профилей (б) на трехвалковом
стане с коническими валками:
1 — гидропривод сближения вал-
ков; 2 — валки; 3 — изделие;
4 — линейка-копир; 5 — зажим-
ной патрон; 6 — гидроцилиндр
осевого натяжения заготовки;
7 — шпиндели
432
работку. Производительность стана определяется скоростью осевого пере-
мещения заготовки, которую принимают равной 2... 10 м/мин.
Прокатка шаров. Для многих отраслей промышленности в большом
количестве требуются стальные шары диаметром 25... 125 мм (для помола
руды, угля и цемента в шаровых мельницах) и шарики диаметром 25...50
мм (для подшипников качения). Изготовление крупных шаров ковкой или
отливкой и шариков ковкой (на прессах или молотах) малопроизводитель-
но и сопровождается значительной потерей металла (на облой при ков-
ке). Способ получения шаров прокаткой из круглой заготовки экономи-
чен, отличается большой производительностью благодаря возможности его
осуществления на двухвалковых шаропрокатных станах конструкции ВНИ-
Иметмаш, в котором валки, развернутые на угол подачи 3°, выполнены с
винтовыми калибрами переменного шага (рис. 14.25).
Исходной заготовкой являются горячекатаные прутки диаметром на
2...4 мм меньше диаметра прокатываемых шаров и длиной 3...5 м. Заго-
товки нагревают до 950...1000 °C в индукционной печи и толкателем за-
дают в валки. Пруток захватывается валками, вращается ими и одновре-
менно продвигается вдоль его оси. Благодаря тому, что высота гребней
калибра постепенно увеличивается, гребни захватывают металл, разрезают
на куски, по объему равные объему шара, обжимают металл и придают
кускам форму шара. За каждый поворот валков прокатывают один шар;
частота вращения валков 60... 150 мин-1, соответственно производитель-
ность стана 60... 150 шаров в минуту. У готовых шаров остаются неболь-
шие перемычки, которые легко удаляются в процессе галтовки.
Шаропрокатные станы успешно эксплуатиру-
ются на многих металлургических и машино-
строительных предприятиях нашей страны и за
рубежом. ОАО ЭЗТМ изготовил и поставил раз-
личным заказчикам, в том числе и зарубежным,
около 40 шаропрокатных станов для прокатки
мелющих шаров диаметром от 25 до 125 мм.
Средняя годовая производительность трех
линий с шаропрокатными станами (одинаковой
конструкции, но различных по техническим
характеристикам и размерам) типа 25-50, 40-80
и 80-125 соответственно равна: 10 тыс.т (около
50 млн. штук при массе одного шара 0,21 кг),
50 тыс. т. (около 50 млн. штук при средней
Рис. 14.25. Схема процесса прокатки шаров на двухвал-
ковом стане
433
ГЛАВА. 14
массе одного шара 1,0 кг) и 140 тыс.т. (около 50 млн. штук при массе
одного шара 3...5 кг), т.е. общая производительность цеха с тремя шаро-
прокатными станами составляет 200 тыс.т. или около 150 млн. шаров в год.
Накатка крупной резьбы. При изготовлении крепежных деталей (вин-
тов, болтов, шпилек) с мелкой резьбой (с шагом до 5 мм) широко при-
меняют способ накатки резьбы. Однако детали с более крупной резьбой
изготовляют на станках, при этом в стружку теряется большое количе-
ство металла. От применяемых ранее способов накатки резьбы, способ,
разработанный ВНИИметмаш, отличается тем, что прокатка резьбы осу-
ществляется не сразу по всей длине заготовки, а последовательно — не-
прерывным накатыванием одного витка за другим. Благодаря этому умень-
шается усилие при накатывании резьбы и, кроме того, можно накатывать
резьбу на заготовке, имеющей неограниченную длину.
Накатку резьбы осуществляют на двух- или трехвалковом станах вин-
товой прокатки, оси валков которых наклонены к оси заготовки под
небольшим углом (З...6°), равным разности углов винтового профиля на
валке и на готовом изделии.
Способ непрерывной прокатки применяют для накатки винтов автомо-
бильных домкратов, ходовых винтов для станков, червячных фрез, червя-
ков для редукторов и т.п. Прокатку резьбы с шагом до 8 мм осуществля-
ют в холодном состоянии, а свыше 8 мм — в горячем состоянии. Резьбу
выполняют с требуемой по ГОСТ точностью и повышенной механичес-
кой прочностью (так как при накатывании волокна металла не перереза-
ются). Производительность станов составляет 0,5...1,2 м/мин, т.е. во мно-
го раз больше, чем при нарезании резьбы на станках.
Прокатка зубьев шестерен. При обработке зубьев шестерен и зубчатых
колес на металлорежущих станках большое количество металла расходует-
ся на образование стружки. Замена обработки металла резанием обра-
боткой давлением — весьма актуальная задача. Во ВНИИметмаш разрабо-
таны способы и соответствующие прокатные станы для прокатки зубьев
на нагретых заготовках.
Прокатка полых профилированных заготовок. Получение полых загото-
вок корпусов и полых штоков гидропилиндров, баллонов, ниппелей и
муфт бурзамков, полых осей, валов, цапф и прочее обычно базируется на
технологии горячей объемной штамповки, выполняемой на прессах.
Существенными недостатками традиционной технологии являются:
большая разностенность полых заготовок, обусловливающая низкий коэф-
фициент использования металла; примитивная механизация вспомогатель-
ных операций, не исключающая тяжелый ручной труд; высокая трудоем-
кость получения деталей из-за значительного количества операций при
механической обработке; низкая производительность.
434
Следует также отметить, что значительные припуски под механическую
обработку (> 3 мм) ставят в тяжелые и непроизводительные условия эк-
сплуатации современное механическое оборудование с программным уп-
равлением.
В МИСиС в результате выполнения большого объема эксперименталь-
ных и теоретических исследований, проектно-конструкторских работ [22]
созданы:
— принципиально новые деталепрокатные технологии производства
полых профилированных заготовок повышенной точности;
— высокопроизводительное автоматизированное оборудование прокатных
линий, специализированных прошивных станов, деталепрокатных станов,
которые изготавливают в ОАО ЭЗТМ.
Базовая технологическая схема получения полых профилированных за-
готовок (рис. 14.26) включает следующие технологические операции: без-
отходную резку прутка на штучные заготовки, нагрев, винтовую прошив-
ку, калибровку гильзы на прессе, профилирование полой заготовки про-
тяжкой на оправке через блок неприводных клетей, нагрев горловины
полой заготовки, валковый обжим профилированной заготовки без чер-
новой механической обработки. Отличительными особенностями нового
технологического процесса являются: прошивка способом винтовой про-
катки заготовки в точную гильзу, в том числе с дном; профильная про-
тяжка гильзы (стакана) на оправке через блок неприводных клетей; об-
жим концевой части профилированного стакана без черновой механичес-
кой обработки в трехвалковом стане винтовой прокатки.
Рис. 14.26. Схема изготовления полых заготовок:
1— резка прутка на заготовки; 2 — нагрев; 3 — винтовая прошивка; 4 — калибровка
донной части стакана; 5 — профильная протяжка; 6 — подогрев головной части стака-
на; 7 — валковый обжим
435
ТГК ТТЛ VVTV11T ШГТМТЙ'
tlA.lb JaAJrjbJtlJKJl
Винтовая прошивка позволяет прошивать заготовки в широком диапа-
зоне типоразмеров без ограничения длины в гильзы с разностенностью
<1,0 мм. Процесс прошивки осуществляется либо в двухвалковом стане
с предварительной зацентровкой и калибровкой заготовки, либо за одну
операцию в трехвалковом стане. Для получения гильзы с дном созданы
специальные конструкции выходных сторон рычажного и гидравлическо-
го типов, обладающие высоким быстродействием при отклонении толщи-
ны дна полуфабриката, не превышающим ±5%, что обеспечивает стабиль-
ные условия для формоизменения металла на операции калибровки дна и
получения чистой полости. После калибровки дна толстостенный стакан
протягивают на длинной оправке через последовательно установленные
неприводные клети (блок из 5 штук) с валками, профилированными зер-
кально профилю изделия. Благодаря такой протяжке выполняется профи-
лирование наружной поверхности стакана под обжим безотходным мето-
дом обработки давлением вместо традиционной механической обработки
резанием. Все эти операции с циклом 12 с осуществляются на высоко-
производительном автоматизированном оборудовании с одного нагрева.
Полые профилированные заготовки, полученные на прокатной линии,
имеют радиальное биение до 1,5 мм и точные размеры полости, что по-
служило предпосылкой для разработки технологии завершающей операции
— валкового обжима без черновой механической обработки. Процесс вал-
кового обжима осуществляется в трехвалковом стане винтовой прокатки
без предварительной подготовки заготовки и гарантирует стабильность ее
размеров. Заготовки корпусов, полученные по новой технологии, сразу
подвергаются чистовой механической обработке, так как характеризуются
малым радиальным биением внутренней поверхности относительно наруж-
ной (до 1,5 мм) и равномерным припуском.
Первая автоматизированная линия прокатки АЛВПП-1 успешно эксп-
луатируется с 1980 г. на заводе «Сельмаш» (г. Киров), на ней освоена тех-
нология прокатки полых заготовок диаметром 85, ПО, 130 и 160 мм, на
линии АЛВПП-2 ПО «Сибсельмаш», г. Новосибирск — заготовок диамет-
ром 85 и 130 мм. Благодаря внедрению новой технологии повышен ко-
эффициент использования металла с 0,6 до 0,72...0,74, существенно сни-
жена трудоемкость изготовления деталей.
Перспективными являются деталепрокатные технологии получения
точных полых профилированных заготовок валов и осей коробок пере-
дач автомобилей и тракторов диаметром от 30 до 80 мм, основанные на
процессе винтовой прошивки штучных заготовок из прутка с последую-
щим профилированием на станах винтовой прокатки. Это направление
активно разрабатывается МИСиС совместно с автомобильными завода-
ми России.
436
Л МЕТАЛЛОВДАВЛГНИЕМ
7. ТЕХНОЛОГИЯ МИНИ- И МИКРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО
ПРОИЗВОДСТВА
Начиная с 70-х годов XX века, наряду с традиционными круп-
ными металлургическими предприятиями стали появляться мини-заводы
мощностью от 200 до 500 тыс.т металлопродукции в год. По статистичес-
ким данным в настоящее время в США примерно четверть металлопро-
ката получают на мини-заводах. В бывшем СССР также были построены
2 мини-завода: в Белоруссии и Молдавии, которые успешно эксплуатиру-
ются и в настоящее время.
Учитывая обозначившуюся тенденцию, можно также предположить, что
в металлургии XXI века могут найти свою нишу и микрометаллургичес-
кие заводы с производственной программой от 3 до 30 тыс.т металлопро-
дукции в год. Такие микрозаводы могут решать проблему рационального
снабжения металлопродукцией удаленных регионов, что весьма актуально
для России и стран СНГ; перерабатывать металлолом и вторичные ресур-
сы в регионах с развитым металлоемким машиностроением; стать осно-
вой металлургии в малых и развивающихся странах.
Проблема микрометаллургии представляет интерес и с энергетической
точки зрения. По сложившейся технологии прокат получают из слитков
массой до 12 т и даже до 28 т с суммарными коэффициентами вытяжки,
достигающими нескольких тысяч, особенно при производстве мелкосорт-
ной стали, тонкого листа и т.п. Известно, что у большинства сталей и
сплавов литая структура устраняется и механические свойства достигают
заданного уровня при коэффициентах вытяжки, равных 5...7. Например,
при производстве мелкосортной стали из слитка прокаткой на блюминге,
крупносортном заготовочном, среднесортном, мелкосортном станах требу-
ется два нагрева с удельным расходом энергии 400...500 кВт-ч/т на каж-
дый и два подогрева, собственно на формоизменение расходуется свыше
100 кВт-ч/т, при этом значительное количество уже выплавленного ме-
талла уходит в концевую обрезь, окалину, теряется на зачистке дефектов,
образующихся в процессе деформации.
В условиях микрометаллургического завода разрабатываются техноло-
гии и оборудование для получения металлопроката преимущественно
мелких сечений с деформациями, необходимыми для проработки струк-
туры и достижения заданных свойств. Технология прокатки должна реа-
лизовываться с одного нагрева и с использованием термостатированных
полуфабрикатов. Вариант схемы микрометаллургического завода показан
на рис. 14.27. В его производственную программу включены наиболее
ходовые виды продукции: мелкосортная сталь круглого, квадратного и ше-
стигранного сечений, пруток диаметром до 60 мм; полые заготовки для
437
столзШш ""
,1и.1а»г1Ди>..№о.ьЛг......*Й1г..Ж ; J__, .„г.. ..-—.-.г,жТ , ,. й"~' ИГГР 'UlliH" IfIMMMf
изготовления деталей машиностроения (валов, осей, пальцев и т. п.)
диаметром от 30 до 60 мм с отношением диаметра к толщине стенки от
3 до 12; горячекатаная полоса толщиной от 2,5 до 8 мм шириной до
250 мм в рулонах или карточках; сварные трубы диаметром от 20 до 76 мм
(прямошовные) и гнутые профили в виде уголка и швеллера со стенкой
толщиной от 3 до 6 мм.
Марочный сортамент такого завода скорее всего должны составить
стали обыкновенного качества, углеродистые и низколегированные. Мик-
рометаллургический завод может найти применение при соответствующем
составе оборудования и в цветной металлургии. Естественно, что качество
металлопродукции безусловно должно удовлетворять требованиям соответ-
ствующих стандартов и конкретных потребителей. В предложенной схеме
нет ничего принципиально нового, в ней использованы решения, извес-
тные широкому кругу специалистов, и это исключает грубые ошибки и
просчеты при реализации.
Проблемы возникают при выборе средств: машин, агрегатов, станов,
реализующих эту схему в рамках микрозавода. Например, в сортопрокат-
ном производстве отсутствуют современные прокатные технологии и ста-
ны, адекватные концепции микрометаллургии. Применяемые в мини-за-
водах сортопрокатные станы по существу представляют собой либо умень-
шенные копии «больших» станов, либо их фрагментарные части. При этом
Рис. 14.27. Технологическая схема микрометаллургического завода:
1 — скрапное отделение; 2 — электродуговая печь; 3 — МНРС; 4 — слябы; 5 — поло-
совой стан; 6 — рулоны, листы, полосы; 7 — трубопрофильный стан; 8 — профили,
трубы; 9 — кругные заготовки; 10 — микростан винтовой прокатки; 11 — пруток; 12 —
прошивной стан; 13 — полые заготовки; 14 — микростан; 15 — мелкосортная сталь
438
эмапшъа oshSbrm МШ
технология прокатки переносится на ограниченные объемы производства
практически стереотипно. При таком подходе в значительной мере утра-
чиваются преимущества мини-завода, а тем более микрозавода, поскольку
не удается выполнить первоначально выдвинутые требования по металло-
емкости и энергоемкости оборудования, его гибкости, производственным
площадям, качеству продукции и ее сортаменту.
При создании прокатного оборудования для микрометаллургического
завода по нашему мнению необходимо соблюдать следующие требования:
простота и надежность оборудования; малые масса и энергоемкость обо-
рудования, адекватные производительности; высокая жесткость рабочих
клетей, обеспечивающая заданную точность проката; высокая износостой-
кость рабочих валков, технологической оснастки и их удобная и быстрая
замена. Малая производительность — от 0,1 до 3,0 т/ч — предопределяет
весьма низкие скорости прокатки — от 0,1 до 1,0 м/с. При горячей про-
катке с такими скоростями резко возрастают теплопотери металла в ок-
ружающую среду и инструмент, особенно это актуально при горячей про-
катке плоского проката, когда скорости охлаждения достигают десятков
градусов в секунду.
К настоящему времени в МИСиС разработана серия мини-станов вин-
товой прокатки (табл.14.4), специально ориентированных на производство
Таблица 14.4. Краткая техническая характеристика мини-станов
Параметр Единица измерения Стан (серия)
«10-30» «20-45» «40-120»
Исходная заготовка: диаметр мм 15-30 25-50 80-120
длина мм 100-2000 100-2000 900-1500
Прокат: диаметр мм 10(8)—25 20-45 40-80
длина мм до 6000 до 6000 до 6000
предельное отклонение по диаметру % ± 0,5 ± 0,5 ± 0,5
Коэффициент вытяжки за проход 1,1-5,0 1,1-4,5 1,1-4,5
Производительность т/ч 0,1 - 0,3 0,4-2,0 3,0-12,0
Мощность главных приводов кВт 3x5 3x15 3x75
Масса мини-стана т 1,0 5,2 23,0
Производственные площади м2 до 30 до 40 до 100
439
сортового проката диаметром 10...60 мм в условиях микрозавода с годовой
производительностью от 3 до 30 тыс т.
Рабочие клети мини-станов отличаются простотой и технологичностью
изготовления (рис. 14.28), высокой жесткостью, в качестве главного при-
вода станов «10-30» и «20-45» использованы типовые мотор-редукторы с
асинхронными электродвигателями. Рабочие валки каждого стана унифи-
цированы для всего марочно-размерного сортамента и изготавливаются из
низколегированных сталей 30ХГС, 5ХНМ, 4Х5МФС, термообработанных
на твердость HRC 40...44. Износ рабочих валков в значительной мере
компенсируется настройкой калибра, перевалка кратковременна и не тре-
бует специальных механизмов и приспособлений.
Установлена возможность прокатки на мини-станах «10-30» и «20-45»
точных прутков практически из любых деформируемых материалов без ка-
ких-либо проблем в отношении качества и выхода годного.
Наиболее крупный мини-стан винтовой прокатки «40-120», масса его
рабочей клети с главным приводом и транспортно-передающими устрой-
ствами, входной и выходной сторонами составляет 23 т. Он может эксп-
луатироваться как самостоятельно для получения прутков диаметром 40...80
мм из заготовки диаметром до 120 мм, так и в составе технологической
линии со станами винтовой и продольной прокатки, деталепрокатными
станами, например шаропрокатными. Стан «40-120» снабжен обводными
рольгангами и транспортно-передающими устройствами для многопроход-
ной прокатки в клети с
нереверсивным режи-
мом (рис. 14.29).
Рассмотренные при-
меры станов винтовой
прокатки прутка различ-
ной конструкции с раз-
нообразными техничес-
Рис. 14.28. Мини-стан вин-
товой прокатки:
1 — рабочая клеть; 2 — мо-
тор-редуктор; 3 — входная
сторона; 4 — выходная сто-
рона; 5 — стойка станины;
6 — основание; 7 — стяжка;
8 — кассета; 9 — рабочий ва-
лок; 10 — рама; 11 — на-
правляющая; 12 — заготовка;
13 — шпиндель
440
Рис. 14.29. Схема расположения
оборудования стана «40-120»:
1 — нагревательная печь; 2 — при-
вод валков; 3 — входная сторона;
4 — рабочая клеть; 5 — выходная
сторона; 6 — рольганг; 7 — пере-
дающее устройство; 8 — карман
кими показателями могут
быть взяты за основу при
выборе технологии получения
прутка и арматурной стали и
соответствующего оборудова-
ния на мини- или микроме-
таллургическом предприятии.
Однако при этом надо учиты-
вать, что станы винтовой
прокатки кроме достоинств в
виде: малой массы и энерго-
емкости, технологической
гибкости и универсальности, больших коэффициентов вытяжки за проход,
компактности расположения оборудования при высоком качестве получа-
емого прутка, имеют и некоторые недостатки: характеризуются невысокой
производительностью, из-за низкой осевой скорости прокатки работают со
штучной заготовкой круглого сечения или многогранного со скругленны-
ми углами.
МНРС без особых проблем разливают сталь в заготовки круглого или
квадратного сечений. В случае специализации МНРС на разливке загото-
вок квадратного сечения перед станом винтовой прокатки необходимо
устанавливать дополнительную клеть формоизменения продольной прокат-
ки с круглым калибром, предназначенную для придания заготовке много-
гранного профиля.
В общем виде технологическая схема получения мелкосортной и ар-
матурной стали выглядит следующим образом (рис. 14.30). Жидкую сталь
разливают на одно- или двухручьевой МНРС в непрерывную заготовку,
которую разрезают на заготовки мерной длины, нагревают до температу-
ры прокатки в печи с шаговой подачей заготовок, далее заготовки квад-
ратного сечения прокатывают в клети формоизменения, а заготовки круг-
лого сечения диаметром 120 мм сразу деформируют в трехвалковом стане
винтовой прокатки «40-120» до прутка необходимого диаметра в один или
несколько проходов, товарный пруток сбрасывают на холодильник №1,
пруток диаметром 40...60 мм, подлежащий дальнейшей прокатке разреза-
441
НА ~ ГЛАВА 14
14.30. Технологическая схема
получения прутков и арматурной
стали с применением мини-ста-
нов винтовой прокатки
ют, подогревают до темпе-
ратуры прокатки и дефор-
мируют в мини-стане «20-
45» до прутка диаметром
25...40 мм. Товарный пру-
ток сбрасывают на холо-
дильник № 2; при прокат-
ке арматурной стали, стали
квадратного или шестигран-
ного сечений пруток по
рольгангу транспортируют в
двухклетевой блок продоль-
ной прокатки, где ему при-
дают заданную форму, а за-
тем охлаждают на холо-
дильнике №3.
Для получения прутка
диаметром до 10 мм, пру-
ток, прокатанный на стане
«20...45», разрезают на мер-
ные длины, подогревают в
проходной печи и прокатывают на мини-стане «10...30» до заданного раз-
мера, товарный пруток сбрасывают на холодильник № 4. При прокатке
арматурной стали, стали квадратного или шестигранного сечений пруток
по рольгангу со встроенными между роликами обогревательными провод-
ками транспортируют в двухклетевой блок продольной прокатки для при-
дания заданной формы, а затем охлаждают на холодильнике № 5.
Узким местом в предлагаемой схеме является мини-стан «10...30», по-
этому целесообразно установить параллельно друг другу два стана «10...30»
перед блоком продольной прокатки.
Объем выпускаемого металлопроката — прутка диаметром 10...60 мм,
арматурной стали диаметром 10...36 мм, прутка шестигранного, квадрат-
ного сечений — может составить 70 тыс.т в год.
Проектно-технологическая проработка прокатного цеха прутка и шаров
показывает, что общая масса основного прокатного оборудования соста-
вит примерно 145 т при годовом выпуске металлопродукции 140 тыс.т.
442
ЭФФЕКТИВНЫЕ ТЕХНОЛОГИЯ ОйЙКОШГ ЛШДД/Й
что обеспечит быстрый возврат капитальных вложений. Быстрому возвра-
ту капитальных вложений будет способствовать также поэтапное освоение
оборудования и технологии.
К числу высоколиквидной продукции относятся также электросварные
трубы и гнутые профили, широко используемые в строительстве и метал-
локонструкциях. В связи с этим предлагается на одном из первых этапов
создания прокатного производства предусмотреть строительство цеха свар-
ных труб и гнутых профилей наиболее ходовых размеров: трубы диамет-
ром от 20 до 76 мм, гнутые уголки с размерами полок от 25x25 до
75x75 мм и гнутые швеллеры от № 6 до № 16 с общим объемом годово-
го производства до 70 тыс.т. Получение труб и гнутых профилей осуще-
ствляется на однотипных профилегибочных станах, оснащенных сменным
электросварочным блоком, что позволяет унифицировать оборудование и
упростить его эксплуатацию. Заготовкой для профилегибочных станов
является горячекатаная полоса шириной до 250 мм и толщиной 2,5...8 мм,
которую получают на полосовом мини-стане продольной прокатки с двух-
валковыми рабочими клетями ДУО 300. В свою очередь, исходной заго-
товкой для полосового мини-стана является тонкий непрерывнолитой сляб
размером 250x50 мм. В конструкции полосового стана 300 специалистами
МИСиС заложены оригинальные решения по поддержанию температур-
ных режимов прокатки, регулированию толщины полосы по ширине,
обеспечению высокой жесткости рабочих клетей и по управлению глав-
ным приводом. Масса основного технологического оборудования цеха труб
и гнутых профилей составит примерно 650 т.
1. СОСТАВЛЯЮЩИЕ КАЧЕСТВА
Тенденции развития мировой металлургии. Качество материала —
его способность выполнять все функции, необходимые потребителю. Со-
держание этого понятия на протяжении XX в. непрерывно (и сильно) ме-
нялось вместе со сферами применения металла. Внутренняя логика раз-
вития металлургии требует «делать больше и дешевле» с меньшей затра-
той сырья и энергии и меньшей нагрузкой на экологию. Но перспективы
металлургии определяются не столько этим, сколько запросами потреби-
теля — мировой экономики в целом.
В обозримой перспективе сталь остается важнейшим конструкционным
материалом. Но при росте экономики мировое производство стали прак-
тически не растет: в 1990—1999 гг. оно колебалось в пределах 700...765
млн.т в год при объеме продаж около 130 млрд. долл, (для сравнения:
цветных металлов — 90, пластмасс — 115, полупроводниковых изделий —
144). Для сбалансированного развития экономики ее ресурсоемкость дол-
жна снижаться, и этого количества стали оказалось достаточно.
Большие изменения произошли не в суммарном объеме, а в структуре
и в географии производства. За последнюю четверть века производство
стали в США снизилось на 45% (в Японии — на 20). Производство ря-
довой стали переместилось к ее потребителю — в развивающиеся страны
Юга и Востока (вместе с ним туда ушли и экологические проблемы).
«Собственную» металлургию развитые страны переориентировали на
высокотехнологичную продукцию — производство сталей с новыми каче-
ствами, обеспечивающими прогресс быстрорастущих секторов экономики.
Такая продукция притягивает инвестиции и трудовые ресурсы высокой
квалификации (не только для производства, но и для разработки техно-
логий и создания оборудования, аппаратных и программных средств уп-
равления). Это обеспечивает занятость и должный уровень оплаты высо-
коквалифицированных работников и их воспроизводство — обучение сле-
дующего поколения.
Структура мощностей металлургии России. Как четверть века назад —
в 1976 г., так и в самом кризисном для нас 1992 г. производство стали
на душу населения в России было практически такое же, как в США.
Но валовой внутренний продукт (ВВП) на душу населения в России в
1992 г. был ниже в семь раз. Такая же разница была и для СССР 80-х
годов. В 1990 г. семь ведущих развитых стран мира произвели 317 млн.т
стали, а СССР 161 млн.т. Но при этом на 1 млн. долл, национального
дохода «семерка» расходовала в среднем 32 т стали (в ряду Япония —
США — Франция — Канада — Англия — Италия — ФРГ эта цифра воз-
растает от 18 до 49 т), тогда как СССР расходовал 136 т. Мы имели
«утяжеленную» экономику с огромной металлоемкостью национального
продукта.
445
СТАЛЬ ЦА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЯ '/ ' ' ' / ~ ~ ' ГЛАВА 15
Конечный продукт металлургии — готовый прокат (без «двойного
счета» заготовки, отгруженной для других металлургических заводов: лис-
та, штрипсов и сорта — для производства труб, катанки — для волочения
проволоки, прутка — для калибровки; всего — до 40% от выпускаемого
проката). На рис. 15.1 показано среднегодовое производство готового
проката в СССР в 80-е годы (а также мощности производства, поскольку
загрузка была близкой к 100%). Разбивка на крупные группы (в милли-
онах тонн в каждой) сделана по сортаменту (рис. 15.1, о), а для легиро-
ванной стали и по назначению (рис. 15.1, б). Пропорцию потребления
«лист : сорт» считают показателем уровня машиностроения страны. (Де-
таль машины из прутка изготовлена резанием, а из листа — штамповкой
и сваркой, с меньшими затратами труда и потерями в отходы). В СССР
доля листового проката год от года росла и достигла 42% (в США — 62%).
Металлургия России унаследовала от СССР около двух третей мощно-
стей — 67 млн.т готового проката (остальное — на Украине и в Казахста-
не). Структура мощностей примерно та же, что и в СССР 80-х годов. В
России в 1999 г. произведено 41 млн.т готового проката. Следовательно,
мощности на 26 млн.т простаивали. Если считать нормальным резерв в
20% (как в США — для быстрого реагирования на изменения структуры
спроса), то сверх того простаивают мощности на 12 млн.т. Причина про-
стоев — отсутствие спроса из-за неконкурентоспособности металла.
Как видно из рис. 15.1, в СССР более половины мощностей произво-
дили «рядовой металл» (балки, арматуру, толстый лист из углеродистой
стали). Этот металл шел на гидротехническое и гражданское строитель-
ство и развитие инфраструктуры (железные и шоссейные дороги, линии
энерго-, водо- и теплоснабжения).
Сегодняшнее сокращение потребления металла внутри страны — эффект
положительный: в 1999 г. Россия на 1 млн. долл. ВВП тратила всего 56 т
стали. Это признак некоторого приближения структуры экономики к раз-
витым странам. Экономический кризис 90-х годов отключил самых зат-
ратных, не дающих отдачи потребителей металла: стал неактуальным по-
ворот великих рек в Среднюю Азию, по будущим трансконтинентальным
магистралям, как выяснилось, нечего возить, прекратился «долгострой» в
промышленности, как только инвесторов стали беспокоить сроки отдачи
затрат (а не «освоение выделенных государством средств»).
Построенные под реализацию подобных задач мощности металлургии
высвободились и работают на экспорт. В 1999г. вывезено 28 млн.т — две
трети от произведенной стали. Наш рядовой металл на мировом рынке
вполне конкурентоспособен: требования к его качеству за полвека по-
чти не изменились, а затраты на оплату труда и экологию у нас несрав-
нимо низкие.
446
™.............................X1
Сортовой прокат
, , ." , , , , ~Т1
^.7//////^///////////^//Л
Лист
холоднокатаный
горячекатаный
тонкий
7/ крупой сорт //^///////////7//777Х
7/ Средний сорт XXZZZZZZl
толстый
57,8
Сорт
а
низколегированная
легированная
ISA
углеродистая
б
Рис. 15.1. Структура про-
изводства готового прока-
та (СССР, 1980-1990 гг.):
а — по сортаменту;
б — по назначению леги-
рованных сталей
Трубы
Х^ Буровые и обсадные X^Z/ZZXxZI
'// Сварные больших диаметровXI
'/У Водсгазспрсвсдные| [
2 Шарикоподшипниковые
3
Высокого давления
Нержавеющие
Теплостойкие
Метизы
7//////////7Л Сорт констр. холоднотянутый
7/////////Т7/ Проволока обыкновенная
Z Z-VZd Лента
ZZZZZ/J Крепеж
////\ Проволока пружинная и канатная
2 Электроды
012345678
Производство, млн. т/год
Низколегированная
ZZVZ/^ZZZZxZZZZZ трубы газопроводные
zzzzzzzzzzzZT3 лист машиностроительный
^ZZZZ/j лист строительный
Легированная
X конструкционная сортовая //////////////\
7////7/Х инструментальная
рессорно-пружинная
электротехническая
шарикоподшипниковая
нержавеющая
быстрорежущая
7////7Л
... ;i
7777
о
1
2
3 4 5
Производство, млн. т/год
447
СЩЬ ВА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ \ ' ... ..... , , УДАВА 15
Простаивают же мощности качественной металлургии потому, что при
ее технологиях (в лучшем случае — 80-х годов) достижимый уровень каче-
ства стали обычно оказывается для мирового рынка слишком низким. Он
низок и для отечественного машиностроения, если оно намерено выпус-
кать продукцию, конкурирующую с импортной хотя бы на внутреннем
рынке. Качественный металл идет на столь ответственные и высокотехно-
логичные изделия, что он составляет малую долю их цены. В то же время
от его гарантированно однородного качества зависит надежность всей кон-
струкции. Поэтому ключевые направления развития металлургии те, где
качество металла определяет надежность и экономическую эффективность
машин и сооружений (а часто и самую возможность их создания).
Стратегический выбор. Десять лет назад рынок металла был у нас «рын-
ком продавца»: покупатель брал то, что дают. Соответственно структуру
инвестиций в металлургию планировали металлурги. Но мировой рынок
стали — это «рынок покупателя», на нем предложение превышает спрос.
Вкладывая средства в обновление производства, надо иметь уверенность
в его будущей конкурентоспособности по главному параметру — качеству
металла.
Переориентация отечественного потребителя хорошо видна: общий
объем потребления стали в России сократился (до 16 млн.т в 1999 г.),
внутренний рынок рядовой стали затоварен, а в то же время импорт
дорогой высококачественной металлургической продукции (газопроводных
и буровых труб, автолиста) в 90-е годы не опускался ниже 2 млн.т еже-
годно. Причина в том, что технологии и оборудование нашей металлур-
гии не могли обеспечить необходимое качество металла.
В кризисные 90-е годы инвестиций в металлургию вообще не было. Не
было и амортизационных накоплений: мощности металлургии работали на
износ. Сегодня вопрос об инвестициях перестает быть абстрактным, и
предстоит принимать решения об их направлениях. Средства вкладывает
потребитель металла, он и выбирает направления. Поэтому, например,
первые крупные вложения в России делаются в производство газопровод-
ных труб — «высокие технологии» металлургии. На очереди следующие
проблемы замещения импорта качественной стали.
Металлургия — самая фондоемкая отрасль. Для смены типа техноло-
гии с заменой оборудования необходимы такие инвестиции, что она про-
исходит лишь раз в несколько десятилетий. Для обновления часто прихо-
дится просто сносить старые цехи и строить новые. На рынке рядового
металла (и заготовки для передела) нормы качества меняются медленно.
Устаревающие производства будут выпускать рядовой металл, покуда не
наступит физический износ оборудования (если сумеют конкурировать,
снижая издержки производства). Но инвестиций в обновление производств
448
КАЧЕСЮО СТАЛИ
рядового металла можно ожидать, лишь когда наметится его дефицит, что
при снижении материалоемкости экономики наступит не скоро.
Металлоемкость национального дохода России сегодня снизилась по-
чти до уровня развитых стран. Если попытаться повернуть назад, «ди-
рективными» проектами заставляя экономику на тот же ВВП потреблять
больше стали, то выход из кризиса и не состоится. А если просто толь-
ко сохранять сегодняшнюю металлоемкость ВВП, то наличных мощнос-
тей металлургии России хватило бы для роста экономики вчетверо — на
15 лет вперед при темпе роста ВВП по 10% в год.
Поэтому на первой очереди — ввод вместо «выбывающих» мощностей
производств металла нового качества для замещения импорта (который
много дороже, чем экспортируемый металл). Предвидимое направление
развития черной металлургии России — изменение структуры производства
в сторону высококачественного металла (конкурентоспособного и в разви-
тых странах), что потребует обновления всего технологического цикла.
Параметры качества. В начале XX в. химический состав и прочность
стали практически исчерпывали требования к ее качеству. Сегодня изме-
нились не только эти нормы — в стандартах на сталь отражены многооб-
разные требования технологии производства и эксплуатации машин и
сооружений: штампуемость, обрабатываемость резанием, свариваемость,
прокаливаемость, хладостойкость, коррозионная стойкость, стойкость к
старению и многие другие.
Качество стали — характеристика многомерная. Металл оказывается не
годен ни на что, когда не выполнена лишь одна из многих норм. А
выполнимость почти каждой из них сегодня зависит не от одного агрега-
та или режима, а от всей технологической цепочки. Поэтому не только
уровень, но и один лишь полный перечень обязательных норм для про-
дукции — предмет обстоятельного анализа перед разработкой любых ме-
таллургических технологий.
В этой главе рассмотрено существо требований к качеству, возможно-
сти металлургической технологии их удовлетворять и обоснование набора
требований к стали в зависимости от ее назначения.
Механические свойства. 99% всей стали — материал конструкционный
(в широком смысле слова: включая стали для строительных сооружений,
машин, инструмента и для особых условий работы — теплостойкие, не-
ржавеющие). Его главные качества — прочность (способность выдержи-
вать при работе достаточные напряжения), пластичность (способность вы-
держивать достаточные деформации без разрушения как при производ-
стве конструкций, так и в местах перегрузок при их эксплуатации),
вязкость — способность поглощать работу внешних сил, препятствуя рас-
пространению трещины.
15 — 1473
449
СШЬ НА аОЛЬГИЙ ГЛАВА 15
Сталь поставляют по техническим условиям, где заданы результаты
стандартных механических испытаний (чаше всего — на растяжение).
Соответствующие характеристики общеизвестны, но малоприметные раз-
личия в способе их определения в стандартах разных стран (и даже толь-
ко в обозначениях) иногда делают невозможным выход металла на миро-
вой рынок. Поэтому основные характеристики механических свойств ниже
перечислены.
Прочностные характеристики: предел текучести от или о0 2 (МПа) —
напряжение при начале пластического течения, на которое ориентирова-
ны все расчеты конструкций, и предел прочности ов (МПа) — наибольшее
сопротивление деформации (при дальнейшем растяжении образец сужает-
ся с образованием шейки, так что его сопротивление падает). На предел
прочности ориентированы расчеты сопротивления деформации при холод-
ной обработке давлением.
Предельную возможную пластическую деформацию описывают относи-
тельное удлинение б (%) и относительное сужение у (%) к моменту разру-
шения. Это важнейшие для технолога характеристики деформируемости
материала при прокатке, штамповке, гибке, правке.
Простейшая характеристика сопротивления большим деформациям (око-
ло 30...35%) — твердость при вдавливании (стального шарика — по Бри-
нелю НВ или по Роквеллу HRB, алмазного конуса — по Роквеллу HRC
или пирамиды — по Виккерсу HV).
Ударная вязкость суммирует работу изгиба надрезанного образца при
ударе и работу распространения трещины в нем. Пропорция этих со-
ставляющих зависит от остроты надреза — его радиуса «в корне»: 1 мм
в образце Менаже (тип 1 по ГОСТ 9454) — ударная вязкость KCU
(МДж/м2); 0,25 мм — по Шарпи — KCV (тип IV ГОСТ). В некоторых
стандартах приводят непосредственно работу разрушения CVE (Дж),
тогда как в ГОСТе ее делят на площадь сечения образца (=0,8 см2),
получая размерность МДж/м2.
«В чистом виде» сопротивление распространению трещины в конструк-
ции указывает вязкость разрушения Kic (МПа’м1/2), измеряемая по нагруз-
ке в момент старта трещины заданного размера (заранее наведенной).
Для каждого назначения выбирают сталь (и ее состояние) с оптималь-
ным сочетанием прочности и пластичности (поднимая одно, почти всегда
понижаем другое).
Микроструктура. Уровень прочности и пластичности стали определяет-
ся ее микроструктурой. В большинстве сталей конечная структура изделия
получена в результате превращений высокотемпературной фазы — аусте-
нита — при его охлаждении. Зависимость конечной структуры от скорости
охлаждения отображают термокинетические диаграммы (рис. 15.2). С рос-
450
КАЧЕСТВО СТАЛИ
том скорости охлаждения структурные составляющие сменяются в поряд-
ке: феррит — перлит — сорбит — бейнит — мартенсит. В этом же порядке
твердость (HRC, НВ) и прочность (ов) нарастают, а пластичность (8, у)
падает. Вязкость примерно пропорциональна произведению ов • 8, и ее
максимум может быть где-то посреди этого ряда.
В феррите всегда не более 0,03% углерода. Перлит, сорбит, бейнит —
двухфазные структуры (феррит+цементит Fe3C). Эти структуры тем твер-
же, чем больше в них углерода (в виде цементита) и чем мельче частицы
цементита (чем быстрее было охлаждение). В мартенсите растворено
столько же углерода, сколько в исходном аустените, и он тем тверже (и
хрупче), чем углерода больше.
Легирование влияет на предел текучести и твердость феррита прямо,
но не сильно: если в нелегированном феррите о0 2=130...150 МПа, то
прирост предела текучести от 1% (масс.) Мп, Сг, Ni — около 30 МПа (от
кремния — втрое больше). На предел текучести и твердость двухфазных
структур легирование влияет лишь косвенно (изменяя дисперсность цемен-
тита), а на мартенсит — практически не влияет.
Величина зерна. По стандарту величина зерна опознается на глаз срав-
нением со шкалой эталонных микроструктур (одной и той же в ГОСТ,
ASTM, D1N). Указывается «номер» или «балл зерна» N. Балл N = 1 выб-
ран так, что «при увеличении хЮО одно зерно занимает площадь в квад-
ратный дюйм». Шкала логарифмическая: N = 2 — зерно вдвое меньшей
площади, чем /V = 1, /V = 3 в 4 раза, и т.д. При этом средняя площадь
зерна F = 500 • 2 8 ~ N мкм2.
При автоматическом измерении удобнее находить не площадь зерна F,
а «среднюю хорду» d — среднее расстояние между точками пересечения
Рис. 15.2. Термокинетическая диаграмма превращений аустенита в стали 35ГС. В зави-
симости от скорости охлаждения (превращения) iv = 15...1000 К/с превращение прохо-
дит через области образования феррита Ф, перлита П, бейнита Б и мартенсита М и
дает указанную твердость НВ продуктов превращения (указана в кружках) [9]
15*
451
дулкдШ J~ гдлзл 15
случайной прямой с границами зерна. Для шкал ГОСТ d-Qffi^F и со-
ответствие d и F следующее:
Балл # 1 3 5 7 9 11 13
Средняя хорда d, мкм 224 112 56 28 14 7 3,5
Величину d обычно и считают «размером зерна».
Внутри зерна феррита нет сильных препятствий скольжению. Поэтому
сопротивление его течению создают границы зерна, и чем мельче зерно
феррита, тем выше предел текучести:
от = о, + ky/Jd . (15.1)
Коэффициент ку — постоянная Петча—Хома. В феррите ку = 600...700
МПа-(мкм)1/2, так что при зерне №9 предел текучести почти вдвое выше,
чем при зерне №1.
Чем больше деформация, тем больше препятствий создают внутри зер-
на сами следы скольжения и тем меньше влияет размер зерна на сопро-
тивление течению. Поэтому предел прочности ов зависит от размера зер-
на феррита слабее, чем предел текучести от.
После холодной деформации зерно феррита вырастает при рекристал-
лизационном отжиге. После горячей деформации рекристаллизуется аусте-
нит, а зерно феррита, полученного из него на 1—2 балла мельче, чем в
исходном аустените (в зависимости от скорости охлаждения).
Если потребитель использует сталь «в состоянии поставки», то и сда-
точной характеристикой может быть величина зерна феррита. Но если
машиностроители будут еще термически обрабатывать сталь, то важно
«наследственное зерно аустенита» — то, что получится после нагрева под
закалку (до стандартной для этой стали температуры).
У мартенсита столь сложная субзеренная структура, что в ней границы
зерна (исходного аустенита) — препятствие пренебрежимо слабое. Проч-
ность мартенсита от величины зерна не зависит. Перлит, сорбит, бейнит
— двухфазные структуры. Их прочность определяется прежде всего темпе-
ратурой образования (дисперсностью цементита), а не величиной зерна
исходного аустенита.
Если разрушение вязкое, то на деформацию до разрушения (8,%; у,%)
зерно почти не влияет. Но в условиях, например, хладноломкости транс-
кристаллитное хрупкое разрушение (скол} распространяется по одной кри-
сталлографической плоскости — через все зерно. Чем зерно феррита круп-
нее, тем сильнее концентрация напряжений от рассекшей его фасетки
скола и тем сталь более хрупкая.
452
качество cwm
Так же сильно влияет зерно исходного аустенита при зернограничной
хрупкости, вызванной ослаблением границ от собирания на них примеси.
Тогда вскрыть грань зерна — зернограничную фасетку — тем легче, чем
зерно крупнее (чем больше концентрация напряжений у его границ).
Мелкое зерно желательно при всех структурах, если есть риск хрупко-
го разрушения. Поэтому в высококачественных легированных конструк-
ционных сталях наследственное зерно аустенита должно быть не крупнее
5—6-го балла.
Хладостойкость. Когда сталь разрушается вязко (после большой плас-
тической деформации и сужения в шейке), образуется «волокнистый»
излом. Он состоит, как видно в электронном микроскопе, из «ямок» (раз-
мером обычно 0,5...5 мкм) — следов слившихся пор, возникавших по мере
разрушения около неких мелких включений иных фаз.
С охлаждением ниже комнатной температуры предел текучести ферри-
та круто растет. Тогда при некоторой температуре напряжение хрупкого
разрушения (скола зерна феррита) будет достигнуто ранее, чем предел
текучести. При понижении температуры испытания вид излома меняется:
от 100% вязкого, «волокнистого» излома к 100% скола (в виде «кристал-
лических» блестящих фасеток размером, равным размеру зерна). Соответ-
ственно падает работа разрушения — площадь под диаграммой растяже-
ния и ударная вязкость.
Используют разные критерии хладостойкости. За критическую темпе-
ратуру хрупкости 7^ (порог хладноломкости) можно принять:
а) температуру, при которой впервые замечено понижение вязкости с
охлаждением (начало спада — точка В на рис. 15.3);
б) интервал температур «вязко-хрупкого перехода» (ТВХП): от наиболь-
шей вязкости до наименьшей (В—С на рис. 15.3);
в) температуру Т50 получения 50% (по площади) волокнистого излома.
Хотя критическая температура
Т^рхр может сильно (на 100° и
более) меняться от условий испы-
тания (схемы и скорости нагруже-
ния, размера и формы образцов,
надреза на них), все характеристи-
Рис. 15.3. Сериальные кривые хладно-
ломкости сталей со структурой феррита
(Ф), перлита (П) и смешанных структур
с 25 и 50% перлита [6];
В — начало, С — конец вязко-хрупкого
перехода, А — В — «полка»
СТАЛЬ Ш РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ СЛАБА 15
ки ^крхр от изменения структуры смещаются в одну и ту же сторону.
Поэтому для характеристики хладноломкости выбирают испытания про-
стые и достаточно жесткие. Чаще всего измеряют для ряда температур
ударную вязкость KCU(7) или KCV(7) («сериальные кривые» Н.Н.Давиден-
кова — см. рис. 15.3), а из них определяют интервал ТВХП или темпера-
туру Т50. Для сдаточных же норм стандарты чаше задают только ударную
вязкость при наименьшей возможной температуре эксплуатации, напри-
мер, КС1Г60 (при -60 °C) или KCV-40.
Для листа строительной и трубной стали в мировых стандартах есть,
кроме того, «испытание падающим грузом» DWTT (Drop Weight Tear Test)
при различных температурах. Широкий (75 мм) «натурный» образец (во
всю толщину листа) с одного ребра надрезан. После удара по другому
ребру в полученном изломе (длиной 75 мм) измеряют долю площади, где
разрушение вязкое: DWTT-40 = 80%.
Почти все сооружения и машины работают круглый год на открытом
воздухе. В качестве возможной для них «крайней» климатической темпе-
ратуры в Европе часто принимают —26 °C. Строительные Нормы и Пра-
вила (СНиП) делят территорию России на четыре климатических района:
с предельной температурой —30 °C, —40 °C, —50 °C, —65 °C. Для судостро-
ительной стали «в арктическом исполнении» Российский Регистр и ре-
гистр Ллойда (Lloid’s Register of Shipping) нормируют KCV-40. Ниже —
65 °C работает только криогенная аппаратура (для получения, хранения,
транспортировки жидких газов) [1].
Величина зерна феррита влияет и на предел текучести, и на зарожде-
ние трещины по одной и той же причине: из-за концентрации напряже-
ний у границ. Поэтому между приростом предела текучести феррита До0 2
с измельчением зерна и изменением порога хладноломкости ДТ^хр нахо-
дили линейную связь: ДТкрхр/До02 ~ ~~ 0,6 К/МПа. Тогда в соответствии
с (1) от измельчения зерна феррита с №1 до №9 порог хладноломкости
должен понизиться на 80 °C — это весьма эффективный способ обеспе-
чить запас вязкости. После контролируемой прокатки стали типа 09Г2БТ
при зерне № 12 — 13 получали Т50 = —ПО...—120 °C [2].
Содержанием углерода определяется количество перлита после горячей
прокатки или нормализации. При 0,8% С в углеродистой стали 100%
перлита, и тогда вся сериальная кривая KCU(7) смещена (по сравнению
с ферритом) на 100° вверх. При этом «полка» KCU в несколько раз ниже,
а падение вязкости «пологое» — без резкого порога хладноломкости (см.
рис. 15.3). Уже 10...20% перлита существенно сказываются на KCU(7) -
ухудшают хладостойкость. Поэтому среди низколегированных строитель-
ных сталей выделяют классы малоперлитных (< 10% перлита) и бесперлит-
ных — наиболее хладостойких.
454
ЕЛЧЕСЩОС^АЛ}!
Трудно выразить в цифрах, как влияет на хладноломкость феррита соб-
ственно легирование. Во всех многочисленных исследованиях вместе с ле-
гированием изменялось и зерно, и содержание азота и углерода в твердом
растворе (а часто и некоторое количество перлита в структуре). Достовер-
но, что от 1% Si в феррите значение KCU на «полке» (интервал А—В на
рис. 15.3) снижается на 'Д.-.'/з, а температура Т50 повышается примерно
на 50°. Такой же прирост Т50 на 50 °C дает 0,1% фосфора. Повышает вяз-
кость феррита один лишь никель [1]: l%Ni снижает Т50 примерно на 20 °C.
Если легированы перлит, сорбит, бейнит, то важнее не свойства состав-
ляющего их феррита, а большая устойчивость исходного аустенита (чем
ниже была температура его распада, тем дисперснее цементит в этих про-
дуктах распада). Если же сравнивать структуры при равной дисперсности
(и количестве) цементита, то влияние легирования обычно не заметно.
Чем меньше цементита в бейните, тем больше его вязкость. Поэтому
по соотношению критической температуры Т50 и предела текучести о02
(рис. 15.4) наилучшая структура — «сверхнизкоуглеродистый» бейнит
(«игольчатый феррит») — как, например, в стали типа 02Г2БМТ [3]. Сход-
ные структуры и свойства также у сталей с безуглеродистым мартенситом
(при большем легировании: как 07ХЗГНМ — для компрессорных труб или
06Н6 и 06Н9 — для криогенной аппаратуры).
Старение стали. В низкоуглеродистой стали, в структуре которой пре-
обладает феррит, известно изменение свойств при хранении (или в эк-
сплуатации) после быстрого охлаждения от высоких температур (зака-
лочное старение) или после пластической деформации (деформационное
старение).
Старение обусловлено примесями внедрения (углеродом и азотом),
растворенными в феррите. Они достаточно быстро диффундируют уже
при комнатной температуре, а «носители» пластической деформации —
дислокации — их притягивают и, «обрастая» сегрегациями примеси,
закрепляются.
После старения, пока «свободных» дисло-
каций мало, пластическая деформация идет
лишь по мере рождения новых. По мере раз-
множения дислокаций сопротивление тече-
нию о(е) с деформацией е падает — на диаг-
Рис.15.4. Соотношение критической температуры хруп-
кости 75(| и предела текучести о02 низколегированных
сталей в зависимости от структуры [3]:
Ф — феррит, П — перлит; Б — бейнит; НБ — сверхниз-
коуглеродистый бейнит, кп — контролируемая прокатка
Рис. 15.5. Изменения диаграммы растяжения низкоуглеродистой стали по мере дефор-
мационного старения:
а — диаграмма после отжига; б — г — растяжение с промежуточной разгрузкой и вы-
держкой; {б — первая стадия старения, возврат на старую диаграмму; в — вторая ста-
дия, упрочнение сохраняется и далее площадки; г — третья стадия, после площадки
упрочнение нарастает)
рамме растяжения о(е) появляется «зуб текучести» (с^рх на рис. 15.5).
Пока «смягченная» размножением зона распространяется на весь обра-
зец, сопротивление деформации не меняется — на диаграмме видна пло-
щадка текучести {ВС на рис. 15.5). Ее длина еЛ = 0,5...7% — деформация
Людерса.
Старение длится дни и месяцы при комнатной температуре (часы и
дни — при 100 °C) и проходит четыре стадии (см. рис. 15.5). На I стадии
вдоль дислокаций оседают сплошные «одно-
атомные» цепочки атомов примеси, отчего
растут предел текучести о5ниж и деформация
Людерса еЛ . На II стадии длина площадки
ел неизменна, но вместе и одинаково с пре-
делом текучести поднимается вся диаграм-
ма. На III стадии на дислокациях есть и
частицы (размером в несколько наномет-
ров). Они упрочняют и сами по себе, так
что подрастает предел прочности, но соот-
ветственно падают удлинение и работа раз-
рушения (рис. 15.6). Иногда можно дож-
даться и IV стадии — «перестарения» (мед-
ленного смягчения от укрупнения частиц).
Рис. 15.6. Изменение свойств стали СтЗкп при рас-
тяжении со временем деформационного старения
при 20 °C {А — работа деформации, Дж, прибли-
зительно равна площади под диаграммой деформа-
ции) (В.К.Бабич, Ю.П.Гуль, И.Е.Долженков)
456
Старение вредно понижением пластичности (листа для холодной штам-
повки) или же охрупчиванием конструкции (зуб текучести означает боль-
шое сопротивление малым пластическим деформациям — местные пере-
грузки хуже «рассасываются»). Старение усиливает хладноломкость, отче-
го, например, несвязанный азот понижает ударную вязкость KCU-40
строительной стали.
Котлы, сосуды высокого давления, трубы больших диаметров согнуты
и сварены из листа. Отжечь всю конструкцию, чтобы снять наклеп, со-
зданный гибкой, чаще всего невозможно. За время работы деформацион-
ное старение приведет к охрупчиванию. Поэтому для сталей такого на-
значения предусмотрено испытание на механическое старение (ГОСТ 7268):
лист деформируют (растяжением или сжатием на 10%), а затем старят 1 ч
при 250 °C; мера склонности к старению — относительное понижение
ударной вязкости KCU после него.
Опасно охрупчивание от старения околошовной зоны сварки в конст-
рукциях, где металл нагревался вплоть до точки плавления и быстро осты-
вал. Феррит мог растворить предельное (по диаграмме состояния Fe~С)
количество углерода (0,020...0,025% С при 720 °C) и сохранить его при
охлаждении.
Чтобы предотвратить старение, углерод и азот надо удалять — либо
вообще из стали, либо связав их в нерастворимые соединения: карбиды и
нитриды. Допустимый остаток примесей внедрения в растворе определяли
прямым экспериментом. При 0,0023% (масс.) N есть все четыре стадии
деформационного старения железа (при 60 °C). Удаляя углерод отжигом в
водороде, убедились, что II стадии старения не стало при 0,004% С, но
зуб текучести (I стадии) ослабевал лишь после очистки до 0,002% С.
Но в сталях углерода обычно больше чем 0,03%С, так что феррит
может при нагревах до предела насыщаться углеродом из цементита.
(Сколько углерода уйдет из раствора обратно в цементит, зависит от ско-
рости охлаждения).
Азот попадает в расплав из воздуха — через шлак, в конвертере — из-
за недоочистки кислорода, при непрерывной разливке — от захвата стру-
ей. Даже чистый кислород (99,5% О) приносит 4/5 всего азота в конвер-
терной стали — 0,0020...0,0035% N на выпуске [4]. ГОСТ 1050 допускает
в качественной углеродистой стали < 0,006% N, ГОСТ 380 в рядовой стали
<0,008% N, а при электродуговой выплавке даже <0,012% N. Между тем
равновесная с нитридной фазой растворимость азота в феррите 0,10%
N (максимум — при 590 °C), а при 200 °C — 0,01% N. Очевидно, в не-
легированной стали весь азот, попавший в сталь при плавке, оказывает-
ся в растворе — его там не меньше, чем углерода и вполне достаточно
для старения.
457
СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
Примесь внедрения X (азот или углерод) связывают микролегировани-
ем — введением в сталь металла Me, образующего прочное соединение
МеХ. Но при обшей концентрации [X], например, азота [%(масс.)], часть
его [Х]о останется в растворе при любом количестве введенного металла
[Ме]. Этот остаток [Х]о и [Ме]0 в равновесном растворе можно найти из
закона действующих масс:
[Х]ох[Ме]о = ЦТ).
(15.2)
Произведение растворимости ЦТ) экспоненциально растет с темпера-
турой, так что измеренная зависимость lg £ (1/7) — обычно линейная, как
на рис. 15.7 для азота и углерода в железе. (Чем ниже прямая на рис.
15.7, тем сильнее металл Ме связывает примесь).
Пусть, например, общее содержание азота в стали [X], а после введе-
ния металла в количестве [Ме] в равновесном растворе остается [Х]о . Ос-
тальное количество {[X] — [Х]о| связано в соединение состава МеХ.
По соотношению атомных масс и произведению растворимости на рис.
15.7 можно получить необходимое содержание микролегирующего элемента
Ме, чтобы сталь стала нестареющей (например, чтобы в растворе оста-
лось менее 0,001% N). Но в практической реализации здесь существует
несколько трудностей.
Во-первых, один и тот же элемент Ме может давать прочные соеди-
нения с тремя металлоидами О, N, С — как Ti, Nb, Zr, или с двумя
(А1 — О, N; V — С, N). Связь Ti, Nb, Zr, Al с кислородом — самая силь-
ная, и чтобы они не ушли в оксиды, их
вводят только в хорошо раскисленный ме-
талл. А при разливке защищают струю (на-
пример, аргоном) от вторичного окисления.
Соответственно в стандартах есть, например,
две нормы и два способа анализа: алюминий
растворимый (в кислоте) — находящийся в
твердом растворе и в нитриде A1N — и алю-
миний общий', их разность — алюминий, без-
возвратно потерянный в оксидах.
Во-вторых, соединение МеХ тоже нужно:
если оно выпадает при достаточно низкой
температуре, в виде наночастиц не крупнее
Рис.15.7. Произведения растворимости ЦТ) нитри-
дов и карбидов в аустените в зависимости от тем-
пературы [2, 30]
458
КАЧЕСТВО СТАЛИ
10...100 нм, то при объемной доле vMeX ~ 0,001...0,0001 обеспечивает мел-
козернистость феррита и аустенита (см. п.2). Если р = АМе/Ах отноше-
ние атомных масс металла АМе и металлоида Ах, то объемная доля со-
единения МеХ составит (%)
vMeX = (₽+1) (Рре/РМех) ПХ] " <15’3)
где pFe и рМеХ ~ плотность железа и соединения МеХ, соответственно.
В-третьих, если много металла Me останется в растворе, то быстро
укрупнятся наночастицы МеХ и, как следствие, вырастет зерно (п.2).
Излишек же наночастиц МеХ будет упрочнять (и, например, в мягкой
стали для холодной штамповки это вредно: «непреднамеренное легирова-
ние» снижает пластичность).
По совокупности этих причин для микролегирования нужно не только
низкое содержание кислорода и азота в расплаве, но и точное знание их
количества — для расчета и ввода легирующих «в последний момент»
(например, порошковой ленты в кристаллизатор).
Есть два типа микролегирования. Если достаточная для удаления при-
меси внедрения температура равновесия выше, чем температура прокат-
ки, то примесь связана раз и навсегда. А если частицы МеХ выпадают
ниже температуры прокатки (при охлаждении после нее), то при отжиге
или при нагреве под закалку они будут еще растворяться, и их превраще-
ния «туда и обратно» надо учитывать при выборе режимов.
Сравнить результаты можно на примере низкоуглеродистых сталей для
холодной штамповки. Кипящая сталь 08кп при < 0,10% С и < 0,006% N
(не микролегированная) состарена уже после прокатки и отжига. Чтобы
устранить зуб и площадку текучести, ее дрессируют: деформируют на
0,7... 1,5% (за площадку текучести), после чего ГОСТ 9045 гарантирует по-
требителю пластичность на 10 сут после отгрузки (а далее она опять со-
старится — срок зависит и от погоды).
В сталь 08 Ю при содержании <0,07% С; <0,006% N и <0,02% О вво-
дят 0,02...0,07% алюминия («общего»). Он предотвращает старение, связы-
вая азот в нитрид A1N. Частично A1N выпадает в конце горячей прокат-
ки, а остаток — при низкотемпературной выдержке в конце отжига (пере-
старении — ускоренном старении до четвертой, смягчающей стадии).
Кардинальное решение — выплавляемые сегодня миллионами тонн IF-
стали (interstitial free — свободные от примесей внедрения). В них после
вакуумного обезуглероживания остается в расплаве сумма (C+N+O) <
0,006% (масс.), а окончательно 0,003...0,005% С, 0,003...0,005% N, <0,02%
Si. Введенные 0,03...0,05% А1 и 0,05...0,08% Ti (иногда еще 0,02% Nb за
счет титана) связывают все примеси внедрения в прочные соединения
459
СТАДЕ НА РУБЕЖЕ СТ ТПП ’ГЛАВА 15
МеХ, снимая проблему старения. Частиц же карбидов и нитридов МеХ
при этой чистоте так мало, что предел текучести о0 2 и пластичность (уд-
линение 8) соответствуют «чистому железу».
В итоге нормы свойств для этих трех вариантов составляют:
Сталь 08кп 08Ю IF
с02, МПа <240 <200 130-150
5, % >36 >36 >45
Связывание остатка азота бором (в нитрид BN) делало IF-сталь еще
мягче: о0 2 = 124 МПа и 8 = 52% (при 0,0014% С, 0,0015% N, 0,05% Ti,
0,0003% В).
Прокаливаемость. Термокинетическая диаграмма превращений аустенита
указывает для каждой скорости охлаждения (w = 15... 1000 К/с на рис.
15.2) температуры начала и конца образования каждой из структур (фер-
рита, перлита, бейнита, мартенсита). Из диаграммы видна критическая
скорость охлаждения wKp для получения каждой структуры (например, по
рис. 15.2, чтобы образовался мартенсит, сталь 35ГС должна охлаждаться
со скоростью w > wKp ~ 400 К/с). С изменением скорости меняется и
твердость продуктов превращения (см. рис. 15.2).
Чаще всего требуется получить одинаковую структуру (и прочность) по
всей толщине изделия: обеспечить при данном его сечении сквозную про-
каливаемость (мартенситную — на 100% мартенсита, бейнитную — для по-
лучения бейнита без перлита, перлитную — на перлит, без феррита). Ско-
рость охлаждения зависит от охлаждающей среды (вода, масло, воздух и
т.п.) и от глубины под поверхностью металла (поскольку лимитирует его
теплопроводность). Прокалится ли данное изделие насквозь, укажет тепло-
технический расчет: в центре надо получить скорость охлаждения кр,
а критическая скорость wKp для данной стали и структуры известна из
экспериментально построенных термокинетических диаграмм [5, 6].
Прокаливаемость измеряют как сдаточную характеристику каждой плав-
ки. Для этого стандартный образец-цилиндр закаливают, охлаждая только
с торца струей воды под давлением. После этого измеряют распределение
твердости HRC(z) с расстоянием z от торца (кривую прокаливаемости). Для
каждой конструкционной стали ГОСТ 1050 и ГОСТ 4543 нормируют по-
лосу прокаливаемости'. линии верхней и нижней границы, между которы-
ми должны укладываться кривые прокаливаемости HRC(z) всех плавок.
ГОСТ дает также таблицы соответствия между величиной HRC(z) и ди-
аметром прутка, который при закалке получит ту же твердость в сердце-
вине (отдельно для охлаждения в воде или в масле для каждой марки).
Причины, по которым потребителю нужна заданная прокаливаемость,
весьма разнообразны. Во-первых, прокаливаемость гарантирует нужную
460
ICtfECTflO СТАЛИ
структуру в необходимом сечении (и соответствующие однородные проч-
ность и вязкость). Например, при одинаковой заданной прочности марку
улучшаемой стали с 0,4% С выбирают по диаметру изделия: чем толще,
тем глубже нужна прокаливаемость. Если же не получить 100% мартенси-
та после закалки, то не будет и 100% сорбита после высокого отпуска, а
остаток свободного феррита приведет к хладноломкости. В шарикопод-
шипниковой стали ШХ15 (со структурой мартенсита) пятна бейнита (даже
в малом количестве, еще не заметном по твердости) ускоряют контакт-
ную усталость.
Во-вторых, при большей прокаливаемое™ те же свойства дает более
медленное, «мягкое» охлаждение: без термических напряжений (от боль-
шого перепада температур по сечению), без закалочных трещин или ко-
робления детали. Так, по возможное™, закалки в масле или на воздухе —
без «поводок» и коробления — выбирают марки стали для длинномерного
инструмента.
В-третьих, для изделий с поверхностаым упрочнением разная глубина
закаленного слоя дает разное изменение размеров и коробление детали
(поскольку удельный объем мартенсита больше, чем у других структурных
составляющих). Чем больше разброс прокаливаемое™ между плавками, тем
больше надо оставлять припуск, снимаемый шлифовкой после закалки. От
гарантий прокаливаемое™ зависит, например, вся технология (и цена)
массового производства цементованных шестерен: при узкой полосе про-
каливаемое™ окончательный профиль зуба получают резанием сырого
металла, а при широкой — точным профильным шлифованием уже зака-
ленного зуба.
В сталях пониженной прокаливаемости (как 55ПП — Сг58 по ГОСТ 1050)
гарантируется низкая прокаливаемость при высоком содержании углеро-
да. Тогда тонкий (1,5...3 мм) твердый (полумартенситный) слой с зерном
№ 11—12 на поверхности зуба шестерен (при вязкой его сердцевине)
можно получать просто закалкой. (Иначе нужна многочасовая цементация
малоуглеродистой стали — насыщение углеродом с поверхности).
Прокаливаемость стали растет с содержанием углерода и легирующих
элементов, но зависит от них явно не аддитивно: взаимодействие лешру-
ющих не менее важно, чем их действие порознь. Чтобы прогнозировать
ее по составу, для 5000 плавок различных легированных конструкцион-
ных сталей из кривых прокаливаемости (при одинаковом зерне № 7) был
определен идеальный критический диаметр — диаметр прутка, на оси ко-
торого будет получено 50% мартенсита при бесконечно быстром охлажде-
нии поверхности. Из этих данных стандарт J-406 SAE (Society of
Automotive Engineers) прогнозирует идеальный критический диаметр как
произведение
461
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
D (мм)/25,4 = /с /Мп /Мо /Сг /v /Си /Ni fSi
(15.4)
факторов прокаливаемости f элементов, нарастающих с их концентра-
цией (рис. 15.8). По нему можно вычислить и распределение твердости в
изделии любого сечения.
Факторы /определены только для указанных на рис. 15.8 интервалов
концентрации, и экстраполировать их было бы неосмотрительно. Например,
никель в больших концентрациях (3...4%) повышает прокаливаемость мно-
го сильнее, и потому он всегда необходим в поковках большого сечения.
Допускаемый ГОСТ диапазон состава соответствует, например, для
сталей 10Г2 или 20ХМ четырехкратному различию D. Чтобы сузить раз-
бег прокаливаемости до приемлемого потребителю, есть два пути. Тради-
ционный: сужение допусков на состав (селект-марки), особенно по угле-
роду в конструкционной углеродистой качественной стали. В каждой марке
ГОСТ 1050 допускает разбег в 0,08% С.
В легированной стали по ГОСТ 4543 разбег 0,06...0,08% С, но не ме-
нее важно и «непреднамеренное легирование» за счет состава лома. Ког-
да есть надежный экспресс-анализ по расплавлении, фирмы по соглаше-
нию с заказчиком практикуют и другой подход: выйти даже за пределы
марки (частично заменив один легирующий элемент другим), но по соот-
ношению (15.4) ввести прокаливаемость в заданную узкую полосу.
Чем крупнее зерно аустенита при нагреве под закалку, тем прокалива-
емость обычно выше. Прогноз прокаливаемости по составу (15.4) отно-
сится к стандартному зерну № 7. У потребителя же стабильность прока-
ливаемости надо обеспечивать еще и «наследственной» стабильностью
зерна (см. п.2).
Как видно из термокинетической диаграммы (рис. 15.2), прокаливае-
мость бейнитная (для получения бейнита без перлита) или перлитная (без
феррита) совершенно иная, чем мартен-
ситная. Поэтому факторы прокаливае-
мости для строительных сталей опреде-
ляют отдельно (не по рис. 15.8).
Свариваемость. Довольно редко про-
кат есть конечная продукция, готовая к
применению. Потребитель, как правило,
сваривает все листовые стали, практи-
чески все строительные (балки, плиты,
Рис. 15.8. Факторы прокаливаемости легиро-
ванной конструкционной стали (при зерне аус-
тенита № 7)
462
КАЧЕСТВО СТАЛЛ
арматуру) и часто даже рельсы (в длинные плети). Свариваемость — воз-
можность получать сварной шов без трещин, который по прочности и
вязкости не хуже основного металла. Она проверяется испытаниями пос-
ле сварки специальных образцов [7]. Условия хорошей свариваемости
стали обычно противоречат требованиям прокаливаемости.
С точки зрения металлургии дуговая, контактная, точечная электросвар-
ки заключаются в расплавлении и быстрой кристаллизации стали — по-
чти закалке из расплава. Неравное тепловое расширение зоны сварки
создает высокие сварочные напряжения в шве и около него — и во время
кристаллизации, и после охлаждения.
Термические напряжения в ходе сварки вызывают в шве горячие тре-
щины (разрушение в твердожидком состоянии). Риск их появления тем
больше, чем шире интервал температур кристаллизации (чем больше в
стали углерода) и чем больше легкоплавких сульфидов. Критерий риска
горячих трещин [7]
HCS = 330[C]x{[S]+[P]+[Si]/25}/[Mn], (15.5)
Для углеродистых сталей риска нет при HCS < 4. Риск растет пропор-
ционально сумме серы и фосфора.
Быстро остывающий шов (а также нагревавшаяся вплоть до точки
плавления околошовная зона) мотут «подкаливаться»: после охлаждения в
структуре появится хрупкий мартенсит. В такой охрупченной зоне свароч-
ные напряжения вызывают холодные трещины. Чем больше углерода в
стали, тем аустенит устойчивее (тем легче переохладить его до точки об-
разования мартенсита) и тем хрупче мартенсит. Поэтому чем больше уг-
лерода, тем хуже свариваемость.
По испытаниям многих марок стали влияние углерода и легирующих
элементов на свариваемость удалось свернуть в один обобщенный пока-
затель — углеродный эквивалент', количество углерода в нелегированной
стали, у которой свариваемость такая же, как и у данной легированной.
Так, для строительных сталей (в ГОСТ Т1Т1Т) углеродный эквивалент вы-
числяется по составу [%(масс.)] как
СЭ=С + Мп/6 + Si/24 + Сг/5 + Ni/40 + Cu/13 + V/14 + Р/2.
(15.6, а)
Сварка не требует специальных мер (подогрева конструкции и т.п.),
если углеродный эквивалент Сэ < 0,49% для строительной стали класса
С390 (с нормой предела текучести о02 > 390 МПа) или Сэ < 0,51% — для
класса С440.
Для более прочных, микролегированных сталей [7]
463
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
сэ=с + Мп/6 + (Cr+Mo+V+Ti)/5 + (Ni+ Cu)/15; (15.6, б)
и допускается Сэ < 0,37%.
Лишь в редких случаях есть возможность термической обработки швов
(или конструкции в целом) после сварки. Чтобы шов и прилегающая зона
термического влияния не оказались мягче основного металла, сталь сред-
ней и высокой прочности при сварке все-таки должна подкаливаться, но
не на мартенсит, а на более вязкую структуру — такую же, как в основ-
ном металле (например, бейнит). Тогда цель легирования — сбалансиро-
вать состав, обеспечивающий и свариваемость, и прокаливаемость. Так, в
микролегированной стали наночастицы карбонитридов (Ti, Nb, V) страху-
ют зону термического влияния: от роста зерна (при сварке) и от старе-
ния (впоследствии).
Околошовная зона, претерпев высокий нагрев и медленное охлажде-
ние, обычно более хладноломка, чем основной металл. Поэтому для тол-
стого листа ответственного назначения есть сдаточное испытание на ох-
рупчивание при сварке. Наварив на лист валик металла, испытывают
вырезанный около шва образец на ударную вязкость при заданной низ-
кой температуре (CVE-20 HAZ — ударная вязкость в зоне термического
влияния — Heat Affected Zone).
Обрабатываемость резанием. В 1990 г. 40% рабочих машиностроения
СССР были заняты резанием, переводя в стружку 7...8 млн.т металла.
Сопротивление стали резанию определяет производительность труда, а
также расход инструмента из быстрорежущей высоковольфрамовой стали
(почти 1 млн.т в год) и твердых сплавов (карбида вольфрама с кобаль-
том). На высокопроизводительной автоматической линии синхронно ре-
жут металл сотни разных инструментов. Линии вообще не смотут рабо-
тать при нестабильной обрабатываемости стали, когда прежде регламент-
ного срока придется сменять то один, то другой инструмент. Наконец,
саму пригодность детали часто определяет точность и гладкость обрабо-
танной поверхности (например, резьбы).
Обрабатываемость стали резанием — комплексный показатель, куда вхо-
дит сила сопротивления резанию, темп износа инструмента, гладкость
поверхности резания, ломкость (легкость отвода) стружки. В любом случае
для обрабатываемости нужна не только «достаточно мягкая» микрострук-
тура, но и равноосные, однородно размешенные включения, которые под
резцом отслаиваются, чтобы по ним отделялась и дробилась стружка.
В автоматных сталях (для обработки резанием на станках-автоматах)
используют два типа таких включений: легкоплавкий металл (0,08...0,30%
свинца или, что много дороже, 0,1% висмута) и сульфиды или их анало-
ги — соединения селена и теллура.
464
КАЧЕСТВО СТАЛИ
Преимущество свинца в том, что под резцом он плавится и служит еще
и смазкой для инструмента. Но при плавке стали легкокипящий ядовитый
свинец выносится в цех. Кроме того, как ни защищать персонал в цехе,
весь свинец через 10—15 лет вернется с несортированным ломом, выкипит
и будет разнесен дымом по округе металлургического завода. Свинцовис-
тую сталь нужно отделять от остальных и в производстве: известен случай
хронических отравлений питьевой водой, после того как из слитков такой
стали ошибочно прокатали заготовку для водопроводных труб.
Поэтому свинцовистые автоматные стали (например, АС12ХН с 0,30%
РЬ) в последнее время вытесняются бессвинцовыми. В них вводят много
серы (0,04...0,12%S), но связывают ее кальцием в равноосные недеформи-
руемые включения [2].
Стали с очень низким содержанием серы настолько вязкие, что плохо
режутся. Поэтому в конструкционных сталях содержание серы иногда
ограничивают не только сверху, но и снизу: для обработки на автомати-
ческих линиях в стали должно быть не менее 0,015.„0,020% S [8].
Штампуемость. Экономическая эффективность массового машиностро-
ительного производства во многом определяется тем, насколько поштуч-
ное — трудоемкое и энергоемкое изготовление деталей (отливку, ковку,
резание) удается заменить автоматизированной холодной обработкой дав-
лением: штамповкой из листа и ленты, высадкой и накаткой из прутка и
проволоки.
Сталь для холодной высадки в состоянии поставки (перед штамповкой)
должна выдерживать большую деформацию. Например, при высадке го-
ловки болта деформации не менее 65%, а часто и до 85%. При сдаточ-
ном испытании на осадку (ГОСТ 8817) на цилиндрическом образце после
сжатия на 2/з! исходной высоты не должно быть трещин. Соот-
ветственно обозначены и группы стали для холодной высадки и выдавли-
вания: 50; 66; 75. Для них ГОСТ 10702 ограничивает также и твердость (с
двух сторон!): допустимо 120...210 НВ. Более твердая сталь не до конца
заполняет ручьи штампа, повреждает инструмент, трескается; совсем мяг-
кая — течет неравномерно, налипает на инструмент [8].
После холодной высадки предпочтительнее получать сразу конечные
свойства (без термообработки). Например, болты класса 8 (с разрывным
напряжением 800 МПа) работоспособны сразу после холодной высадки и
накатки резьбы, если изготовлены из микролегированной стали 13Г2БФ
(с мелкозернистой феррит-бейнитной структурой после горячей прокатки)
[2]. Другой вариант — низкоуглеродистые двухфазные стали [3]. Так, в
стали 06ХГР для холодной ковки (объемной штамповки) структуру из
феррита и 20% мелких зерен мартенсита получают закалкой из двухфаз-
ной а + у- области в конце прокатки.
465
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
Пластичность среднеуглеродистой стали обеспечивает однородная струк-
тура зернистого перлита. Ее получают сфероидизирующим отжигом (пос-
ле сорбитизации — ускоренного охлаждения проката [9]). Отжиг проводят
либо садками (пачек калиброванного прутка или бунтов), либо с индук-
ционным нагревом (при перемотке из бунта в бунт). Для большей плас-
тичности в таких сталях смягчают феррит, ограничивая содержание крем-
ния (0,05...0,15% Si) и марганец (<0,6% Мп). Зернистый перлит получали
и без термической обработки: деформацией в ходе распада аустенита (за
много проходов прокатки при охлаждении от 1150 до 600 °C), но это за-
висит от возможностей стана.
К тонкому листу (0,1...2 мм) главнейшее требование — пластичность,
возможность изготовить штамповкой-вытяжкой деталь сложной простран-
ственной формы. Категории тонколистовой малоуглеродистой стали для
холодной штамповки (автомобильного листа) ранжированы в ГОСТ 9045
по их пластичности: ВГ — весьма глубокой вытяжки, СВ — сложной вы-
тяжки, ОСВ — особо сложной вытяжки. Соответствующее относительное
удлинение 64 > 34...40% (84 — для образца с пропорцией рабочей длины и
ширины 4:1).
Кроме того, специальное испытание (ГОСТ 10510) имитирует штампов-
ку: вытяжка сферической лунки по Эриксену — вдавливанием шарика в
защемленный по кольцу лист. В способе испытания на вытяжку стандар-
ты разных стран расходятся, есть и более жесткие схемы (например,
вытяжка стаканчика цилиндрическим пуансоном). Хотя в России ГОСТ
признает лишь вытяжку по Эриксену, заводы испытывают металл и ины-
ми методами, если заказчик считает, что они лучше отражают реальную
штампуемость.
Чистый металл всегда пластичнее сплава, и потому лучший автолист
был бы просто из чистого железа. Действительно, в стали 05кп, 08кп
углерод (< 0,06...0,12% С) был нужен, чтобы раскислять сталь, «не засо-
ряя» ее раскислителями (остатком Si и Мп). Помехой будут также Си, Сг,
Ni из лома в шихте. К чистому железу близки IF-стали: при 0,003...0,005%
С, < 0,02% Si, < 0,18% Мп обеспечено 8 > 45%.
Желательная структура — 100% феррита. Остаточный углерод обычно
образует не перлит, а структурно свободный цементит. Но если при ох-
лаждении после прокатки цементит образовал вместо «зернышек» зерно-
граничную сетку (или хотя бы пунктир «червячков»), при деформации он
трескается, отчего пластичность падает. Поэтому браковочный признак —
балл по пятибалльной шкале структур цементита (ГОСТ 5640).
Другое жесткое требование — к старению (от остаточного азота) и его
последствиям. Если на диаграмме растяжения есть площадка текучести
длиной £л (см. рис. 15.5), то при деформациях £ < £л образец течет неус-
466
КАЧЕСТВО СТАЛИ
тойчиво и неравномерно: в одних местах скачком достигается е = ел, пока
в других е = 0. В результате на поверхности листа появляется макроско-
пический рельеф — полосы Людерса под углом 55° к оси растяжения. Когда
такой рельеф возникает при штамповке, он, во-первых, ухудшает плас-
тичность (подобно надрезу), а во-вторых, делает «рубчатой» поверхность,
что потом портит окраску. Чем мельче зерно, тем больше деформация ел
и тем резче полосы Людерса.
Но с другой стороны, чем крупнее зерно, тем заметнее, что пластичес-
кий сдвиг в смежных зернах не согласован (в каждом зерне своя ориен-
тировка кристаллографических плоскостей скольжения). Из-за несогласо-
ванности сдвигов на поверхности листа после штамповки проступает рель-
еф зерна — «апельсинная корка». Поскольку полосы Людерса сильнее портят
поверхность при мелком зерне, а апельсинная корка — при крупном, для
облицовочных наружных деталей приемлем лишь компромиссный размер
зерна: балл № 6...8 (для нестареющей стали 08Ю также и № 9).
Если при растяжении относительное изменение ширины В образца
Еу= —&В/В, а толщины £? = — &.Н/Н, то сравнение «истинных» (адди-
тивных) деформаций фу = In (1+ е^) и <рг = In (]+ е.) дает коэффициент
нормальной пластической анизотропии
R = (Ф/Ф,)- (15.7)
Лист вполне изотропный, когда ширина и толщина меняются одина-
ково: е = Ег и 7? = 1. Но гораздо лучше, чтобы лист сужался в толщину
меньше, чем в ширину: тогда его больше можно вытянуть при штампов-
ке, прежде чем наметится шейка и лист надорвется. Для удовлетворитель-
ной штампуемости считают необходимым R >1,5 [10].
Растяжение образцов, вырезанных вдоль направления прокатки, попе-
рек и под углом 45°, дает разные значения: Rq, R^q, R45. Их комбинация
Д/г=(/?0 + Яад - 2А45)/2 (15.8)
— коэффициент плоскостной анизотропии. Если при любом направлении
растяжения R одинаково, то ДА = 0. Но если у листа ДА #0, то при
вытяжке стакана разные его стороны утоняются по-разному, на его кром-
ке останутся фестоны — «уши» и понадобится их срезать. Желательно
поэтому ДА = 0 — отсутствие плоскостной анизотропии.
И та и другая анизотропия обусловлены кристаллографической тексту-
рой — характером преимущественной ориентировки решетки (по отноше-
нию к осям листа) в большинстве зерен. Кристаллизация дает текстуру
слитка (столбчатые кристаллы растут в одном кристаллографическом на-
правлении). При прокатке сдвиги идут по тем из кристаллографических
467
СТАЛЬ НА РУ$Е1КЕ СТОЛЕТИЙ
плоскостей скольжения, что ближе к плоскости наибольших касательных
напряжений. Горячая прокатка создает слабую, а холодная — сильную,
«острую» текстуру прокатки. Отжиг ее меняет, создавая текстуру рекри-
сталлизации (оттого, что границы между зернами разной ориентировки
движутся с разной скоростью).
Но существует «наследование текстуры»: слабая предшествующая тек-
стура может направить развитие сильной по другому пути. Поэтому уп-
равлять текстурой отожженного листа приходится на всех стадиях начи-
ная от плавки: через раскисление, режимы нагрева сляба, горячей про-
катки и охлаждения после нее, последовательность обжатий холодной
прокатки и режимы отжига [10].
Объект управления — наночастицы (например, A1N), сдерживающие
рост зерна (п.2). Если зерна «необходимой» ориентировки не могут выра-
сти крупнее некоторого размера, они не смогут поглотить все остальные.
Так, уменьшая количество растворимого (не связанного в оксиды) алю-
миния с 0,09 до 0,002%, повышали нормальную анизотропию с R = 1,6
до 2,0 [10]. В типичных IF-сталях (с 0,003...0,005% N) с управляемыми
наночастицами нормальная анизотропия R > 1,8 при плоскостной &R < 0,5;
а в стали с 0,0015% N получали R = 2,5. (В Японии разные марки IF-
стали и различаются нормой для величины R).
К развитию текстуры причастны и крупные неметаллические включе-
ния. Около них остаются недеформированные островки «старой» ориен-
тировки, и они могут послужить центрами роста нового зерна. Например,
когда вакуумирование расплава стали 08Ю вдвое снизило количество
включений крупнее 40 мкм, нормальная пластическая анизотропия вырос-
ла с R = 1,29 до 1,57.
Качество поверхности и геометрия проката. Любые стандарты на про-
кат содержат допуски на размеры, требования к его геометрии, а также к
шероховатости поверхности и состоянию подповерхностного слоя. Во
многих случаях именно этот набор требований ограничивает конкуренто-
способность производителя на рынке металла (для существенного повы-
шения качества оказывается нужен не только пересмотр технологии, но и
замена прокатного и отделочного оборудования).
Например, лист, разнотолщинный по ширине или длине рулона, при
штамповке в тонком месте рвется. От «надавов» листа или глубоких следов
зачистки заказчик теряет вокруг каждого дефекта много металла при рас-
крое, а при вырубке на автоматах получает неисправимый брак деталей. Если
плоскостность (планшетностъ) листа плохая, он морщится при штамповке.
Для ответственных конструкций иногда нормируют гарантированную проч-
ность листа - кроме предела текучести и разброса толщины порознь еше и
нагрузку, выдерживаемую при наихудшем их сочетании. Буровая труба с
468
КАЧЕСТВО СТАЛИ
разнотолщинностью стенок в 5... 10% — это не только такой же процент
потери прочности (рвется, где тонко), но и лишний груз в свинченной из
них колонне, то есть снижение еще на те же 10% допустимых напряжений.
Кривая труба — это дополнительные напряжения изгиба под осевой
нагрузкой. Кривой пруток может не годиться для рубки, высадки или то-
чения на станках-автоматах, так как просто застревает в механизме подачи
(так же, как и серповидная лента). «Плюсовый» диаметр и овальность прутка
— это не только перерасход металла, но и лишняя обработка резанием.
Шероховатость и дефекты поверхности проволоки ограничивают уста-
лостную прочность пружин. Для шлифованного прутка — «серебрянки»
инструментальной стали ГОСТ 14955 нормирует среднеквадратичную вы-
соту рельефа R.d (от 2,5 и до 0,32 мкм) — иначе нельзя изготовлять, на-
пример, сверла без шлифовки каждого из них.
Для холоднокатаного автолиста есть три категории шероховатости: по-
верхность глянцевая R.d < 0,6 мкм, матовая R.d = 0,8...1,6 мкм, шерохова-
тая Ra >1,6 мкм. В то же время столь гладкая поверхность должна удер-
живать смазку при холодной штамповке, и для этого прокатным валкам
придают специальную шероховатость (дробеструйный, а лучше — лазер-
ный или электроннолучевой, «регулярный» рисунок).
Обезуглероживание поверхностного слоя проката даст мягкую поверх-
ность после закалки. Этот слой потребуется снять (абразивной обдиркой
или обточкой — до закалки или шлифовкой — после). Поэтому для кон-
струкционной стали (ГОСТ 1050), содержащей более 0,3% С, обезуглеро-
женный слой должен быть не более 0,5% диаметра прутка (вместе с пе-
реходной зоной — до исходного содержания перлита). Примерно те же
нормы для шарикоподшипниковой стали ШХ15 [11].
Обезуглероженная поверхность пружинной и канатной проволоки рез-
ко ускоряет усталостное разрушение. Чтобы избежать обезуглероживания,
проводится светлый отжиг (в защитной атмосфере) бунтов сорта, катан-
ки и проволоки, а для шарикоподшипниковой и инструментальной стали
иногда и реставрационный отжиг (в печах с регулируемым углеродным
потенциалом) для насыщения поверхности углеродом до нормы.
2. МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОЕ КАЧЕСТВО
Факторы качества. Для потребителя качество проката — это его конеч-
ные технологические и эксплуатационные свойства. Они заданы структурой
через марочный состав стали. Но и достижимость такой структуры, и со-
путствующие осложнения определяются металлургическим качеством — фак-
торами, зависящими от металлургической технологии. К ним относятся:
469
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
а) макро- и микронеоднородность состава (а отсюда — и структуры, и
свойств);
б) технологически неизбежные малые примеси (сера, фосфор, примеси
цветных металлов, кислород, азот, водород);
в) состав, размеры, форма и неоднородность распределения соединений
примесей — неметаллических включений.
Во многих случаях — это ключевые, никак не «побочные» слагаемые
качества.
В этой главе рассматриваются факторы металлургического качества
только для крупнотоннажного производства на металлургических заводах:
сортового и листового проката, труб и некоторых метизов (металлических
изделий — калиброванного прутка, проволоки, ленты, канатов, крепежа).
Структура этого производства представлена на рис. 15.1.
Здесь не рассмотрено весьма специфическое производство стали непос-
редственно в машиностроении: стальные отливки (около 5 млн.т), круп-
ные (1...500 т) поковки из специального кузнечного слитка — для гребных
валов судов, роторов турбин и генераторов, корпусов химических реакто-
ров, прокатных валков и крупных штампов. Малотоннажное производство
сталей особо высокого качества, например жаропрочных (в ряду составов
«плавно переходящих» в никелевые сплавы), рассмотрено в гл. 13.
Ниже перечисляются важнейшие факторы металлургического качества
крупнотоннажной продукции (отбор критических факторов для каждого ее
класса рассмотрен в п.З).
Зональная ликвация и макронеоднородность. В соответствии с диаграм-
мой фазового равновесия затвердевающий металл и расплав различаются
по составу (и последние порции расплава могут достигать состава легкоп-
лавкой эвтектики). Поскольку кристаллы растут от поверхности к оси
слитка, есть разница в составе по его сечению — зональная ликвация. Она
зависит от вида диаграммы состояния, скорости затвердевания и направ-
ления теплоотвода при кристаллизации (от размеров и формы слитка или
непрерывнолитой заготовки).
Степень ликвации, или коэффициент ликвации К = Сщах/с^ — отно-
шение наибольшей и наименьшей концентрации элемента в разных зонах
слитка (иногда она достигает даже 20-кратной).
В слитке кристаллы растут «внутрь и вверх», последней застывает вер-
хняя часть на оси слитка. Здесь появляется усадочная раковина (обычно
идущая в обрезь), ниже нее остаются V-образные «усы» внецентренной
(внеосевой) ликвации, а там где фронты кристаллизации встретились, —
тонкие ликвационные шнуры (из последнего, самого грязного расплава) [2].
В них, например в слитке стали 55С2, находили фосфидные эвтектики,
возможные лишь при многократном обогащении фосфором [12].
470
КАЧЕСТВО СТАЛИ
При непрерывной разливке кристаллы растут горизонтально, двухфазная
зона на фронте кристаллизации узкая [13]. Струя металла из промежуточ-
ного ковша с большой скоростью (0,3...0,4 м/с) смывает ликват с фронта
кристаллизации, но в глубокую жидкую лунку на оси сляба она не про-
никает, и там есть большое обогащение примесью в узкой полосе. При
толщине сляба 250 мм толщина такой осевой зоны в СтЗсп всего 3...7
мм, а обогащение марганцем в ней — в два раза, фосфором — в три, уг-
леродом — в 2—4 раза, серой — в 15—20 раз (до 0,30...0,36% S при 0,025%
S в стали) [13].
В листе, полученном десятикратным обжатием такого сляба, «грязный»
слой тоньше миллиметра. Он не изменит прочности при растяжении и
вдоль, и поперек толстого листа, но катастрофически упадет пластичность
(и существенно — прочность) «в третьем направлении» — при растяжении
перпендикулярно поверхности листа. Это не так просто испытать (иногда
к листу приваривают головки для образца), но именно так толстый лист
нагружен в конструкции: в балке, сваренной «в тавр» из двух листов, или
в корпусе судна. Такой стык разрушается не по шву: вместо этого металл
под швом расслаивается и по слабому слою «отдирается с мясом». Иног-
да и уже при сварке углового или таврового шва от сварочных напряже-
ний появляются слоистые, «ламеллярные» трещины.
Для мало нагруженных швов считают достаточным, если при растяже-
нии «в ^-направлении» относительное сужение у > 10%, и тогда в стали
допускают < 0,02% S; для тяжело нагруженных конструкций от расслоя
гарантирует только > 20% и <0,01% S.
В стали непрерывной разливки «слабый слой» — на середине толщины
листа и сравнительно однородный по длине. После разливки в слиток
«слабых слоя» два (на месте «усов» ликвации), и они не на всей площади
листа. Поэтому плохая пластичность «в третьем направлении» — дефект
перемежающийся. Он может зависеть еще и от температуры металла в
ковше, и от «подробностей» раскисления (от деформируемости включе-
ний — сульфидов и силикатов).
Зональная ликвация серы сильнее, чем других элементов. Ее нагляд-
ную картину дает «серный отпечаток» по Бауману [14].
Мелкие сульфиды на серном отпечатке невидимы, отчего ближе к
поверхности слитка металл кажется чище по сере, чем он есть. (Включе-
ния сульфидов к середине 30-т слитка вырастали до 20...30 мкм в зоне
внеосевой ликвации и до 40...45 мкм — в ликвационных шнурах [13]).
Зональная ликвация серы видна и после больших обжатий, например на
серном отпечатке от поперечного сечения рельса или швеллера.
Кроме серы и фосфора, зональная ликвация других элементов прак-
тически малосущественна. Обычная ликвация углерода ±0,02% С [15] но,
471
СТАЛЬ Щ РУБЕЖЕ СТОДЙ'ИЙ " " ~
например, в трансформаторной стали с 0,04% С вдоль оси сляба находи-
ли полосы перлита (с 0,8% С) шириной 0,5 мм, совпадавшие с полосами
фосфора. Для предотвращения осевой ликвации серы (и разрушений по
этой зоне) используют:
а) кальций и редкоземельные металлы (РЗМ) для замены легкоплавкой
эвтектики MnS—FeS тугоплавкими CaS и CeS, кристаллизующимися рань-
ше (в стали 08 зональная ликвация подавлялась при 0,001...0,003% Са);
б) электромагнитное перемешивание при непрерывной разливке (в пять
раз ослаблявшее ликвацию серы);
в) прокатку при затвердевании непрерывнолитого сляба (с жидкой сер-
дцевиной и в твердожидком состоянии), реализованную при объеме про-
изводства 700 тыс.т в год;
г) прямую отливку полосы (со скоростью 10 м/мин при толщине
14... 19 мм).
Ликвация приводит и к различной иной макронеоднородности слитка
и проката. Поэтому в число сдаточных характеристик легированной кон-
струкционной, рессорной, шарикоподшипниковой, инструментальной, кор-
розионностойкой стали входит балл дефектов макроструктуры. Сравнени-
ем травленого темплета с эталонными шкалами (ГОСТ 10243, ГОСТ 1414)
определяют баллы центральной пористости, точечной неоднородности (от
сульфидов и оксисульфидов), ликвационного квадрата, общей пятнистой,
краевой пятнистой и подусадочной ликвации [8, 11, 16]. И, например, в
рабочем (закаленном) состоянии инструментальная сталь 9ХФ при цент-
ральной пористости балла 5 имеет вязкость разрушения KJc в три раза
ниже (по сравнению с баллом 1), при точечной неоднородности балла 5 —
в три раза, при ликвационном квадрате балла 2 — в пять раз, при поду-
садочной ликвации — вдвое.
Дендритная ликвация. Кристалл растет из расплава как дендрит —
«елочка» с ветвями первого, второго, а иногда и «иголками» третьего
порядка. Сам дендрит может быть размером до 1...10 см, а травление
макрошлифа обнаруживает «клетчатый» дендритный рисунок в масшта-
бах 0,1...1 мм.
Дендритную структуру характеризуют два параметра: расстояние меж-
ду осями дендритов А и коэффициент ликвации К = — отно-
шение наибольшей и наименьшей концентрации элемента (в осях и в
межосных промежутках дендритов). (Измеряемая иногда «доля площади»
осевых и межосных участков смысла не имеет, так как зависит от спо-
соба травления).
В зависимости от размеров слитка и зоны в нем шаг осей дендритов
первого порядка Aj = ОД...З мм, а второго Л2 = 3...100 мкм и даже до
400 мкм. Разделить оси первого и второго порядка бывает довольно труд-
472
КАЧЁСТВО СТАЛИ
но, и часто измеряют просто средний шаг осей дендритов на случайной
секущей. Это дает период Л ~ Л2 (он и определяет впоследствии, напри-
мер, структурную полосчатость).
Главные факторы дендритной ликвации — скорость фронта кристалли-
зации w и градиент температуры на этом фронте grad Т.
От поверхности к оси слитка градиент температуры grad Т убывает и
шаг дендритов Л растет. Например, в 4-т слитке мартеновской стали
ЗОХГСА шаг осей дендритов А, = 0,17 мм в начале зоны столбчатых
кристаллов и Aj = 0,6 мм — на оси слитка [12]. Шаг осей дендритов
второго порядка в стали ШХ15 на глубине 15 мм под поверхностью слитка
Л2=160 мкм, а на глубине 90 мм Л2 = 400 мкм. При непрерывной раз-
ливке стали 40ХН снижение скорости кристаллизации с w = 0,74 до 0,37
мм/с увеличило шаг дендритов с Л2 = 120 до 230 мкм [17].
Для дальнейшего важен не так размер дендритов, как связанная с ним
степень дендритной ликвации. Чем мельче дендриты, тем короче путь диф-
фузионного перераспределения примеси, тем меньше неоднородность соста-
ва. В стали 20ХМ с увеличением шага осей дендритов Aj = 0,2—>0,6 мм
нашли увеличение КСг — 1,2 —>1,4; КМо = 1,8-» 2,4. Поэтому же сте-
пень дендритной ликвации нарастает от поверхности к оси слитка:
Лмп ~ 1,24 —» 1,38; KSi = 1,20-» 1,34 в стали 17ГС непрерывной разлив-
ки. При разливке той же стали в слитки (такого же сечения) кристал-
лизация медленнее (на */з) и степень ликвации больше (на оси слитка
^Мп = 1,53 и = 1,44) [17].
В слитках легированных конструкционных сталей с 0,1...0,4%С нахо-
дили степень ликвации КСг = 1,3...2,1; АГМп = 1,2...1,9; А^ = 1,3...1,7;
A’Nj = 1,2. Сильно ликвируют карбидообразующие элементы: (W, Мо,
Сг). Углерод усиливает их ликвацию, расширяя температурный интервал
кристаллизации. Но углерод перераспределяется и после затвердевания:
выравнивая свою термодинамическую активность (а не концентрации),
он уходит в объемы с избытком карбидообразователей (W, Мо, Сг, Мп),
покидая объемы с избытком ферритообразователя (Si).
Обогащенный серой легкоплавкий ликват оттесняется в межосные и
междендритные промежутки. Поэтому, например, сульфиды «третьего
типа» повторяют рисунок дендритов. Чем мельче дендриты, тем меньше
ликвация серы [13] и мельче сульфиды. (Если при концентрации серы cs
вся она в дендритной ячейке размером А образует одну частицу сульфида
размером d, то (d/A)3~cs , т.е. d ~ А).
Дендритная неоднородность сохраняется и в прокате. Если ось денд-
рита наклонена к оси сляба на угол а0, а шаг осей Aq, то в листе, кото-
рый в к раз тоньше (и в к раз длиннее), наклон будет tg а = tg а0 /А2. В
продольном сечении дендриты видны как ленты толшиной А ~ Ац/к,
473
'СШЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ
ГЛАВА 15
вытянутые вдоль поверхности листа. В прутке в поперечном сечении ри-
сунок дендритов сохранится (но они станут в к раз мельче). Так, в слит-
ке стали ЗОХГСА сечением 560 х 560 мм2 оси дендритов были наклоне-
ны к оси слитка на угол а0 = 63...53° (больше — у поверхности слит-
ка), а после прокатки на квадрат 80 х 80 мм2 этот угол уменьшился до
а = 2,3...0,9° — дендриты превратились в полосчатую структуру, вытя-
нутую по оси проката [12].
Переменное содержание легируюших элементов (а с ними и углерода)
в полосах создает разницу в критической скорости охлаждения аустенита,
отчего одна и та же скорость охлаждения стали даст в осях и в межосьях
дендритов разную структуру. Так в прокате микрополосы ликвации на
месте дендритов порождают структурную полосчатость среднеуглеродис-
той стали: мартенсит-бейнитную, бейнит-перлитную, феррит-перлитную (а
в высокоуглеродистой — карбидную строчечность).
Есть и другая причина структурной полосчатости: когда легкоплавкие
неметаллические включения (силикаты, сульфиды) кристаллизуются внут-
ри ячейки дендрита и «раскатываются в нить» прокаткой. В месте сопри-
косновения с силикатом аустенит обогащен кремнием, отчего термодина-
мическая активность растворенного углерода здесь выше, и он отсюда вы-
тесняется. Поэтому в Ст50 бывают видны ферритные строчки с нитью
силиката на оси.
Оттеснение серы в межосные промежутки дает строчки сульфидов [13].
Действие этих нитей MnS обратное: в слой, обогащенный марганцем,
углерод втягивается, и здесь после охлаждения будут полосы перлита (как
в стали 20К). Конечный результат и там, и тут одинаков: вдоль направ-
ления прокатки идут чередующиеся полосы феррита и перлита.
Пока не выравнено распределение легирующих элементов, структурная
полосчатость будет и после термообработки. Если продольные строчки
мартенсита перемежаются более мягкими структурами, глубина слоя со
100% мартенсита, естественно, меньше. Поэтому структурная полосчатость
ухудшает прокаливаемость стали.
Кстати, структурная полосчатость четче всего и обнаруживается на «гра-
диентном» образце (как для испытаний на прокаливаемость): при пере-
менной по длине скорости охлаждения границы структурных зон (мартен-
сит/бейнит, перлит/феррит) превращаются в «гребенку», соответствующую
рисунку дендритов.
При растяжении «поперек полос» образец разрушается по более мяг-
кой фазе. Поэтому структурная полосчатость приводит к анизотропии
пластичности. На анизотропии вязкости сказывается дендритная ликвация
фосфора (даже когда полосчатости не видно). Полосы обогащения фос-
фором порождают строчки зернограничного излома в рельсах. Дендрит-
474
КАЧЕСТВО СТАЛИ
ный рисунок образуют пятна зернограничного излома закаленной инстру-
ментальной стали.
При крупных дендритах бывает также междендритная пористость — от
усадочных пор в межосных промежутках [17]. В прокате она приводит к
древовидному излому и низкой пластичности и вязкости «в третьем на-
правлении» [18].
Предотвращение дендритной ликвации (и проистекающей от нее по-
лосчатости и анизотропии вязкости) начинают с расплава, с изменения
его состояния перед кристаллизацией. Введение малых частиц твердых
примесей — модифицирование создает новые центры кристаллизации [2].
Действительно, 0,002...0,010% кальция, образуя включения CaS, измельча-
ли в 1,5 раза дендриты в литой стали 20Л. Но чтобы измельчать дендри-
ты, включения должны присутствовать в каждой ячейке (размером А),
имея размер d « А.
Не ясны пределы полезности непрерывной разливки в тонкую заготов-
ку: при большой скорости кристаллизации дендриты мельче, но меньше
и «дробящее» их суммарное обжатие при прокатке.
Возможности гомогенизации в твердом состоянии невелики. Хотя уг-
лерод — элемент легкоподвижный, выравнять его распределение (устранить
структурную полосчатость) можно только после того, как выравняется
распределение легирующих элементов. Но чтобы выравнять концентрации
легирующих элементов, нужна их диффузия на расстояние порядка шага
А дендритов, в то время как все примеси замещения диффундируют на
60 мкм за час только лишь при точке плавления. Полосы ликвации Si и
Мп в стали 09Г2С не гомогенизировались за 1ч даже при 1300 °C, хотя
иногда с повышением температуры прокатки полосчатость все же ослаб-
ляется [3]. После прокатки с вытяжкой 15 коэффициент ликвации мар-
ганца уменьшался, но всего на 7...12% (хрома на 10...18%).
Гомогенизирующий отжиг слитков дорог (с большим расходом топлива
и угаром металла) и обычно малоэффективен. Не лучше и отжиг проката:
чем пруток тоньше (меньше А), тем больше его поверхность и угар. Для
гомогенизации шарикоподшипниковой стали ШХ15 применяют долгий
ступенчатый нагрев под прокатку [11].
Карбидная строчечность. В высокоуглеродистых сталях ликвация леги-
рующих элементов сильнее (потому что шире интервал температур крис-
таллизации). Например, на оси слитка стали ШХ15 из-за ликвации хрома
и углерода фазовый состав иногда доходит до структуры белого чугуна —
ледебурита, который оплавляется при прокатке и дает микропоры — раз-
рывы по оси прутка [11]. Пластичность стали П1Х15 при 1000 °C, изме-
ряемая при кручении, упала с 80 до 10 оборотов, когда степень ликвации
выросла с Kqy = 1,0 до 2,0.
475
СТОЛЕТИЙ IJIAffA 15
При непрерывной разливке шарикоподшипниковой стали на оси слит-
ка, где охлаждение медленнее, бывает зона грубых карбидов, и тогда в
каждом шарике, штампованном из прутка, от нее остаются два «полюса»
с крупными карбидами, откуда и развивается контактная усталость.
В заэвтектоидной (шарикоподшипниковой и инструментальной) и ле-
дебуритной (быстрорежущей) стали оси дендритов — тугоплавкие карби-
ды. При ковке или прокатке они дробятся, вытягиваясь в карбидные
строчки вдоль оси прутка. При нагреве под закалку заэвтектоидные кар-
биды не растворяют, и по карбидным строчкам при работе крошится
лезвие режущего инструмента (и рабочая кромка штампового).
Карбидная неоднородность проката (полосчатость, строчечность, сетка)
регламентирована балльными шкалами (ГОСТ 5950 для инструментальных
сталей, ГОСТ 801 — для шарикоподшипниковой, ГОСТ 19265 — для бы-
строрежущей). Чтобы ее уменьшить, инструментальную сталь разливают в
мелкие, быстро затвердевающие слитки.
Если феррохром высокоуглеродистый, то его крупные карбиды, не
растворяясь в расплаве, непоправимо портят сталь для тонколезвийного
инструмента (например, хирургического или бритвенных лезвий).
В ледебуритных — быстрорежущих сталях проблема карбидной строчки
настолько острая, что для некоторых новых, наиболее эффективных ее
марок (высокованадиевых) надо вообще избавляться от слитка: расплав
распыляют в мелкие (менее 0,5 мм), быстро затвердевающие гранулы, а
их, заварив в вакуумированные капсулы, компактируют в газостате в за-
готовку для ковки.
Неметаллические включения. Неметаллические включения — составляю-
щие структуры, попадающие в сталь непреднамеренно, но неизбежные
технологически. Они занимают обычно долю v ~10-3 объема в рядовой
стали и до v ~10-4 — в наиболее чистой (после рафинирующих перепла-
вов). Поэтому неметаллические включения практически не влияют на
«объемные» процессы пластической деформации и упрочнения, но разно-
образно проявляются в локальных процессах — в разрушении, а также в
формировании зерна и фазового состава стали.
Для металлурга включения делятся прежде всего на эндогенные (неиз-
бежные по технологии выплавки — например, продукты окисления-рас-
кисления) и экзогенные — появляющиеся извне, «внезапно», от неких
нарушений технологии: от захвата металлом шлака (печного — при сливе,
синтетического — при обработке шлаком, из промежуточного ковша — при
разливке) или крошек огнеупоров (от размыва футеровки ковша или раз-
ливочного припаса).
Неметаллические включения — это соединения металлоидов: серы,
кислорода, азота. Поэтому верхний предел возможной объемной доли
476
. ут; .. . :г • ~г.т~...—~—... .- -ч.>. . ц--.
КАЧЕСТВО СТАЛИ
—......„, ------------t-.-----_х-г„„, А,,„-„_„).;;------ -f._-S.-А-—-А
эндогенных включений можно оценить по содержанию кислорода [О],
азота [N] и серы [S] в расплаве [в (%масс.)]. Из стехиометрической фор-
мулы соединений Ме^Х и с учетом плотности фаз (в сравнении с желе-
зом) эта предельная объемная доля включений v, % (об.) находится как
[v] = <7[Х]. (15.9)
Коэффициент q составляет:
А12О3 SiO2 FeO AIN MnS CaS
q 4,2 5,5 6,2 7,3 5,3 7,8
(в допущении, что весь металлоид X вошел только в одну указанную
фазу). При этом, с одной стороны, не учтен вынос его соединений в
шлак, а с другой — захват расплавом кислорода и азота при разливке.
По В.И.Явойскому [19] включения в слитке классифицируются по
происхождению: первичные — существующие в исходном расплаве, вторич-
ные — образующиеся при охлаждении расплава, третичные — возникаю-
щие в процессе кристаллизации и четвертичные — выпадающие после
затвердевания (из твердого раствора в железе).
Аналогично (15.3) по разности растворимостей металлоида X в жидком
и твердом металле (на линиях ликвидуса и солидуса) оценивают возмож-
ное количество третичных включений, а по максимальной растворимости
в твердом — четвертичных.
Химический и фазовый состав включений обычно сложный, и его
важно знать для диагностики их происхождения. Но качество металла
часто зависит не столько от общего количества (объемной доли) вклю-
чений, сколько от их размера, формы и однородности размещения в
прокате.
В ковше все включения еще равноосные, а в слитке — большинство
(хотя уже появляются, например, дендриты сульфидов в междендритных
пространствах металла или дендриты корунда А12О3, если перед раскисле-
нием алюминием в расплаве было более 0,02% О).
Размеры равноосных включений — от 0,01 мкм и до 1...10 мм. Во всем
этом диапазоне — в шесть порядков — включения существенно влияют
на свойства стали, но каждая размерная группа по-своему, на «свои»
свойства. Для равноосных включений эти «сферы влияния» очерчены на
рис. 15.9.
Классификация В.И.Явойского косвенно указывает и размер включений
(см. рис. 15.9). Включения в расплаве растут (не так за счет диффузии,
как от столкновений): сливаясь, если это капли жидкости (силикаты),
спекаясь или «склеиваясь» жидкими — если частицы твердые (корунд). Но
477
СТАЛЬ НА ЁтЖЕ CTOJET^ ~ /5
Происхождение
Сферы влияния
первичные...
вторичные...
////////
зндо
третичные...
четвертичные...
10 мм
1мм
100 мкм
10 мкм
1мкм
100 нм
10 нм
I нм
...хрупкое разрушение
...контактная
усталость
...вязкое
разрушение
~I ...зерно: рост,
анизотропия,
текстура
__...зернограничное
разрушение
Рис. 15.9. Происхождение равноосных неметаллических включений и сферы их влия-
ния на свойства стали
включения размером 100 мкм всплывают в шлак за минуты, а 10 мкм —
за часы [2]. Поэтому вторичные включения в слитке обычно не крупнее
100 мкм.
Более крупные — это те из экзогенных, что не успели всплыть, пото-
му что поздно появились (например, от размыва огнеупоров при разлив-
ке). Так, от попавшего при выпуске печного шлака оставались включе-
ния размером 20...80 мкм [И], а от обработки синтетическим шлаком —
невсплывшие капли 5...20 мкм [19].
При непрерывной разливке могут появляться «в последний момент»
крупные включения из шлака промежуточного ковша, от размыва раз-
ливочного стакана, от вторичного окисления, алюмосиликаты из ферро-
марганца [11]. Они всплывают уже не в шлак, а к фронту кристаллиза-
ции, накапливаясь асимметрично «с верхней стороны» сляба при его
криволинейном движении [11]. Плены под поверхностью получались от
«увлечения вверх» включений-алюминатов аргонными пузырями в крис-
таллизаторе.
Третичные включения во всяком случае на порядок меньше, чем ячейка
дендрита, потому что по соотношению типа (15.9) для них внутри ячейки
не найдется больше «вещества».
Включения размером менее 0,1 мкм (100 нм) могут быть только чет-
вертичными (иначе они бы выросли за время охлаждения слитка). Час-
тиц меньше 5... 10 нм обычно нет (при их образовании выигрыш в объем-
ной энергии не окупит затрат на создание их поверхности).
478
КАЧЕСТВО СТАЛИ
Прямые измерения (Кислинг) показали, что около 90% вещества вклю-
чений в стали находится в частицах крупнее 1 мкм и лишь 2% — в ча-
стицах менее 0,2 мкм. Но если сравнивать не массу, а «штуки частиц на
единицу объема», то соотношение обратное: мелких больше (и, главное,
они ближе друг к другу).
Для воздействия на свойства часто главное — межчастичное расстоя-
ние X. Если диаметр включений d, а среднее расстояние между ними в
пространстве Х3, то они занимают долю объема v = (d/X3)3. На плоскости
шлифа расстояние между теми же частицами Х2, а занятая ими доля пло-
щади v = (г//Х2)2. Но доля площади, занимаемой некими частицами в
случайной плоскости (на шлифе), равна их доле в объеме (принцип Кава-
льери). Отсюда
(Х3/Х2) = г1/6, (15.10)
а поскольку v ~ 10-3...10~4, в пространстве частицы в несколько раз бли-
же друг к другу, чем мы видим на шлифе.
Распределение первичных и вторичных включений по зонам слитка
определяется не только скоростью всплытия, но и конвективными пото-
ками расплава, струей металла при разливке, его перемешиванием.
Размещение третичных и четвертичных включений может быть неодно-
родно в масштабах ячейки дендрита. Для третичных это место кристалли-
зации. Место зарождения четвертичных связано не только с дендритной
неоднородностью состава раствора, но и с зеренной структурой, сформи-
рованной после кристаллизации.
Измерения включений. Диапазон размеров включений — от 0,01 мкм и
до 1...10 мм. Между тем единственно признаваемые стандартами металло-
графические методы оценивают (по пятибалльным шкалам) лишь вклю-
чения из диапазона 10... 100 мкм (на шлифе при увеличении х1ОО...2ОО).
Более крупные включения (видимые даже невооруженным глазом) для
измерений недосягаемы по чисто статистическим причинам. По ГОСТ
1778 просматривается шесть шлифов общей площадью F = 24 см2 (не-
сколько тысяч полей за несколько часов). Если объемная доля включе-
ний v = 0,01%, а размер d = 0,5 мм, то в среднем их на такой площади
п = vF/S ~ 1. Случайное распределение частиц описывается статистикой
Пуассона с дисперсией sn2 = п, и можно лишь утверждать, что в среднем
есть п = п + sn = 1±1 частица. Как видно, экзогенные включения на
шлифе практически неуловимы.
Та же трудность и с частицами менее 0,5 мкм — в световом микро-
скопе это, в лучшем случае, «черные точки», неотличимые от дефектов
шлифа, а у электронного слишком малое поле зрения.
479
столетий 'Ijuba Is
Очевидный рецепт: искать включения там и после того, как они «сра-
ботали». Так, если включения влияют на разрушение, то на поверхности
излома их больше, чем на шлифе — в пропорции (15.10). Если нагреть
металл до синего цвета побежалости, включения остаются контрастно
белыми. «Синий излом» — обычный способ поиска крупных включений
«светового» диапазона.
Для электронной микроскопии субмикронных включений на поверхно-
сти излома их выделяют в «реплики с извлечением» (напыляя угольную
пленку и отдирая ее вместе с частицами). В сканирующем электронном
микроскопе тоже видны частицы в изломе, и на большей площади, но
зато труднее их фазовый анализ.
Если же включения тормозили рост зерна, то в пропорции (15.10) их
больше на границах зерна. Насытив металл гальваническим водородом до
зернограничного растрескивания, выводят включения в излом.
Для сдаточного металлографического контроля включений в прокате в
мире действует девять разных стандартов. ГОСТ 1778 — типичный среди
них. Он делит (по виду и цвету) включения на девять групп: сульфиды
С, оксиды строчечные ОС, точечные ОТ, силикаты хрупкие СХ, пластич-
ные СП, недеформируемые (глобули) СН, нитриды и карбонитриды стро-
чечные НС, точечные НТ, нитриды алюминия НА. Для каждой группы
есть 5 баллов, представленных эталонными рисунками. Место вырезки
шлифа из проката регламентировано. Шлиф оценивают баллом по худ-
шему полю зрения на всей его площади, а плавку — по среднему или по
худшему из этих баллов (в разных вариантах). С позиций математической
статистики подобные оценки несостоятельны («чем больше просмотришь,
тем хуже найдешь»). В других стандартах действуют разные иные спосо-
бы вычисления «индекса включений», хотя статистическую эффективность
их не сопоставляли.
Сульфиды. Абсолютно вреден сульфид железа FeS. Эвтектика Fe — FeS
плавится при 975 °C [13]. Оттесняемый фронтом кристаллизации легкоп-
лавкий сульфид FeS образует жидкие пленки вокруг дендритов. В затвер-
девающем слитке на выходе из кристаллизатора перепад температуры до-
ходит до 400...500 °C, и от термических напряжений по пленкам идут кри-
сталлизационные трещины [2]. Эти пленки оплавляются и при нагреве под
прокатку, так что слиток при обжатии разваливается — сталь горячеломкая.
Для предотвращения кристаллизационных трещин и горячеломкости
почти во все стали вводят марганец (0,25...0,80% Мп в рядовой углероди-
стой стали по ГОСТ 380). Цель — избавиться от эвтектики Fe — FeS,
заместив FeS на сульфид марганца MnS. Марганца для этого нужно в
несколько раз больше, чем следует теоретически из диаграммы равнове-
сия Fe — Мп — S, — тем больше, чем быстрее кристаллизация (потому
480
-------- - . . _ ----.X------ -----. -4. ..--------
...МЬ- .. - -..-•>1. -—Л
что Мп для образования MnS «собирается» издалека, а железо для FeS
собирать не нужно). В слябе непрерывной разливки гарантией против
кристаллизационных трещин считают пропорцию [Мп] : [S] > 40...50 [13]
и даже [Мп] : [S] > 60 [2]. При равном [Мп] : [S] в сортовой заготовке
непрерывной разливки (более тонкой) больше FeS, чем в слябе [13]. В
тонком слябе, вытягиваемом с большой скоростью, продольные поверх-
ностные трещины предотвращались лишь при < 0,008% S.
Но далее, при охлаждении слитка и при нагреве под прокатку, FeS
обогащается марганцем (и в твердом состоянии). Он полностью превра-
щается в MnS за 1 ч при 1100.... 1200 °C, и тогда горячеломкость предот-
вращается [13], если в стали [Мп] : [S] > 25.
На защиту всех сталей от горячеломкости уходит около 0,5 млн.т мар-
ганца, импортируемого из Грузии (Зестафони) и Украины (Никополь).
Марганец дорожает, и вскоре может стать выгоднее поддерживать необ-
ходимое соотношение Мп : S, снижая содержание серы (десульфурацией
чугуна и стали и даже выплавкой из «первородной шихты» прямого вос-
становления, не соприкасавшейся с коксом).
Сульфиды марганца кристаллизуются в междуветвиях дендритов желе-
за. В зависимости от содержания кислорода в расплаве они получаются
трех видов: при слабом раскислении (остаток > 0,02% О) это частицы MnS
на оксидах — глобули оксисульфида (тип I по Симсу) ; при сильном рас-
кислении (< 0,0009% О или остаточный А1 > 0,02%) — ограненные кри-
сталлы MnS (тип III).
При умеренном раскислении получается тип II: пленки и эвтектичес-
кие двумерные дендриты от совместной кристаллизации железа и MnS [2].
В низко- и среднеуглеродистых сталях при < 0,01...0,02% S это пленки
или цепочки, а при 0,02...0,03% S — веер ветвей. Он виден на шлифе как
россыпь точек, но «в трех измерениях» — после электролитического выт-
равливания или же в изломе — видно, что это дерево [13]. Переход от
типа III к типу II происходит также с ускорением охлаждения (при
0,02...0,05% S в расплаве) [13] и при большой концентрации Мп [3].
Сульфиды марганца мягкие; типы I и III наиболее пластичны при
950....1100 °C, а при размере частиц менее 1 мкм они не деформируются
[13]. Наиболее опасны сульфиды типа II: их дендриты при прокатке вы-
тягиваются в плоские пучки нитей и даже при холодной деформации
удлиняются почти так же, как сам металл.
Деформируемость включений. При прокатке форма и размеры неметал-
лических включений могут резко меняться. Макроскопические включения:
шлаковые, плены из гнезд глинозема от вторичного окисления, вскрыв-
шиеся и окисленные подкорковые пузыри слитка — вытягиваются горя-
чей прокаткой в строчки. Они видимы простым глазом на поверхности
16 — 1473
481
обточенного прутка как нити — волосовины. Это еще не трещины, но они
станут трещинами при нагружении (или при закалке), на них ломается
стружка при резании (и так, по обточке, волосовины контролируют —
наряду с токовихревой дефектоскопией).
Если исходно равноосное неметаллическое включение диаметром
деформируется не хуже, чем основной металл, то при прокатке слитка
толщиной Ло в лист толщиной h оно превратится в ленту (видимую на
продольном шлифе); его толщина d = dQ(h0/h), а ширина неизменна: г/0.
Прокатка сорта или волочение проволоки вытянут равноосное включение
в нить диаметром d = (/0(Л0/Л)2. При этом длина включения может стать
макроскопической, а его поперечник зато «опускается» в другую катего-
рию размеров (рис.15.10) — и на шлифе даже может стать невидимым.
(Этим иногда пользуются: не изменив, конечно, общего объема включе-
ний, можно «улучшить балл», перекатав круг на меньший диаметр).
Деформируемость включений v — £вкл/ем 1 оценивают по их удлине-
нию евкл в сравнении с удлинением металла ем. Она очень сильно разли-
чается для включений разного состава (рис. 15.11). По ряду причин вы-
тянутое включение гораздо опаснее равноосного того же объема. Поэтому
одна из задач микролегирования и управления расплавом — превращение
включений в недеформируемые.
Собственно неметаллические включения (микроскопические) по де-
формируемости делят на три класса [20]: недеформируемые глобули (как
SiO2); недеформируемые оксиды, дробящиеся в строчки (корунд А12О3,
алюминаты кальция СаО-А12О3, шпинели MgO-Al2O3); пластичные суль-
фиды и силикаты.
Рис. 15.10. Пределы изменения длины L и толщины d исходно равноосных неметалли-
ческих включений при деформации
Рис. 15.11. Деформируемость неметаллических включений в зависимости от температуры:
а - оксиды и сульфиды; б — силикаты
482
Силикаты (SiO2*CaO, SiO2*FeO, SiO2*MnO), как и стекло, при низ-
ких температурах хрупкие, при высоких — пластичные. Температура их
размягчения зависит от состава (см. рис. 15.11): она снижается с ростом
содержания в них марганца, растет — с концентрацией железа или каль-
ция. Интервал температур, где меняется их деформируемость, лежит в
области температур горячей прокатки (и ковки). Поэтому часто от малых
подробностей ведения плавки и раскисления зависит, вытянутся ли сили-
каты в прокате данной плавки. Выше, чем у всех силикатов, температура
размягчения чистого SiO2 — кварца. Именно поэтому в крупных поков-
ках кислая мартеновская сталь вне конкуренции по изотропности вязко-
сти: в ней силикаты — недеформируемые глобули SiO2. Даже если они
крупные и их много, для разрушения они менее опасны, чем раскатан-
ные нити и ленты силикатов.
Участие неметаллических включений в разрушении. Неметаллическое
включение — соединение с металлоидом. Оно хрупко, разрушается легче,
чем металл (если размер включения d для разрушения достаточен). Еще
прежде часто наступает отслой — разрушение по поверхности раздела
металл/включение. В обоих случаях в металле появляется очаговая тре-
щина поперечником d.
Хрупкое разрушение отличается от вязкого прежде всего тем, что оно
распространяется безостановочно от единственной очаговой трещины.
Чтобы прежде макропластической деформации (при напряжении о < от)
началось хрупкое разрушение, нужна очаговая трещина диаметром
JKp > л(Х1с /от )2/ 2, (15.11)
где Х1с - вязкость разрушения. Наименьшее Х1с ~ 60 МПаТм и наи-
большее от ~ 1700 МПа — в высокопрочной стали со структурой мартен-
сита. Для нее JKp ~ 2 мм, для других сталей — больше. Таким образом,
очагом хрупкого разрушения могут служить лишь макроскопические вклю-
чения (шлаковины, плены, волосовины и т.п.) и только в высокопрочном
состоянии. Действительно, после скола в «синем изломе» включений вид-
но не больше, чем в случайном сечении — на темплете или шлифе.
На холоде предел текучести от выше, а вязкость разрушения Х1с ниже,
так что в условиях хладноломкости то же критическое dvn ~ 2 мм воз-
кр
можно и в низколегированной стали. В ее хрупких изломах встречаются
«города» — кварталы квадратиков из раскатанных и расколотых при про-
катке стекол, отслоившихся при испытании.
Металл без включений при растяжении сужался бы в шейке «в точку»
(V = 100%), но этого почти никогда не бывает. По мере растяжения на-
пряжения растут, и неметаллические включения раскалываются или от-
16* 483
&1Ь НЛ РУБЕЖЕ СТОЛЕТИ^Г Г, т ""' ' /М4 15
сдаиваются от металла (самые крупные — раньше всех). Продолжающаяся
пластическая деформация вытягивает эти зародышевые трещины в округ-
лые поры. Перемычки между близкими порами срезаются. Слияние в
сплошной слой пор дает «ямочный» вязкий излом. Если размер включе-
ний d, то из (15.10) среднее расстояние между ними X ~ d/v^\ Это и
есть размер ямок. Действительно, электронная микроскопия находит в
изломе ямки диаметром X ~ 0,5...5 мкм, на дне которых лежат частицы
размером d ~ 0,05...0,5 мкм.
Если включения только равноосные, то в этом диапазоне размеров
(0,05...0,5 мкм) они и влияют на характеристики пластичности (относи-
тельное удлинение 5 и сужение у) и вязкости (ударную вязкость KCU,
KCV и вязкость разрушения Л^). Это третичные, кристаллизационные
включения (см. рис. 15.9). Чем мельче частицы этого диапазона и чем
равномернее они распределены по объему, тем больше нужно напряже-
ние (и деформация), чтобы на частицах зародились ямки вязкого излома,
и тем больше работа до начала их слияния и больше вязкость. На части-
цах мельче 0,05 мкм ямки просто не зарождаются: для отслоя недоста-
точна концентрация напряжений на них (исключение — слои частиц на
границах зерна).
Сложнее влияют на вязкое разрушение более крупные частицы (круп-
нее 1 мкм). Ямки на них рождаются еще раньше, и они крупнее, но сами
по себе не сливаются, так как размещены далеко друг от друга. Далее
выбор пути развития разрушения зависит от соотношения между напря-
жением скола крупнейших включений оск и критическим напряжением
потери устойчивости течения металла (появления шейки).
Если оск > окр, то лишь на некоторой стадии сужения шейки на ее
оси возникают и сливаются ямки. Тогда равномерная деформация 5равн ~
Уравн (Д° появления шейки) и ее работа Дравн (главная часть работы де-
формации) от включений не зависит. Снизится только сосредоточенная
деформация усоср = V “ VpaBH- ® таком случае крупные включения еще
мало понижают удлинение образца 5 (в котором главное слагаемое — рав-
номерное удлинение 5равн), но от них падает сужение v (главная часть
которого — сужение в шейке усоср).
Если же оск < окр , то еще до появления шейки на крупных включе-
ниях возникнут поры, и как раз их слияние в макротрещину («внутрен-
нюю шейку») прекратит общее удлинение образца. Теперь крупные вклю-
чения ограничивают и удлинение (8равн и общее 5), и работу Др^. На-
пряжение скола включения оск с его размером d падает, и потому, чтобы
вернуться к лучшему, первому, варианту, ограничивать надо не общее
количество, а крупнейшие включения (первичные и вторичные). «Непри-
емлемое участие» крупных включений обнаруживают, сопоставляя равно-
484
» W. . MU 1 . u; uy MW-<W, < ..... 1» >.
.....---~..
мерное сужение Фравн и показатель упрочнения п на диаграмме растяже-
ния s = 50<р" в «истинных координатах» s = о/(1 — у) и ф = — 1п(1 — у).
Потеря устойчивости течения ожидается при Фравн = «, а если фравн < п,
пластичность потеряна от «внутренней шейки» — от крупных включений.
Подобное различие во влиянии крупнейших включений есть и при
других схемах испытания. Например, ударную вязкость KCU они могут
снижать сильно (ограничивая работу зарождения трещины, соответствую-
щую Лравн), а при испытании с готовой трещиной (на вязкость разруше-
ния Х1с) влияют слабо. Выбор «правильного» критерия очистки от круп-
ных включений зависит от назначения стали — от наиболее возможного
способа появления трещин в работе.
Только в некоторых двухфазных структурах развитие вязкого разруше-
ния определяют не неметаллические включения, а иные достаточно круп-
ные частицы (как в перлите — цементит).
Анизотропия пластичности и вязкости. При том же объеме вытянутое
включение опаснее равноосного: по мере его вытяжки в той же пропор-
ции X = ’kgfjio/h)2' уменьшается и расстояние X между нитями (см. рис.
15.10). Пучки возникших после отслоя длинных «щелей» сливаются в одну
трещину гораздо легче.
Даже для литой стали хуже, если сульфиды древовидные (типа II):
ударная вязкость KCU на 100 плавках стали 20Г была вдвое ниже, чем
при равноосных сульфидах типа III [13]. Вводя 0,005% Са в литую сталь
40ГЛ, сульфиды глобуляризовали, отчего критическая температура хрупко-
сти Т50 понизилась с +20 до —30 °C. (Но когда вводили 0,010% Са, она
вернулась к прежнему уровню, теперь уже из-за других включений —
избыток модификатора вреден [2]).
Тем более вредна вытянутость включений (силикатов или сульфидов)
в прокате. Они делают сталь анизотропной. При растяжении в направле-
нии прокатки вязкий излом развивается на них примерно так же, как и
на равноосных включениях. Но при растяжении в поперечном направле-
нии (у на рис. 15.12, а) ленты включений рано отслаиваются от металла,
а перемычки между ними быстро срезаются. Удлинение 5, сужение ф,
ударная вязкость KCU на поперечных образцах обычно много ниже, чем
на поперечных. Когда же растяжение листа двухосное (как при штампов-
ке), то ленты и строчки включений ухудшают вытяжку.
У низколегированных сталей ударная вязкость на поперечных образцах
существенно нарастает с чистотой стали вплоть до 0,001% S (рис. 15.13).
Есть сильнейшее влияние серы и на их хладноломкость.
Важен и исходный тип сульфидов в слитке: если они были типа II
(древовидные), то ударная вязкость KCU стали 17Г2СФ оказалась ниже и
в листе толщиной 12 мм. Сульфиды типа II ухудшали также вытяжку листа
485
'*^йжЖ’*^‘^«’’х .. •,,..1—Л, > ЖИГ ’r’«Mlr<
Рис. 15.12. Ленты неме-
таллических включений:
а — расположение в листе
(х — направление прокат-
ки); б — расслоения по
ним после испытания на
ударную вязкость попереч-
ных образцов; 1 — надрез
вдоль оси z 2 — надрез
вдоль оси х (w- направле-
ние распространения тре-
щины)
по Эриксену [3]. А
при сульфидах типа I
и III (имеющих мак-
симум пластичности
около 950.... 1100 °C),
анизотропию KCU
усиливала низкая тем-
пература прокатки [13].
вытянутость сульфидов.
Анизотропию ударной вязкости определяет
Когда их суммарная длина на единицу площади шлифа (индекс загрязненно-
сти) выросла с 0,1 до 3 см-1, отношение ударной вязкости поперечных и
продольных образцов [13]
g = КСЦ. / KCUX
(15.12)
упало с 0,63 до 0,33.
Есть поэтому два пути подавлять анизотропию: либо снижать общее
содержание серы, либо «округлять» сульфиды модифицированием, превра-
щая их в недеформируемые. Так, при разном раскислении стали 17Г1С
показатель анизотропии ударной вязкости листа KCU+2° менялся в пре-
делах q = 0,34...0,90, а для KCU-40 q = 0,17...0,87 (наибольшая изотроп-
ность после раскисления Al+SiCa+Ce) [21].
При определении ударной вязкости KCU на поперечных образцах важ-
но, как ориентирован надрез по отношению к листу (см. рис. 15.12, б).
Если надрез вдоль оси z (перпендикулярно листу — как требует ГОСТ 7564),
трещина бежит вдоль лент сульфидов и ударная вязкость падает сильно.
Если же надрез вдоль оси х (вдоль поверхности листа), спад меньше (пе-
ресекая строчки сульфидов, трещина поворачивает вдоль них — расслаивает
образец) [13]. В обоих случаях в изломе поперечных образцов видна ши-
486
Рис. 15.13. Ударная
вязкость низколегиро-
ванной строительной
стали (на поперечных
образцах) в зависимос-
ти от содержания серы:
а — KCV при
0,002...0,078% S : 1 -
сталь 17Г1С после нор-
мализации; 2 — после
механического старе-
ния [21]; б — KCU при
0,001...0,020% S [2]
ферностъ — мелкие
расщепления парал-
лельно плоскости
прокатки по лентам сульфидов, оксисульфидов и строчкам оксидов [18].
Изредка анизотропия включений бывает полезна, если в конструкции
возможно только одно направление роста трещины. Так, рессора ломает-
ся всегда поперек направления прокатки полосы. В кремнистой рессор-
ной стали 60С2 трещина усталости, сворачивая то и дело вдоль лент
силикатов в плоскость, где нет напряжений, растет «поперек слоев» мед-
леннее, чем в изотропной структуре. (Тем же полезен и «слоистый узор»
булата).
Наихудшая пластичность толстого листа — в третьем направлении, при
растяжении вдоль нормали z к поверхности. Она сильно зависит от со-
держания серы: например, для листа стали 20Г2 толщиной12 мм найдено:
ух, % % % ксих, МДж/м2 ксг;, МДж/м2 KCl ? ’ МДж/м2
0,008% S 78 70 60 2,3 1,5 1,2
0,029% S 76 58 30 1,9 0,7 0,6
«Провал» и КСПг — перемежающийся дефект. Он возникает и про-
падает от колебаний не только содержания серы и марганца, но и от
температуры разливки, и от количества раскислителей (от деформируемо-
сти включений).
Низкое содержание серы, повышая пластичность стали, позволяет уп-
рощать передел. Например, когда в стали для холодной высадки было
0,030% S, ей давали длительный отжиг для сфероидизации цементита,
чтобы увеличить осадку с 65 до 74%. Но при 0,001% S осадку на 82%
получили и без такого отжига. Чистые и однородные конструкционные
487
стали (выплавленные на шихте прямого восстановления с внепечным ле-
гированием, вакуумированием и непрерывной разливкой при электромаг-
нитном перемешивании) пригодны для холодной и полугорячей объемной
штамповки, холодной накатки зубьев и шлиц, что сильно сокращает про-
изводственный цикл в машиностроении.
Глобуляризация включений. Строчки сульфидов понижают пластичность
проката на «поперечных» образцах и вызывают коррозионное расслоение
трубных сталей (п.З). Чтобы избавиться от строчек, сульфиды делают
округлыми и недеформируемыми, связывая серу вместо MnS в тугоплав-
кие частицы MeS — твердые уже в расплаве. Если выстроить элементы в
ряд по силе их связи с серой: Се, Са, La, Zr, Mg, Ti, Мп, то все элемен-
ты, предшествующие марганцу, могут отбирать у него серу.
Введение в расплав этих элементов часто называют модифицированием
(отличая от микролегирования), имея в виду, что они призваны влиять
не на «основную» микроструктуру металла, а на неметаллические включе-
ния. Но у всех перечисленных элементов большое сродство и к кислоро-
ду (а у Се, La, Zr, Ti — еще и к углероду). Чтобы модификатор не ушел
бесполезно в оксиды, его вводят в хорошо раскисленный расплав, защи-
щенный от вторичного окисления (например, вдувают с аргоном или
вводят в порошковой ленте в кристаллизатор).
Самый дешевый из элементов, «округляющих» сульфиды, — кальций
(в виде силикокальция). Если после образования оксидов остаток каль-
ция [Са] : [S] > 0,8, в расплаве образуются мелкие (5... 10 мкм) равноос-
ные твердые оксисульфиды (алюминат кальция внутри и сульфид поверх
него) [22]. Чтобы прокатка не вытягивала сульфиды, нужно отношение
[Са] : [S] > 2. А чтобы при этом дробление грубых включений не давало
строчку, их должно быть мало (т.е. мало серы в исходном расплаве).
Только при < 0,001...0,003% S сера не влияет на анизотропию ударной
вязкости [23].
Те же сложности и при модифицировании редкоземельными металла-
ми (РЗМ) — лантаном и церием. Сульфиды и оксисульфиды РЗМ шаро-
видные при [РЗМ]: [S] > 2,5, а для гарантии рекомендуют [РЗМ] : [S] = 8
[2]. Но РЗМ отбирают кислород даже от А12О3, и чтобы они не угорали,
надо [O]:[S] <0,1. (Много РЗМ вообще нельзя ввести: имея сильное срод-
ство и к углероду, они свяжут его в нерастворимые карбиды — исчезнет
прокаливаемость). С другой стороны, надо < 0,015%S, чтобы не было гру-
бых сульфидов и оксисульфидов РЗМ: плохо всплывая, они дают грубые
скопления в конусе осаждения в слитке (цериевая неоднородность) [13].
Всякий модификатор следует точно дозировать по фактическому содер-
жанию серы и кислорода в момент введения (и перемешивать затем рас-
плав до однородности). Избыток вреден по разным причинам. Например,
488
качество стали
если Ti > 0,10...0,15%, то при S > 0,03% появляется эвтектика с TiS —
«китайский шрифт», вызывающая провал пластичности и вязкости [2].
Контактная усталость. Процесс усталости — это зарождение и рост
трещины при циклическом нагружении (ниже предела текучести). Обыч-
но трещина растет от дефектов поверхности металла. Исключение — кон-
тактная усталость с зарождением разрушения в объеме металла. При
качении (шарика по кольцу в подшипнике или колеса по рельсу) нагруз-
ка под пятном касания шарика распределена так, что касательные напря-
жения у поверхности нулевые, а их максимум — на глубине в 1...2% от
диаметра шарика.
Хотя металл деформируется упруго, но если в точку максимума напря-
жений попало включение (концентратор напряжений), вокруг него будет
малая пластическая деформация. По любой точке дорожки кольца за каж-
дый оборот пробегает десяток шариков, так что при обычных, например,
для мотора 3000 об/мин будет 4 • 107 циклов деформации за сутки. После
большого числа циклов включение отслаивается от металла и от него
растет микротрещина (к наружной поверхности, наклонно). Когда трещи-
на выйдет на поверхность, отпадет микроскопическая чешуйка металла.
Далее шарик катится по пыли твердых чешуек, повреждение его поверх-
ности самоускоряется и кончается раскрашиванием шарика.
Защита от контактной усталости — в сугубой однородности структуры,
препятствующей концентрации напряжений в микромасштабах. Для этого
в стали П1Х15 получают структуру мартенсита с мелкими равноосными
зернышками цементита, без следов цементитной сетки. Тогда наиболее
опасны неметаллические включения «умеренных размеров» — на порядок
крупнее, чем цементит. (Слишком крупные включения редки: они попа-
дут точно под дорожку качения далеко не в каждом кольце, и быстрое
разрушение от них «мало испортит статистику»). Действительно, после
испытаний подшипников в очагах контактной усталости чаще находят
включения размером 6... 10 мкм. Если же крупных включений много, дол-
говечность падает катастрофически: в 100 раз, когда оксидов крупнее 30
мкм стало больше в 10 раз [11].
Чем выше твердость и модуль упругости включения, тем больше кон-
центрация напряжений на нем. Наиболее опасны в стали ШХ15 самые
твердые и остроугольные включения — зерна корунда А12О3. (При равном
содержании кислорода подшипники из кислой мартеновской стали в 2,5
раза долговечнее, чем из электростали, так как в них вместо строчек круп-
ных оксидов были глобули недеформируемых силикатов) [11].
Поэтому важно малое содержание кислорода в расплаве еще перед
раскислением алюминием. В стали ШХ15 при кислой мартеновской или
электродутовой плавке 0,003...0,005% О, а вакуумированием (или перепла-
489
ЛАВ
вами) обеспечивают 0,0010...0,0025% О [11]. Введение в Японии в 1970 г.
циркуляционной дегазации снизило среднее содержание оксидов с 0,0030
до 0,0015% (масс.) (кислорода — примерно вдвое меньше этого). От этого
средняя долговечность подшипников выросла в пять раз. К 1988 г. дове-
ли содержание оксидов до 0,0008%, чем исключили оксидные строчки,
обычные после непрерывной разливки. Плавка в 90-т печи с нижним
выпуском снизила содержание оксидов до 0,00055% (подобно плазменно-
дуговому переплаву).
Содержание серы следует понижать, но, как выяснилось, сохраняя
пропорцию [S] : [О] = 2,5 [13]. Выгодно, чтобы более легкоплавкий суль-
фид MnS кристаллизовался на поверхности частиц корунда, обволакивая
их острые углы мягкой пленкой и снимая перегрузки в работе. Поэтому,
например, находили рост долговечности с повышением содержания серы
от 0,010 до 0,023% S (а далее — спад).
Надежно испытать на контактную усталость можно только большую
партию готовых подшипников. Два разных кольца и шарики в них полу-
чены по разным технологиям, из проката разного сортамента и чаще всего
с разных заводов. Металлургия выдает гарантии качества шарикоподшип-
никовой стали только по составу и результатам измерений структуры (в
состоянии поставки) и неметаллических включений.
У низкоуглеродистых цементуемых сталей условия работы и оконча-
тельный состав и структура рабочего поверхностного слоя (после цемен-
тации, например, зубчатых колес) такие же, как у шарикоподшипниковой
стали. Для них влияние включений на контактную усталость так же важ-
но. Дополнительная сложность в том, что атмосфера цементации — вос-
становительная по отношению к железу, но окислительная — для некото-
рых из легирующих элементов. Параллельно с насыщением стали углеро-
дом в слое образуются, например, оксиды кремния, так что при
контактной усталости цементованной стали 20ХНМ стойкость лучше при
0,04% Si, чем при 0,20% Si.
Рельс под колесом подвержен контактной усталости так же, как коль-
цо в подшипнике. Но радиус колеса много больше, чем шарика в под-
шипнике, пятно касания шире и зона максимальных напряжений лежит
глубже. Соответственно, «работают» более крупные неметаллические вклю-
чения: их размер в усталостном изломе рельсов чаще всего 100...300 мкм.
Четвертичные включения. Эти включения состава MeX=AlN, MnS, CrS,
Ti(C,N), Zr(C,N), Nb(C,N), V(C,N) образуются в твердой стали в резуль-
тате реакции между растворенными в ней легирующим элементом Me и
металлоидом (X = N, S, С). Чем больше концентрация металла Me, ко-
торый связывает примесь X, тем выше — по соотношению (15.2) — тем-
пература Tq начала выделения включений МеХ. Предельный же объем
490
частиц МеХ, который сможет выделиться после охлаждения до темпера-
туры Г,, следует из (15.3).
Выделение частиц МеХ идет по обычным законам распада твердых
растворов: в изотермических условиях его кинетика описывается С-образ-
ной диаграммой (рис. 15.14), которую строят по электронномикроскопи-
ческим измерениям. При высокой температуре раствор мало пересыщен
— распад идет медленно; центров зарождения мало — частицы вырастают
крупные. При низкой температуре центров много, но медленна диффу-
зия, поэтому выделение опять медленное, но частицы мелкие. Скорость
выделения максимальная при некоторой промежуточной температуре
(«нос» диаграммы на рис. 15.14) .
Коэффициент диффузии D металла Ме всегда много меньше, чем ме-
таллоида X. Поэтому его приток и определяет скорость превращения.
Металла Ме в растворе мало (атомная доля сМе « 1), а в соединении
должно быть сМе = 1/2. В частицу МеХ поперечником d (объемом J3)
металл собран из такого объема (27?)3, что J3/(27?)3 = 2сМе. Его путь
диффузии R — y](Df). Тогда частица размером d вырастает за время
t > d2/[4D (2сМе)2/3], (15.13)
т.е. рост тем дольше, чем беднее раствор (меньше сМе). Четвертичные
включения обычно мелкие (d = 10...200 нм) — это наночастицы. Они тем
мельче, чем ниже температура То начала выделения (если 70 близ темпе-
ратуры затвердевания, то пока слиток остывает, частицы успеют вырасти).
Рассчитывая по (15.9) и (15.13) количество и размер четвертичных
включений, надо учесть: концентрации сМе и сх — это то, что осталось
после образования вторичных и третичных включений. При разных оста-
точных концентрациях сильно меняются и температура начала распада 70,
Рис. 15.14. Температурно-временной интервал выделения четвертичных включений:
а — нитрида алюминия в стали 08Г2АФ [23]; б — карбонитридов ниобия в стали с
0,035% Nb — в недеформированном аустените (7) и в ходе деформации (2) — со ско-
ростью 10-3 с-1. [2]
491
J
и вся кинетика и размер частиц МеХ. Так, для электротехнической стали
с 3% Si максимум скорости выделения наночастиц A1N при 800 °C, а на
диаграмме рис. 15.14, а для стали 08Г2АФ — при 600 °C.
Четвертичные включения могут зарождаться на дислокациях и поэтому
в процессе горячей деформации они выпадают на порядки быстрее, чем
до нее (2 на рис. 15.14,6) и получаются мельче.
С четвертичными включениями могут происходить многообразные пре-
вращения:
а) крупнейшие частицы растут, растворяя мелкие (коалесценция), за счет
выигрыша в площади (и энергии) поверхности;
б) когда растущее зерно аустенита границы «зависнет» на включениях,
границы соединят их как канал легкой диффузии. Частицы на границах
избирательно укрупняются, а иногда даже сливаются в зернограничную
пленку;
в) четвертичные включения можно растворить, нагревая выше грани-
цы их растворимости Тц , и «переосадить» (в частицы других размеров),
выбирая режим охлаждения. Ориентировочно, для «обычных» концентра-
ций и скоростей охлаждения диапазон температур растворения и выделе-
ния карбонитридов показан на рис. 15.15.
Управление зерном. Сокращение площади границ по мере роста разме-
ра d3 зерна аустенита (или феррита) дает выигрыш в энергии. Включения
создают «сопротивление трения»: чтобы граница, «наткнувшаяся» на час-
тицу, оторвалась от нее, надо заново создать границу на «проткнутом
частицей» участке. Если работа отрыва от мелких (размером d d3) ча-
стиц станет больше, чем выигрыш от укрупнения зерен, рост остановит-
ся: границы зерна «зависнут» на частицах. Из баланса энергий [24] сле-
дует, что при объемной доле включений г рост зерна прекратится, если
(d/d3) < 3v/2;
(15.14)
Рис. 15.15. Диапазоны растворения при нагреве (а) и выделения при охлаждении (6)
карбидов и нитридов микролегирующих элементов [2]
492
(критерий Зинера). Чем мельче частицы (чем гуще они лежат на границе
зерна), тем мельче и зерно. Поскольку г ~Ю-3...1О-4, а зерно величиной
d3 ~ 10...100 мкм, по (15.14) его рост могли остановить лишь частицы
размером d ~ 10... 100 нм — т.е. четвертичные включения (обычно MnS,
AIN, CrS или карбиды VC, NbC, но, например, в сверхнизкоуглеродис-
тых бейнитных сталях [2] с 0,01...0,03% С зерном управляют частицы TiN
— мельче 20 нм при объемной доле г = 0,006%).
Если температура последующих нагревов ниже, чем температура обра-
зования имеющихся четвертичных включений, наночастицы больше не
растут (и не растворяются). При каждом новом нагреве зерно не превы-
шает того же предельного размера (15.14), который воспринимается как
«наследственная величина зерна аустенита». Поэтому сталь окажется при
термообработке «природно мелкозернистой» или «крупнозернистой» в за-
висимости от того, насколько крупными включения MnS (или AIN) ос-
тавлены после прокатки.
Если же нагрев высокий, то четвертичные включения могут растворять-
ся (уменьшая объемную долю г) либо укрупняться (увеличивая d при
неизменном v). От обеих причин предельно возможное по (15.14) зерно
становится больше.
В соответствии с (15.13) при одинаковой температуре наночастицы,
например MnS, растут тем быстрее, чем больше концентрация с Мп в
твердом растворе. Поэтому известное выражение «стали с марганцем
склонны к перегреву» означает, что чем больше марганца, тем раньше
начнется при нагреве рост зерна (при том же содержании серы).
Для управления зерном регламентируют по (15.3) остаток металла в
растворе после образования соединения МеХ. Например, чтобы получать
стабильный размер зерна при непрерывном отжиге автолистовой стали,
задают избыток марганца (ДсМп = 0...0,25%) сверх стехиометрического
соотношения MnS. При ДсМп < 0,15% Мп все четвертичные включения
MnS растворялись при нагреве сляба, а выпадали только при отжиге,
мелкими частицами (30 нм). При большом избытке ДсМп они вырастали
до 100...200 нм [10]. Сходным образом нормируют отношение [AI]:[N]
(например, 10:1 при 0,05...0,06% А1 и 0,006...0,009% N в стали 06ХГСЮ).
Это два обычных варианта «управления зерном»: сульфидный и нит-
ридный. В стали всегда есть марганец (для нейтрализации горячеломкос-
ти) и алюминий (остаток от раскисления), и чтобы не зависеть от коле-
баний их содержания, стабильность мелкого зерна обеспечивают трудно-
растворимыми карбонитридами. Нитриды TiN и ZrN в твердой стали
практически нерастворимы, а карбиды TiC, ZrC отчасти растворимы (см.
рис. 15.7). Но «полезные» карбонитриды титана мельче 100 нм образуют-
ся, только когда в стали менее 0,03% Ti [2]. Для контроля зерна микро-
493
ЛАВА 15
легированием V, Nb, Ti, Zr (и одновременно — защиты от старения) тех-
нология плавки и разливки должна обеспечивать стабильное содержание
азота.
«Наследственное» зерно может стать мельче, если при нагреве под
прокатку наночастицы растворить, а раствор быстро охладить и затем
выдержать при такой температуре, чтобы выпали более мелкие частицы.
Растворение четвертичных включений и «переосаждение» их в ходе горя-
чей прокатки: в интервалах между обжатиями, при охлаждении и выдер-
жке после прокатки — важнейший способ управления и текущей (в про-
цессе деформации) и конечной, «наследственной» величиной зерна.
В процессе горячей деформации четвертичные включения выделяются
быстрее (см. рис. 15.14), и они мельче. По соотношению (15.14) соответ-
ственно мельче и зерно аустенита. Если частицы зародились на субзерен-
ных границах, то они размещены упорядоченно и тормозят рост зерна
много сильнее, чем следует из (15.14). Так можно вообще остановить рек-
ристаллизацию — «заморозить» структуру горячей деформации аустенита,
с зерном 3...5 мкм, закрепленным частицами карбонитридов мельче 2...3
нм. Такие наночастицы и сами будут существенным упрочнителем.
Температуры такой контролируемой прокатки задают по условиям ра-
створения и выпадения наночастиц: при микролегировании ванадием про-
катку начинают при 1050...1150, а ниобием — при 1150...1200 °C; кончают
при 900...850 и 900...800 °C, соответственно (и даже при 750 °C — если
еще позволяют нагрузки на валки) [2].
Для контролируемой прокатки в стали полезно лишь столько Nb и V,
сколько растворится в аустените при температуре начала прокатки (напри-
мер, 0,045% Nb в стали 09Г2ФБЮ при 1150 °C).* Избыток вреден: наноча-
стицы вырастут (а с ними и зерно аустенита). Выделяться же NbC дол-
жен при столь низкой температуре, чтобы вырос не крупнее 10 нм.
Вряд ли стоит делать принципиальное различие между «непреднамерен-
ным» влиянием четвертичных включений AIN и MnS на рекристаллиза-
цию и рост зерна и «управляемыми» процессами (например, при контро-
лируемой прокатке), а также между неметаллическими нитридом A1N и
сульфидами, с одной стороны, и карбонитридами, обладающими свойства-
ми металла. Управляемость зависит от наших возможностей: от точного
регулирования и знания содержания азота и серы в расплаве и его «сво-
бодной» части (к моменту разливки и к концу затвердевания), от быстро-
го определения необходимого количества ферросплавов, их точного дози-
рования и равномерного перемешивания, от управления температурно-
временным режимом прокатки и охлаждения после него. Нужна также
возможность «в реальном времени» корректировать режимы поплавочно в
зависимости от содержания азота и микролегирующих.
494
В принципе простые приемы микролегирования и модифицирования
эффективны лишь при высоком уровне информационного, приборно-ап-
паратного и технологического обеспечения.
Микролегирование бором. Бор вводят с теми же целями, что и малые
дозы V, Nb, Ti, Zr. Но это наиболее сложно технологически, так как бор
полезен лишь в очень малых количествах и только тот, что растворен в
аустените (всего 0,002% В при 910 °C). Уже при 0,012% В эвтектика с
боридом плавится при 1149 °C и дает горячие трещины листа [2].
Стали с бором — «наследственно мелкозернистые», а прокаливаются
глубже, чем обычные углеродистые. (При этом не ясно, что здесь важнее:
сегрегации бора на границах зерна или нитриды BN размером до 10 нм).
Во всяком случае введение 0,003% В в сталь 15ХН2М увеличивало время
до появления феррита и перлита при 550...650 °C на порядок и более (но
почти не влияло на образование бейнита) [6]. Максимум прокаливаемос-
ти стали 15ХГМР достигался при 0,0003...0,0005% В (растворимого).
Применение сталей с бором ограничено нестабильностью металлурги-
ческой технологии. Бор — хороший раскислитель, но когда он образует
оксиды (а также крупные нитриды BN), пользы от него уже нет. Другая
сложность — неравномерное распределение столь малого количества бора
в расплаве. Поэтому полезный эффект от бора нередко плохо воспроиз-
водим — и между плавками, и между слитками одной плавки.
Красноломкость, пережог, камневидный излом. Слиток бывает горячелом-
ким около 1200 °C от нитей сульфидов типа II по границам дендритов.
Но после обжатия такие нити рвутся и пластичность улучшается [15]. В
дальнейшем горячую пластичность могут портить четвертичные включения,
выпадающие «не вовремя» или «не там».
Так, в слябе, изгибаемом на установке непрерывной разливки, от вы-
деления A1N и VC появлялись трещины. Выделение в процессе прокатки
A1N или MnS по границам зерна мешает рекристаллизации. Это дает
«провал» пластичности и ограничивает возможные обжатия. Такая красно-
ломкость встречается в разных интервалах температур (от 1100 и до 700 °C
в зависимости от состава и истории слитка).
Для «рецепта лечения» нужен точный диагноз. Прокаткой образца спе-
циальной формы получали разрыв металла изнутри (неокисленный). А из
такого зернограничного излома извлекали наночастицы в реплику и ана-
лизировали их состав в сканирующем трансмиссионном электронном
микроскопе.
В зависимости от причин красноломкость подавляли снижением содер-
жания азота (с 0,008 до 0,003% N), высоким нагревом слитка (до раство-
рения всего A1N), введением 0,008—0,03% Ti или 0,004% Са для связыва-
ния растворимой серы (в TiS или в CaS), медленным подстуживанием
495
jr ' /' 7 ' , Ж'
слитка перед прокаткой, чтобы укрупнить частицы MnS. В аустенитных
сталях с 0,04...0,05% N красноломкость при 900...1200 °C вызывалась об-
разованием эвтектоида Fey — Cr2N («псевдоперлита»).
Когда рост зерна остановился и граница «висит» на включениях, ук-
рупнение именно этих частиц пойдет скорее. Наихудший исход: образо-
вание зернограничной пленки оксисульфидов, катастрофически снижаю-
щей и горячую, и холодную пластичность и вязкость — пережог поковок
и проката. При этом сера собирается на границы из объема зерна, а
кислород поступает от поверхности заготовки, диффундируя по границам.
Четвертичные включения мельче 50 нм не участвуют в обычном вяз-
ком разрушении. (На хладноломкость они влияют косвенно, регулируя
рост зерна: крупнее зерно — легче скол). Но наночастицы на границах
зерна отслаиваются от металла легче, чем в объеме, и на них при дефор-
мации могут рождаться мелкие ямки, сливающиеся в «вязкий зерногранич-
ный излом». Слой ямок тонкий (не более шага Х3 частиц) и работа их
слияния — разрушения по границам зерна — ничтожна. Но отслою мел-
ких включений может предшествовать довольно большая холодная плас-
тическая деформация, чтобы напряжение достигло необходимого уровня
озг . Поэтому зернограничное разрушение — бедствие в основном высо-
копрочных легированных сталей. В ферритных и феррит-перлитных струк-
турах углеродистой стали уровень озг обычно не достигается (ов < озг ).
Разрушение по границам крупного зерна видно и невооруженным гла-
зом как камневидный излом [18]. Он бывает первичный — виден только в
изломе слитка или после ковки, прокатки или устойчивый — разрушение
идет по «старому», крупному зерну аустенита (отмеченному плотным слоем
включений), даже когда после термообработки есть новое, мелкое зерно.
Камневидный излом появляется после высокого нагрева под прокатку:
наночастицы MnS или A1N растворяются, а затем «густо» выделяются по
границам выросшего зерна. Сканирующая электронная микроскопия на-
ходила в первичном камневидном изломе стали 18Х2Н4ВА «папоротни-
ки» — дендриты A1N (при 0,014% N и 0,05% А1), а в устойчивом камне-
видном изломе стали 18Х2Н4МА россыпи частиц MnS на «старых» гра-
ницах.
Камневидность тем вероятнее, чем больше в растворе алюминия (чем
быстрее растут наночастицы AIN). Она чаще встречается в электростали
(где А1 и N больше), и особенно после обработки синтетическим шлаком
или электрошлакового переплава (A1N не устраняется).
Меры защиты примерно те же, что и от красноломкости. Быстрое
охлаждение подавляло камневидность, если AIN выпадал ниже 1150 °C
(при А1 < 0,015%, N < 0,004%). Азот связывали, вводя 0,025...0,05% Ti
(но при > 0,08.„О, 10% Ti камневидность возвращалась — теперь ту же роль,
496
--—;,.....,...,w ^..«ж...-^.^...^.^.. J,;..^.•. .. _ .. ..X^/SKa^y^ ••|1Г1ДгВж^
что AIN, играл TiC по границам). Устойчивый камневидный излом с уча-
стием MnS устраняли связыванием серы (введением >0,004% Са или
>0,04% РЗМ) [2]. Кардинальное решение — убрать и серу, и марганец,
чтобы MnS вообще не было. Действительно, сталь 25Х2НМФ при 0,001%
S и 0,02...0,2% Мп можно «без последствий» (сохраняя высокую ударную
вязкость поковок) нагревать до 1400 °C, и это резко снижало усилия ков-
ки. Но при этом возможен «перегрев» с участием A1N.
Камневидный излом иногда удается исправлять (высоким нагревом и
охлаждением для «переформирования» включений), но он тем устойчивее,
чем выше был исходный перегрев.
Сходное с камневидным изломом происхождение у расслоя высоко-
прочной проволоки. Это «наведенная анизотропия»: при волочении зер-
нограничные наночастицы остаются равноосными, но само зерно (исход-
ного аустенита) сильно вытягивается вдоль проволоки. Частицы лежат
теперь плоскими слоями вдоль оси проволоки. При испытании на скру-
чивание растягивающие напряжения (под углом 45° к оси) расслаивают
проволоку по «старым границам» на несколько продольных прядей. Иногда
расслой получается уже в ходе волочения, и на него влияет (по описан-
ной выше цепочке) количество растворенного алюминия. В листе с плос-
кими зернами-«оладьями» (после теплой прокатки) аналогичный расслой
может и завышать ударную вязкость, отклоняя трещину.
В прокате и поковках ранний диагностический признак охрупчивания
границ примесью — «звездочка» в вязком изломе (вариант «наведенной
анизотропии»). Когда при растяжении образца появляется шейка, зерна в
ней вытягиваются, а тогда трещина по охрупченным границам распрост-
раняется вдоль образца легче, чем поперек. В «тяжелых» случаях шейка
вообще расщепляется вдоль, но чаще расслоения местные, и излом выг-
лядит «звездочкой» из радиальных зубцов-расщепов. (Зубцы не связаны с
нитями включений: на поперечных образцах звездочка такая же).
Фосфор. При обычных нормах стандартов (<0,040% Р в стали обыкно-
венного качества, <0,035% Р — в качественной, <0,025% Р — в высоко-
качественной) фосфор находится в твердом растворе (аустенит растворяет
до 0,2% Р, а феррит и больше). Собственное соединение — фосфид Fe3P
— фосфор образует лишь иногда в литой стали 110Г13 при выплавке на
высокофосфористом ферромарганце. Впрочем, и в непрерывнолитых сля-
бах довольно чистой стали 17ГС (0,01...0,03% Р) находили колонии фос-
фидной эвтектики (размером до 10 мкм) в самой грязной зоне осевой
ликвации [13].
Фосфор в железе в обычных количествах немного упрочняет феррит и
существенно повышает порог хладноломкости: AZKpxp = 20 К/0,01% Р в
феррит-перлитной структуре литой стали 35ГЛ (при 0,02...0,10% Р) [21].
497
Вызванная фосфором хрупкость много сильнее в сталях высокой и сред-
ней прочности — при структуре сорбита или мартенсита отпуска.
Фосфор — пятивалентный металлоид — своими пятью связями «плохо
вписывается» в кубическую решетку железа (где у каждого атома 8 бли-
жайших связей в a-Fe или 12 — в y-Fe). Поэтому у фосфора есть «срод-
ство» к границам зерна, где симметрия нарушена. Оно измеряется энер-
гией связи с границей U. Фосфор собирается в зернограничные сегрегации
(в слой «одноатомной толщины»), где равновесная его концентрация при
температуре Т
ст =coexp(U/kT), (15.15)
где к — константа Больцмана. При низкой температуре концентрация сг
в такой сегрегации может быть на порядки больше, чем с0 в растворе —
вплоть до сГ = 100% Р.
Измеряют сг на зернограничных изломах Оже-спектроскопией медлен-
ных электронов (которые глубже, чем на один атом, и не проникают).
Что фосфор собран только в моноатомный слой, проверяли, распылив
этот слой пучком ионов.
У фосфора «хрупкие» (ковалентные, нерастяжимые) связи Fe — Р, и
он «портит» также и связи Fe — Fe у смежных с ним 8 + 6=14 атомов
в двух ближайших координационных сферах. Поэтому в одноатомном слое
достаточно концентрации сг = г/14 ~ 7% (ат.) фосфора, чтобы металл был
охрупчен по границам. Действительно, если излом зернограничный, то в
нем находят сг > 3% (ат.) Р в одноатомном слое.
С понижением температуры от 1300 до 850 °C измеренное равновесное
обогащение границ фосфором в аустените нарастало от сг/с0 410 до 820.
В феррите равновесное обогащение много больше: сг/с0 1500...4500 при
670...400 °C. В последнем случае для достижения опасной концентрации
сг = 3% (ат.) Р на границах зерна достаточно всего 0,0004% (масс.) Р в
стали.
Чем выше температура, тем меньше концентрация фосфора (15.15) на
границе в равновесии. Чем ниже температура, тем дольше идет диффузия
до этого равновесия. Поэтому кинетическая диаграмма образования сег-
регаций cr(t,T) обычная С-образная, с максимумом скорости при некото-
рой «промежуточной» температуре. Подобны cr(t,T) и линии равного ох-
рупчивания на поле «температура — время выдержки». При одинаковой
же «термической истории», чем больше фосфора в стали, тем больше его
и в сегрегации.
Чем крупнее зерно, тем больше под нагрузкой концентрация напряже-
ний у его границ и тем при меньшем напряжении озг начнется разруше-
498
ние по границе (при том же содержании сг фосфора на ней). Поэтому в
околошовной зоне сварки фосфор опаснее, чем везде (зерно в зоне выра-
стает при нагреве, а сегрегации образуются при медленном охлаждении).
Вред от фосфора всегда в зернограничной хрупкости, но в сталях раз-
ных классов он проявляется в разных обстоятельствах:
а) в сравнительно мягкой низкоуглеродистой стали — в охрупчивании
зоны сварки, а также в усилении хладноломкости (напряжение течения
достигает уровня от(7) = озг после достаточного охлаждения). Хладнолом-
кость из-за сегрегации фосфора отличается от «обычной» тем, что излом
зернограничный (а не скол по объему зерна);
б) улучшаемые среднеуглеродистые стали средней прочности (типа кон-
струкционной 38ХНЗМФА или штамповой 4ХНМ) охрупчиваются после
высокого отпуска (600...650 °C), пока изделие медленно остывает в интер-
вале 550...450 °C («нос» С-образной диаграммы сегрегации). Эта отпускная
хрупкость наиболее опасна в крупных изделиях (роторы турбин и генера-
торов, валки, штампы), сердцевину которых невозможно охладить быстро.
Поскольку необходимое напряжение озг достигается лишь после плас-
тической деформации (иногда довольно большой), работа разрушения (в
частности, ударная вязкость) понижается по мере сегрегации фосфора
постепенно. Постепенно смещается вверх и порог хладноломкости;
в) тепловая хрупкость наступает, когда сталь (типа 12Х1М1Ф) работает
годами при тех же температурах охрупчивания (как трубы паропроводов
электростанций и нефтеперегонной аппаратуры);
г) зернограничную хрупкость высокоуглеродистой и высокопрочной
стали (для режущего инструмента, пружинной проволоки) вызывает сег-
регация фосфора еще в аустените. (Предел текучести от высокий, и если
озг< от, зернограничное разрушение произойдет почти без пластической
деформации);
д) в агрессивных средах (газопроводы для «кислого» газа, содержащего
сероводород; высокопрочные болты в промышленной атмосфере) фосфор
на границах усиливает водородную хрупкость.
«Безопасное» содержание фосфора во всех этих случаях не достигнуто
(и не ясно, существует ли вообще). Нормы же обоснованы лишь эконо-
мически: как компромисс между сегодняшними возможностями выплавки
и эффектом в эксплуатации. Предел достигнутого в мировом крупнотон-
нажном производстве для перечисленных категорий стали примерно такой:
а) в трубных сталях для магистральных газопроводов (типа 13ГФА,
10Г2НМФБ, 37ГФБЮ) за норму принимали < 0,008% Р. С ростом содер-
жания фосфора от 0,012% до 0,020% их ударная вязкость KCV-60 падала
с 2,0 до 1,45 МДж/м2. Когда в подобной стали 07Г2ФБ было более 0,012%
Р, излом в крупнозернистой околошовной зоне был зернограничный.
499
В аустенитных нержавеющих сталях (типа Х18Н9) фосфор охрупчивает
границы в околошовной зоне, нагревавшейся до 750 °C. Для свариваемо-
сти требуют, чтобы сумма [Р] + [S] < 0,02...0,035%. После нагревов до
750 °C ударная вязкость КСU~196 (при температуре жидкого азота) с уве-
личением содержания фосфора с 0,02 до 0,09% падала в 10 раз;
б) если у стали 45Г2 с 0,010% Р после выдержки в течение 5 сут при
500 °C ударная вязкость упала на 12%, то при 0,025% Р — на 50% [15].
После 15 сут нагрева в интервале отпускной хрупкости стали 25Х2МФ
порог хладноломкости Т50 при 0,006% и 0,040% Р различался на 40 °C;
в) в теплостойкой стали обычно < 0,010% Р;
г) кордную проволоку («пружинящий каркас» для шин) выпускали с
< 0,007% Р;
д) в трубной стали для работы в газе с сероводородом и при —60 °C
нормировали 0,005% Р. Сталь для криогенной техники 06Н9 выплавляли в
конвертерах, получая 0,003% Р (из дефосфорированного чугуна с 0,015% Р).
Прокатка вытягивает «грязные» границы («старого») зерна аустенита
почти в плоский слой. Так от ликвации фосфора появляются полоски
зернограничного излома в рельсах. От низкой прочности «в третьем на-
правлении» в листе стали 07Г2ФБ получались продольные расщепления.
Их устранили, доведя фосфор до уровня < 0,01% Р.
Внесенный с шихтой фосфор удаляют при плавке, связывая в каль-
цийсодержащие шлаки, но он вновь поступает из ферросплавов. При их
чистоте, регламентированной ГОСТ, на 1% введенного марганца домен-
ный ферромарганец привносит в сталь до 60...80 ppm фосфора [ppm —
parts per million-, Ippm = 0,0001% (масс.)]. Из электропечного ферромар-
ганца поступает до 30...40 ppm Р на 1% Мп, из металлического марган-
ца — 1...8 ppm. Доменный ферросилиций приносит до 200 ppm фосфора
на 1% Si в стали, а электропечной 5...200 ppm (в зависимости от мар-
ки). С феррохромом приходит до 10...15 ppm Р на 1% Сг, с ферромо-
либденом 15...30 ppm Р на 1% Мо, с феррованадием 25... 80 ppm Р на
1% V.
Отчасти действие фосфора нейтрализуется молибденом, который обра-
зует в феррите трудноподвижные пары атомов Мо — Р и этим замедляет
образование сегрегаций. Поэтому в улучшаемые стали для крупных поко-
вок вводят 0,15...0,40% Мо (как в 38XH3MA), а в теплостойкие — до 1,1%
Мо (как в 25Х2М1Ф). Вводить молибдена еще больше бесполезно: он
уйдет из твердого раствора, образовав собственный карбид Мо2С.
Фосфор связывали в нерастворимый фосфид, введя в сталь 10Х2М
0,01% церия. Удалось понизить порог хладноломкости на 100 °C, но удар-
ная вязкость выше порога («полка» А — В на рис. 15.3) упала на */з
(фосфиды церия — тоже неметаллические включения).
500
_________________..........
Охрупчивание границ от наночастиц (MnS, A1N) и от сегрегаций (фос-
фора) взаимно усиливается. На обе причины надо воздействовать одно-
временно.
Редкий случай «безобидного» специального легирования фосфором —
мягкая сталь 08ЮП. Фосфор (до 0,085% Р) способствует двойникованию
феррита при холодной прокатке, а это меняет ориентировку нового зерна
при отжиге и создает острую текстуру, улучшающую штампуемость листа
(показатель нормальной анизотропии (15.7) вырос с 1,8 до 2,4).
Сурьма, олово, мышьяк. У сурьмы (химического аналога фосфора) и у
олова энергия связи с границами зерна еще больше, чем у фосфора, и
они точно так же образуют сегрегации по границам. Когда в чистой ста-
ли 30Х2Н4А получали после отпуска равную концентрацию сг = 16% (ат.)
одной только примеси в моноатомном слое на границах, выяснилось, что
сурьма и олово охрупчивают сильнее, чем фосфор: вязкость разрушения
составила Х1с = 120; 45 и 25 МПа • м1/2 для Р, Sn и Sb, соответственно.
В том же порядке смещается вверх порог хладноломкости (после охруп-
чивающего отпуска): при одинаковом содержании в стали примеси 0,01%
(ат.) он поднимался на 216; 115; 113 и 11 °C в ряду Sb — Sn — Р — As.
Равновесная степень обогащения сг/с0 границ зерна сурьмой в аусте-
ните в 2—3 раза ниже, чем фосфором, а в феррите, наоборот, в 1,3 раза
больше (оловом — в 1,5 раза). Поскольку и содержание Sb и Sn в стали
обычно на порядок меньше, чем фосфора, охрупчивание сурьмой (и оло-
вом) проявляется только в виде отпускной и тепловой хрупкости.
При этом действие сегрегаций сурьмы, олова и фосфора складывается.
Но, например, на серии плавок чистой стали 25Х2МФ, куда вводили до
0,040% Р и до 0,021% Sb, Sn или As, после 15 сут охрупчивающего от-
пуска обнаружили статистически значимое смещение порога хладнолом-
кости только от двух элементов: ЛТ50 = 1180[Р] + 500[Sb] (концентрации
в %(масс.), температуры — в градусах Цельсия).
На тепловое охрупчивание трубной стали 15Х2М влияли два независи-
мых фактора состава:
J = {[Si] + [Мп]} х {[Р] + [Sn]}; (15.16,о)
X = 10[Р] + 5[Sb] + 4[Sn] + [As]; (15.16,6)
Приемлемым для эксплуатации нашли сочетание: J < 0,025 и одновре-
менно X < 0,20. В промышленных плавках для этого ввели норму < 0,01%
Р; < 0,0007% Sb; < 0,002% Sn; < 0,004% As.
Но если фосфор можно удалять, то сурьму и олово при плавке не
удается ни выжечь (сродство к кислороду у них меньше, чем у железа),
501
ни перевести в шлаки (тоже оксиды), ни испарить (у них малая упругость
паров). В опасных количествах сурьма и олово попали в сталь в 40-е годы
при массовой переплавке крупногабаритного военного лома (из кабелей,
аккумуляторов, бронзы и баббита подшипников). Время оборота металли-
ческого фонда в экономике (сталь изделие лом сталь) в среднем
десять лет. Хотя после Второй мировой войны прошло уже пять таких
циклов, в стальном ломе неизменно содержится 0,002...0,005% Sb. При
плавке на ломе улучшаемых конструкционных и теплостойких сталей нет
смысла понижать содержание фосфора менее 0,010...0,005% Р, так как
главным фактором охрупчивания станет сурьма (и олово).
Кардинальное решение — применение первородной шихты прямого восста-
новления (металлизованных окатышей), где всего 0,0005...0,0006% Sb. В та-
кой стали Оскольского электрометаллургического комбината обеспечено
<0,01% S, <0,01% Р, <0,001% Sb, <0,001% Sn, <0,001% As, <0,001% Pb.
Для улучшаемых конструкционных сталей плавка на первородной шихте
понижает порог хладноломкости на 20...40 °C — сильнее, чем электрошла-
ковый переплав (который не меняет содержания Sb и Sn). Но при этом
лом можно вводить в шихту только оборотный, из отходов таких же пла-
вок. В покупном ломе сурьмы в 4 — 10 раз больше, чем в окатышах, и
уже 20% такого лома в шихте мотуг поднять содержание сурьмы и олова
в стали вдвое. (Между тем, например, в стали Г7Х2МФ с 0,0030% Sb
сопротивление разрушению на 30% ниже, чем при 0,0013% Sb). И если
для части заказов покупной лом используют, то для сохранения чистоты
остальных плавок понадобится разделение потоков оборотного лома. Сле-
дует учитывать также, что на 1% Мо в сталь привносится из стандартно-
го ферромолибдена до 8... 17 ppm Sn и 8...17ppm Sb.
Мышьяк попадает в сталь из керченских руд, на которых работает «Азов-
сталь» (а далее распространяется через лом). Он стоит в таблице Менде-
леева в V группе, между фосфором и сурьмой, но его сегрегации на гра-
ницах прямо не наблюдали. Как и при всякой зернограничной хрупкости,
действие мышьяка могло бы сказаться только при достаточно высоких
напряжениях. Поэтому многочисленные исследования рядовой низкоугле-
родистой стали вреда от мышьяка не выявили (и не могли выявить, разве
что при столь низких температурах, когда предел текучести от = озг). Опа-
саясь хладноломкости, стандарты ограничивают мышьяк нормой < 0,08%
As в стали Зкп и < 0,15% As в рельсовой стали. Судя по (15.16, б), мы-
шьяк влияет на тепловую хрупкость — но в пять раз слабее, чем сурьма.
Не изучено влияние мышьяка в стали на замедленное разрушение под
напряжением с участием атмосферной влаги (хотя известно, что даже
малая примесь мышьяка в кислых водных растворах — сильнейший ката-
лизатор поглощения водорода сталью).
502
Примеси цветных металлов. Так обычно называют попадающие из лома
примеси «непреднамеренного легирования» (Сг, Ni, Си) — исключая Sb и
Sn, действующие сходно с фосфором.
В большинстве сталей допускают <0,30% Си. Медь в небольших коли-
чествах замедляет коррозию стали на воздухе. Поэтому вводят 0,2...0,4%
Си в сталь для телеграфных проводов, 0,4...0,6% Си — для мостостроения
(ГОСТ 6713), 0,15...0,30 % Си — в другие строительные стали (как
14Г2АФД).
Но медь довольно опасна в производстве. Ее сродство к кислороду
меньше, чем у железа. Поэтому когда при нагреве под прокатку железо
образует окалину, медь оттесняется в металл, и ее расплав проникает в
сталь по границам зерна. Уже в стали с 0,17% Си после горячей дефор-
мации при 950...1150 °C находили сетку поверхностных трещин, заполнен-
ных медью [15]. Сталь поглощает медь и при соприкосновении с медной
окалиной (восстанавливая ее железом до металла). Так медь кристаллиза-
тора портит поверхность сляба при нарушении режимов непрерывной
разливки.
В качественной углеродистой стали ГОСТ 1050 допускает до 0,10—0,25%
Сг и 0,30%Ni (попадающих из лома). В легированной конструкционной
стали по ГОСТ 4543 разрешены (как остаточные элементы) <0,25% Сг;
<0,30%- Ni. В сумме с «основными» элементами они повышают устойчи-
вость аустенита, а потому и глубину прокаливаемости. Характер и масш-
таб нежелательных последствий от неопределенности в содержании «цвет-
ных примесей» зависит от назначения стали.
Чтобы вписаться в узкую полосу прокаливаемости, приходится (после
экспресс-анализа по расплавлении) корректировать ввод легирующих эле-
ментов. В стали гарантированно низкой прокаливаемости 60ПП ограничи-
вают сумму (Мп + Сг + Ni + Си) < 0,5%, в том числе < 0,2% Мп и
< 0,15% Сг [8]. В Ст65 — Ст85 для канатной проволоки нужен очень бы-
стрый распад аустенита (пока проволока проходит через ванну патентиро-
вания), поэтому допускается лишь <0,10% Сг; <0,15% Ni; <0,20% Си.
В высокоуглеродистых сталях (инструментальных и шарикоподшипни-
ковой) неконтролируемые Ni и Си повышают содержание остаточного
аустенита после закалки, что занижает твердость. Поэтому ГОСТ 801 для
стали ШХ15 ограничивает сумму (Ni + Си) < 0,5%.
Наиболее дорогое решение перечисленных проблем — выплавка на
первородной шихте. Но и в конвертерном цехе, работающем на чугуне,
устойчиво удерживали сумму (Си + Сг + Ni) <0,007% для 50% заказов,
где это приносило выигрыш.
В 1999 г. в России половина стали выплавлялась из лома. Он состоял
на V3 из оборотного лома предприятия (обрези слитков и проката), ме-
503
нее 20% — лома металлобработки (стружки, высечки), а половина всего
лома (15 млн.т) — лом амортизационный («собственно лом»), который и
приносит неконтролируемые «цветные примеси». Для минизаводов, рабо-
тающих на ломе, они существенно ограничивают конкурентоспособный
сортамент качественной стали.
Водород. Водород обусловливает две проблемы металлургического качества:
а) разрушение с участием водорода, попавшего в металл при его про-
изводстве;
б) влияние иных факторов металлургического качества на поглощение
водорода сталью из водных сред и из паров воды при эксплуатации (и
повреждение водородом изделия).
Концентрацию водорода в стали часто по традиции измеряют в
см3 Н2/100г (при нормальных условиях: 298 К и атмосферном давле-
нии) — по объему газа Н2, выделившегося из 100 г металла (при дегаза-
ции нагревом или плавлением в вакууме). Поскольку 1 ppm = 0,0001%
(масс.) = 1,12 см3 Н2/100 г, часто считают просто: 1 см3 Н2/100 г ~ Ippm.
Диссоциация молекулы водорода на атомы Н2 # 2Н в тепловом рав-
новесии ничтожна: при атмосферном давлении и 298 К степень диссоци-
ации 10-24. Поэтому если на какой-то стадии химической реакции (на-
пример, разложения воды) получается атомарный водород, металл может
поглотить его на порядки больше, чем в равновесии с газом Н2. Так, под
атмосферным давлением водорода его равновесная растворимость в стали
при 20...100 °C не более 0,005 ppm Н. При температуре плавления в жид-
ком железе растворяется 24,5 ppm Н, а в твердом 7 ppm Н [4]. Между
тем, если сталь не вакуумировали, то в слитке и конвертерной, и марте-
новской, и электростали находят 2...10 ppm Н (и более) [4, 11, 21].
Водород в металле образует раствор внедрения из «самых маленьких»,
самых легкоподвижных атомов Н. При 25 °C коэффициент диффузии во-
дорода в железо DH = 710-5 см2/с — он проникает на 1 мм за 3 мин.
«Пятно водорода» в железе растекается так же быстро, как фиолетовое
пятно от лежащей в воде крупинки марганцовки. Но запирающая пленка
оксидов и структурные ловушки удерживают годами концентрацию водо-
рода в стали на 3 порядка больше равновесной.
Если у растворенного водорода нет выхода на поверхность металла, но
в структуре есть поры, он стекает в них, образуя газ: 2Н -> Н2. (И здесь
выражение «газы в металле» имеет буквальный смысл, в отличие от кис-
лорода и азота, где «газы» лишь напоминание о происхождении). Посколь-
ку водород в растворе неравновесный, он может собраться в поры почти
весь. Давление газа Н2 в порах создает растягивающие напряжения в
металле около них. Если эти напряжения достигнут предела текучести,
поры начнут расширяться, а затем и сливаться друг с другом.
504
__...........................................
Давление молекулярного водорода, стекающего в поры, облегчает и
ускоряет разрушение, если в стали есть достаточное количество микропор
(или «очагов» для их зарождения). Вариантов разрушения много, и их
выбор зависит от структуры — от места и момента появления пор.
В стали средней и низкой прочности при содержании более 5...8 ppm Н
водород включается в процесс вязкого разрушения, но только на той ста-
дии, когда включения (например, MnS) уже отслоились от металла, обра-
зовав поры — центры «ямок» излома. Теперь водород стекает в эти поры
и своим давлением ускоряет их рост и слияние в макротрегцину. Поры
появились около максимума диаграммы растяжения — при напряжении ов
и равномерном удлинении 8равн. Эти величины от действия водорода не
изменятся. Но дальнейшая, сосредоточенная деформация — сужение в
шейке Vcocp — может упасть и до нуля, а вместе с ним снизится и общее
сужение \|/. Другой опознавательный признак такого влияния водорода:
пластичность тем хуже, чем медленнее деформация (чем больше приток
водорода в поры). При охрупчивании же от иных причин, наоборот: удар-
ная вязкость KCU падает сильнее, чем относительное сужение \|/ при
медленном растяжении.
В высокопрочных сталях (как ЗОХГСА) еще до предела текучести поры
с водородом могут появляться на включениях MnS (они служат катализа-
тором реакции 2Н Н2 ). Кратчайший путь слияния — для пор от чет-
вертичных включений на границах зерна. Так водород вызывает зерногра-
ничное разрушение. Фосфор усиливает действие водорода, что заметно уже
при 0,005%Р в стали. (Не ясно: фосфор на границах зерна тоже катали-
затор реакции 2Н -> Н2 или просто охрупченные сегрегациями границы
легче вскрываются). Вязкость разрушения Kjc мартенситностареющей ста-
ли от ввода 2 ppm Н упала вдвое.
Если в высокопрочной стали более 2 ppm Н, в ней возможно замед-
ленное разрушение (за часы и месяцы — как под нагрузкой в эксплуата-
ции, так и без внешней нагрузки — от остаточных напряжений после
закалки или сварки). Его существенно ускоряют и сера, и фосфор. Чтобы
не было замедленного разрушения высокопрочной кордной проволоки, в
ней должно быть < 1 ppm Н.
В сталях средней и высокой прочности, содержащих более 1...2 ppm
Н, подобное же самопроизвольное разрушение (без внешней нагрузки и
без притока водорода в металл извне) — образование флокенов. Их обна-
руживают (иногда в слитке, а чаще — в прокате или поковках) по виду
излома темплета стали (ГОСТ 10243). В вязком (темном, матовом) изло-
ме блестят серебристые пятна хрупкого (частью зернограничного) излома —
«хлопья» (Flocken) диаметром 0,5... 10 мм и более. Они возникли до ис-
пытания (в конце охлаждения поковки, а иногда и после, при вылежива-
505
нии). Это внутренние водородные трещины — неисправимый брак каче-
ственной стали.
Флокены чаще всего поражают крупные поковки (роторы турбин или
пушечные стволы — «крупповская болезнь»), но также и крупный сорт, в
том числе рельсы. (Чем больше сечение, тем меньше отток водорода на-
ружу, хотя для этого специально вводят циклы противофлокенного отжи-
га, иногда многосуточные). Флокен — готовая внутренняя макротрещина
для начала разрушения конструкции в работе. Поэтому один маленький
флокен в темплете — основание для браковки всей плавки: отсутствие в
ней других флокенов не гарантирует даже и 100%-ный ультразвуковой
контроль.
В сканирующем электронном микроскопе видно, что очаг флокена —
всего одна грань зерна: «фасетка» зернограничного излома. Отслаивая
здесь включения, растворенный в металле водород стекает в возникаю-
щую «щель» меж зернами. Когда растущее давление газа в щели вскроет
смежную фасетку, общий объем полости увеличится, а давление водорода
в ней скачком упадет. Чем больше такая трещина, тем больше следую-
щий скачок, но тем больше и время между скачками, необходимое для
накопления водорода. Поэтому рост флокена — автоколебательный про-
цесс, который со временем затухает.
Известно также микрорастрескивание сходного происхождения в сталях
разных классов. В трубной стали (как 09Г2БФТ) водород вызывал микро-
растрескивание при вылеживании, а иногда и макрорасслоение по зоне
ликвации, обнаруживаемое ультразвуковой дефектоскопией. При 9...10 ppm
Н в ней появляются сетчатые трещины уже в штрипсе. От повышения
содержания водорода в стали ШХ15 с 2 до 4 ppm Н долговечность под-
шипников падала в 20 раз [11]. Водород вредит и уходя из проката: пос-
ле эмалирования (посуды из низкоуглеродистой стали) он дает «рыбью
чешую» — отколы эмали.
Уже в жидком чугуне есть 2,5...5,5 ppm Н. Водород попадает в расплав
и из воды (1 ppm Н — это всего 1 литр воды на стотонную плавку). Воду
приносят: ржавчина на легковесном ломе (пакетах стружки и высечки),
плохо просушенная футеровка печи или ковша, отсыревшие ферросплавы
или известь для шлака, подтекающая фурма конвертера, горение парафи-
новой смазки кристаллизатора. Водород привносится захваченным при
сливе печным шлаком (в котором растворяется до 15...50 ppm Н [4]).
Водород захватывается и из влаги воздуха (через шлак, а также струей
при выпуске и разливке), и из печной атмосферы при нагреве слитка.
Периодические «вспышки» флокенов в производстве обычно вызваны
трудно обнаруживаемыми нарушениями технологической дисциплины.
Гарантии, что водород в норме, дает только пробоотбор из ванны и ков-
506
ша (автоматические анализаторы измеряют 1,5...10 ppm Н по изменению
теплопроводности газа-носителя — азота).
Хотя водород легкоподвижный, он распределен в стали неравномерно
(видимо, ликвирует вместе с серой). В середине толстого листа стали
09Г2С находили 10... 12 ppm Н при 4...6 у поверхности [4]. Появлению
флокенов способствуют строчки и пленки оксисульфидов [18]. В зарож-
дении флокенов участвуют наночастицы MnS, и флокены появляются тем
легче, чем больше в стали марганца; для 100 плавок была найдена грани-
ца появления флокенов — прямая линия: от 4,2 ppm Н при 0,6% Мп до
1,3 ppm Н при 2,2% Мп.
Зарождение и рост флокенов зависят от состояния границ зерна —
включений и сегрегаций на них. Из-за малых примесей у разных плавок
одной марки стали разная «флокеночувствительность» при одинаковом
содержании водорода.
।__।_।__।__।__।_।__।__।__।_।__।__।__।_।__।__।__L_i__।__।___________
-10 -5 0 +5 +10 см3, Н2/100 г
Рис. 15.16. Возможные объемы поступления и удаления водорода при конвертерной
плавке (Т.К.Сергеева). Отмечены «границы риска»
507
-.fitly,----' .-- •' а—*у-_
7~~’
Удаляют водород кипением ванны, внепечным вакуумированием, про-
дувкой аргоном, противофлокенным отжигом слитка и готового проката.
На рис. 15.16 сопоставлены количества водорода, попадающего в сталь
разными путями и удаляемого из нее разными приемами, а также изве-
стный «безопасный» уровень водорода. Как видно, возможная «сумма
притока» больше, чем достижимая «сумма дегазации», и вакуумирование
еще не повод, чтобы пренебрегать остальными, «организациоными» мера-
ми защиты.
Водородное растрескивание. При коррозии водород получается элект-
ролизом воды в гальванической паре металл — включения. Так, при кор-
розии стали в сырой нефти или во влажном и «кислом», содержащем
сероводород, природном газе (как астраханский, где 25% H2S), вздува-
ются подповерхностные пузыри до 1 см величиной (блистеры). Сталь
сначала растворяет атомарный водород (выделившийся по реакции
H2S+Fe FeS+2H), а он затем превращается в порах в газ Н2 высоко-
го давления.
Нитевидные сульфиды собирают водород на своей поверхности, и если
они лежат глубоко, то вместо блистера на пучках нитей MnS образуется
плоский слой пор с водородом. Давление водорода раздирает металл, и
расслои быстро сливаются в трещины, идущие вдоль поверхности листа,
по строчкам MnS в полосе ликвации [23]. Этот процесс ускоряется при-
ложенным извне напряжением (водородное растрескивание), но может идти
и без нагрузки (сульфидное растрескивание).
Чем больше длинных нитей MnS, тем быстрее такое коррозионное ра-
стрескивание. Так, время до разрушения стали ЮГ в морской воде, насы-
щенной сероводородом, снизилось с 500 до 200 ч, когда сумма длин суль-
фидной строчки (на единицу площади) выросла с LL/Е = 1,7 до 3 см-1.
Строчки сульфидов сливаются преимущественно в полосах ликвации фос-
фора, а после растрескивания под напряжением в изломах находили зер-
нограничные сегрегации фосфора даже при 0,001—0,013% Р в стали (типа
20Т). Естественные меры предотвращения растрескивания:
— понижение содержания серы (в разных трубных сталях норма от
<0,001% до <0,003% S);
— модифицирование для превращения сульфидов в недеформируемые
CaS, CeS (как в стали 20ЮЧ) [13] при пропорции Ca:S > 1,5;
— быстрая кристаллизация для подавления зональной ликвации серы
и фосфора.
Водород (от электролиза воды) вызывает также поверхностные тре-
щины в поковках, проволоке, ленте, которые травили в кислоте для уда-
ления окалины или электролитически обезжиривали. Водород захваты-
вается и при гальваническом покрытии. В зависимости от режима и при-
508
месей в растворе травление может ввести в поверхностный слой до
50...80 ppm Н. Вылеживание или нагрев после травления для удаления
водорода не отменяют необходимости жесткого контроля и процессов,
и примесей в используемых растворах (например, 0,1 г/л мышьяка в
водных растворах повышают активность водорода на поверхности желе-
за в 104 раз — это еще одна причина подозрительного отношения к
мышьяку в стали).
3. НАЗНАЧЕНИЕ СТАЛИ И КРИТИЧЕСКИЕ ФАКТОРЫ
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО КАЧЕСТВА
Критические факторы. Полвека назад все необходимые свойства
стали задавали ее составом. Структуру и свойства обеспечивала термичес-
кая обработка у потребителя. Цель технологии выплавки и обработки дав-
лением состояла в том, чтобы получить прокат заданной геометрии из ста-
ли данного состава. При доступных средствах технология была практичес-
ки безвариантной: получалось то, что получалось. Термическая обработка
в конце исправляла (по возможности) то, что выдавала прокатка.
За полвека в металлургии настолько вырос набор средств управления
процессом, что сегодня необходимую конечную структуру формируют
процессы выплавки, разливки, прокатки и лишь как последняя операция
— термическая обработка. Для каждого назначения проката можно очер-
тить комплекс критических факторов металлургического качества, который
должна обеспечивать металлургическая технология. Это нужно, чтобы, не
делая лишнего, не упустить ни одной из необходимых мер.
Легирование. В стандартах всех стран есть практически один и тот же,
десятилетиями отработанный набор марок [25], где комбинация легирую-
щих элементов оптимальна по совокупности нескольких критериев. Для
каждого круга изделий сравнительные достоинства и недостатки этих
марок потребителю хорошо известны. Многочисленные попытки «улуч-
шать», «упрощать» или «удешевлять» их по одному лишь критерию (хотя
бы и прочности) успеха не приносили.
Принято считать низколегированными стали с суммой легирующих эле-
ментов менее 2,5% и высоколегированными — с суммой более 10% (это
нержавеющие, жаропрочные, быстрорежущие и высокопрочные конструк-
ционные — мартенситностареющие стали, где сумма легирующих иногда
доходит и до 50%).
Сегодня конечная структура (и весь набор свойств) формируется не
только при окончательной термической обработке, но и по всему техно-
509
логическому циклу. Задачи легирования усложнились и возникло следую-
щее поколение — микролегированные стали. В них (наряду с обычными
несколькими процентами основных легирующих элементов) не менее важ-
ную роль играют элементы, вводимые в сотых и тысячных долях процен-
та (В, Са, Се, La, Ti, Zr, V, Nb). Они связывают примеси в наночастицы
четвертичных включений. Цели управления структурой с участием этих
частиц довольно разнообразны (см. п.2).
На рис. 15.17 сопоставлены цены составляющих шихты: железа (тяже-
ловесного лома и горячекатаной заготовки) и основных легирующих эле-
ментов (по металлу в ферросплавах). Приведены (в логарифмической
шкале!) мировые цены LME (London Metals Exchange — Лондонская бир-
жа металлов). Хотя эти цены ежедневно «прыгают» от многих причин, ос-
новные пропорции стабильны многие годы (и есть многолетний «тренд»:
например, 20 лет назад молибден был в полтора раза дешевле вольфрама,
а сегодня наоборот; ванадий был дешевле вольфрама, а стал дороже).
Из всех элементов два — Мп и Si — много дешевле остальных. Имен-
но это сочетание Мп + Si и есть у основного объема низколегированной
стали, легированной ради прокаливаемости (см. рис. 15.1). Мик-
ролегирование может почти удваивать цену легирования (рис. 15.18, а), но
сталь можно считать все еще низколегированной и по тому признаку, что
сумма легирующих дешевле основы — железа (сравним микролегирован-
ную сталь 08Г2МФБ на рис. 15.18, а и легированную 30ХНМА на
рис.15.18, б).
Рис. 15.17. Мировые цены составляющих шихты стали (долл/кг металла в ферроспла-
вах); для железа Л — тяжеловесный лом, ГК — горячекатаная заготовка
Рис. 15.18. Соотношение цен составляющих шихты:
а — сталь 08Г2МФБ; б — сталь 30ХНМА
510
Для основных классов качественной стали, показанных на рис. 15.1, б,
требования к эксплуатационным и технологическим (для потребителя)
свойствам жестко определяют приемлемое легирование и технологию про-
изводства стали. Соответствующие критические факторы металлургического
качества систематизированы в таблице.
Критические факторы металлургического качества
Качество
для потребителя
Металлургические
факторы
Сортамент
о
°
К
о
S
8
к
Рельсы
Балки
Проволока стальная
Легированная констр. сталь
Шарикоподшипниковая сталь
Инструментальная сталь
Быстрорежущая сталь
Трубы теплостойкие
Толстый лист
Трубы газопроводные
Автолист
Нержавеющая сталь
Электротехническая сталь
£
О
о
3S
в
I
Арматура. В промышленные, шахтные, дорожные, гражданские и гид-
ротехнические сооружения в СССР укладывали за пятилетку кубический
километр железобетона, в котором было 65 млн.т стальной арматуры [26].
Арматура поставляется в бунтах (при диаметре 6...8 мм) или в прутках (до
40 мм) периодического профиля — с оребренной поверхностью. Она зак-
ладывается в железобетон обычно в виде сваренных вперекрест решеток.
В ГОСТ 10884 шесть категорий прочности арматуры: AT III...AT VIII, с
нормой предела текучести о02 > 440...1375 МПа, соответственно. В марке
особо отмечается свариваемость (АТ Шс) и стойкость против коррозион-
511
ж
ного растрескивания (АТ Шк). Основная масса арматуры — класса АТ Шс
[26] из углеродистой Ст5сп (0,28...0,37% С). Пластичность (для гибки при
монтаже) проверяется загибом на угол 45° или 90° около оправки диамет-
ром в 3 или 5 диаметров арматуры. Ударная вязкость при низких темпе-
ратурах нормируется по соглашению с заказчиком.
Арматура классов АТТУ...АТУП1 эффективна в предварительно напря-
женном железобетоне — в колоннах, балках, фермах крупных сооружений.
Легирование кремнием и марганцем обеспечивает однородную по всему
сечению прокаливаемость на бейнит с прокатного нагрева, а также полу-
чение той же структуры в шве после сварки.
Сортовой прокат и толстый лист для строительства. Крупносортовой
прокат (балки — тавр, швеллер, двутавр) применяется непосредственно
после горячей прокатки. Самые большие балки сваривают из толстого (до
160 мм) горячекатаного листа. Главный потребитель — промышленное
строительство (фермы, колонны и перекрытия зданий и сооружений),
мосто- и судостроение.
Основную массу строительного металла составляет низкоуглеродистая,
ничем не легированная СтЗ (0,14...0,22% С). Рабочее состояние — струк-
тура после прокатки: феррит с небольшим количеством перлита (до '/Д
Однако и для нее есть ряд градаций качества в зависимости от ответствен-
ности конструкций. В ГОСТ 380 они различаются по способу раскисле-
ния: СтЗ кп — кипящая (раскислена углеродом самой стали), СтЗсп —
спокойная (полностью раскислена без участия углерода), СтЗпс — полу-
спокойная (промежуточный случай). Во всех них допускается < 0,008% N
(<0,012% N в электростали), но состояние его разное. В спокойной стали
азот связан в A1N (и если в прокате нормируют ударную вязкость, то
требуют и > 0,02% А1 растворимого — не истраченного на раскисление).
В кипящей стали тот же азот весь растворен в феррите, участвует в де-
формационном старении и вызывает хладноломкость (см. п.1). Поэтому
для ряда ответственных конструкций, и особенно для Крайнего Севера,
Строительные Нормы и Правила (СНиП) разрешают применять только
спокойную сталь.
Соответственно для сортового (круг, квадрат, шестигранник) и фасон-
ного проката (балка, швеллер, уголок) из одной и той же рядовой стали 3
(состав по ГОСТ 380) есть четыре категории качества: с испытаниями
только на растяжение и изгиб, или с гарантиями еще по химическому
составу, или еще по ударной вязкости KCU+20, или также и KCU-20, или
еще по механическому старению (ГОСТ 585).
Для сортового и толстолистового проката строительной стали повы-
шенной прочности один только ГОСТ 19281 устанавливает девять классов
прочности (от класса 265 до 440 — с пределом текучести от > 265...440
512
~клч4 твр сщи
МПа) и 29 марок низколегированной стали. Набор требований (прокали-
ваемость — свариваемость — прочность — стойкость против коррозии и
растрескивания) довольно похож на требования к арматуре, поэтому сход-
ны и марки: 17ГС, 09Г2Д, 15ХСНД. Но нормы по хладноломкости (в виде
15 категорий по ударной вязкости: от KCU+2° до KCLT70 и KCV-20) и
по испытаниям на механическое старение требуют для некоторых катего-
рий измельчения зерна микролегированием (16Г2АФ, 10Г2Б) и контро-
лируемой прокаткой.
Легирование повышает предел текучести не только за счет кремния в
феррите, но и за счет появления бейнита, а в более прочных сталях — и
полной прокаливаемости: на 100% низкоуглеродистого бейнита (игольча-
того феррита — в бесперлитных сталях с молибденом). При этом проч-
ность определена толщиной бейнитной рейки (через температуру образо-
вания бейнита), а вязкость — размером зерна аустенита (и от него —
пакета бейнита) — через температуру конца деформации. Для свариваемо-
сти же нормируется углеродный эквивалент (15.6).
В машиностроении из листа и профилей тех же сталей делаются кузо-
ва самосвалов, рамы грузовиков, рамы вагонов (09Г2, 09Г2Д) и их обши-
ва (10ХНДП).
Сталь для мостостроения (ГОСТ 6713) толщиной 10...32 мм поставляет-
ся после нормализации или улучшения; ради коррозионной стойкости (до
согни лет) она легирована медью: 16Д, 15ХСНД. В ней также нормирует-
ся хладостойкость (в зависимости от категории — от KCU-20 до KCU-70),
механическое старение (по KCU+20 или KCLT20) и свариваемость.
Наибольший набор требований при примерно том же составе (10ХСНД,
09Г2С) — к судостроительной стали толщиной 4...60 мм (ГОСТ 5521). Уже
само производство ее должно быть под контролем Российского Регистра,
что отмечается подписью его представителя в отгрузочных документах и
индексом PC перед маркой. Кроме гарантий прочности, пластичности,
свариваемости, хладостойкости (по KCU-40) и испытания на механичес-
кое старение особо оговорены нормы: 0,015...0,06% А1 растворимого; не
менее 50...65% «волокна» в изломе надрезанного листа, а при непрерыв-
ной разливке «плавка на плавку» у соседних плавок ковшевая проба мо-
жет различаться не более чем на 0,04% С и 0,15% Мп.
Для судовой стали часто требуют ультразвуковой контроль 100% пло-
щади толстого листа на расслоения и испытания на растяжение «в тре-
тьем направлении» (п.2). Высокопрочные свариваемые морские стали АВ
Российского Регистра при толщине до 100 мм имеют о0 2 = 390...785 МПа,
удлинение «в третьем направлении» не менее 14...21%, KCU~40...KCU-60
> 0,78 МДж/м2 и критические температуры хрупкости при статическом
изгибе надрезанного образца — 80... — 140 °C.
17 — 1473
513
СТАДЕ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
Суровые даже по сравнению с остальной судовой сталью требования
предъявляются к стали для морских ледовых буровых платформ (а также
ледовых танкеров). Платформа сварными «ногами» опирается на дно (на
глубине в несколько сот метров) и выдерживает десятки лет кроме соб-
ственного веса (40...50 тыс. т.) ударные и циклические ветроволновые
нагрузки, а зимой напор и трение ледовых полей. Для платформ нужен
лист толщиной 50... 100 мм, «прочный в третьем направлении» (для чего
требуют < 0,001 % S), стойкий к коррозионному растрескиванию в морс-
кой воде, усталости, ударам на холоде до —70°С. Это могут быть свари-
ваемые низкоуглеродистые стали после улучшения (например, типа
14ХГН2МДАФБ).
Трубы для магистральных газопроводов. Природный газ перекачивают от
месторождения к потребителю по магистральным газопроводам: миллиар-
дами кубометров в год, за тысячи километров. В трубах стандартного
диаметра 1420 мм давление 75 ат. На тысячу километров газопровода «в
одну нитку» надо 1 млн.т таких труб. Поэтому Россия потребляет V4 ми-
рового производства газопроводных труб диаметром 530... 1420 мм — в иной
год по 4 млн.т.
На трубном заводе трубы сворачивают из толстого листа (или рулона) —
вдоль или спиралью — и сваривают. Длину отгружаемой трубы ограничива-
ет длина вагона, далее они свариваются на месте (при любом морозе).
Чем меньше швов в трубе, тем меньше риска. Поэтому трубное произ-
водство — один из важнейших потребителей широкой горячекатаной по-
лосы. Чтобы иметь свои трубы диаметром 1420 мм с одним прямым швом
и толстой стенкой, России необходим стан 5000.
При давлении 75 ат потенциальная энергия сжатого газа эквивалентна
нескольким килограммам тротила на метр длины трубы. При малейшей
течи энергия высвобождается взрывом: трещина бежит со скоростью бо-
лее 500 м/с, «распарывая» газопровод на километры [23]. Отсюда набор
жестких требований к ударной вязкости. На вырезанных стандартных
образцах сечением 10x10 мм СНиП требуют KCV > 0,80 МДж/м2 при
температуре эксплуатации и KCV > 0,50 МДж/м2 при температуре строи-
тельства. Для Севера нужно еще и KCLT 60 > 0,49 МДж/м2, а также
DWTT-20 >80%.
Испытания DWTT при ударе «натурного» образца (во всю толщину
листа) лучше всего согласуются с результатами пневматических испыта-
ний (на взрыв трубы газом) [23]. Поэтому испытание DWTT по стандар-
там API — Американского института нефти и газа (American Petroleum
Institute) общепринято в международной торговле трубами.
Кроме этого у поставщика испытывается гидравлическим давлением
каждая труба, проводится ультразвуковой контроль всех ее швов и рент-
514
геновский — концов трубы. Как и обычно для ответственной продукции,
затраты на испытания и на оснастку для них составляют заметную долю
и себестоимости, и капиталовложений. Изготовитель наносит также анти-
коррозионное (например, эпоксидное) покрытие снаружи и изнутри тру-
бы и проверяет его сплошность.
Для сварки нормирован также углеродный эквивалент Сэ < 0,37% и
ударная вязкость в околошовной зоне (KCU HAZ). Для газопроводных
труб используют низколегированные высокопрочные стали того же типа,
что и для толстого листа в строительстве и судостроении (многие нормы
сходны). Уровень прочности тот же, но гораздо жестче требования к вяз-
кости, а отсюда — к чистоте. В стали типа 08Г2Б с 0,004% S после кон-
тролируемой прокатки ударная вязкость КСЕ =120 Дж, а в почти такой
же стали О7Г2ФБ для ледовых платформ, но с 0,002%S — вдвое больше
(КСЕ = 220 Дж), а при 0,001% S — 270 Дж (все — с одинаковым преде-
лом текучести о02 = 490 МПа).
При структуре малоуглеродистого бейнита (<0,03...0,06% С) зерно в
трубных сталях измельчено: до № 9 контролируемой прокаткой или до
№ 11 — последующим улучшением (отчего ударная вязкость KCV-5 вы-
растает с 0,9 до 3,0 МДж/м2).
Для укладки подводных трубопроводов (на глубину до полкилометра)
сваренную на берегу километровую плеть буксируют по воде, приварива-
ют к предыдущей «на плаву» и затапливают, после чего газопровод для
ремонта уже недоступен. Поэтому для морских подводных труб гарантии
качества еще жестче. Так, газ с месторождений Северного моря идет в
Англию по подводным трубам диаметром 900 мм со стенкой 34 мм. В
трубах использована микролегированная сталь типа 37ГФЮБ с содержа-
нием всего 0,0008%S (при 0,012%Р и 0,004%N). С первого из российских
месторождений Баренцева моря (в 550 км от берега) проектируют подачу
газа под давлением 150 ат по трубе диаметром 1220 мм со стенкой 36 мм
(растягивающее напряжение в металле 255 МПа поперек направления
прокатки). Понадобится 1,2 млн.т труб с содержанием < 0,010% Р.
Особые требования — к трубам для перекачки (от скважины до газоочи-
стительного завода) газа, содержащего сероводород (из крупнейших место-
рождений Оренбурга и Астрахани), а также для сибирской сернистой не-
фти. Порог сероводородного растрескивания не ниже 0,8от получали при
<0,002% S, < 0,005% Р и гарантированно равноосных сульфидах 1-го бал-
ла. (При этом и ударная вязкость KCU- 60 >1,0 МДж/м2). Другой реали-
зованный вариант: в трубах для кислого газа < 0,010% Р, но < 0,001% S.
Легированная конструкционная сталь. Сдаточные характеристики леги-
рованной конструкционной стали — ее механические свойства после за-
калки и отпуска по рекомендованным стандартом режимам. Эту терми-
17*
515
ТАЛ, '1ЛРУБЕ/КЕ ОЛЕГИ ГЛАВА 15
ческую обработку поставщик делает на вырезанных из проката заготовках
диаметром 15...30 мм. По свойствам после этой обработки все 85 сталей
из ГОСТ 4543 можно разделить всего на три группы:
цементуемые стали работают и испытываются после закалки и низкого
отпуска (180...200 °C), а их предел текучести от = 500... 1100 МПа нараста-
ет с содержанием углерода (0,1...0,25% С — от стали 15Х до 25ХГМ);
высокопрочные стали с 0,30—0,35% С — как 35ХГСА, 30ХГСНА — при-
меняются тоже после низкого отпуска (230...260 °C — со структурой мар-
тенсита отпуска или бейнита), при пределе текучести от = 1200...1400 МПа;
сталям средней прочности с 0,35...0,50% С дают высокий отпуск
(500...650 °C — на структуру сорбита отпуска), чтобы применять при пре-
деле текучести от = 700... 1100 МПа.
Но все перечисленные свойства определены после термообработки тон-
ких заготовок, а потребителю нужна однородная прочность по всей тол-
щине детали. Для этого закалка должна дать структуру мартенсита не
только на поверхности, но и в сердцевине. Многообразие марок легиро-
ванной конструкционной стали и вызвано прежде всего разницей в необ-
ходимой глубине прокаливаемости. Например, после закалки в масле
любой стали с 0,4% С можно получить на поверхности 95% мартенсита и
твердость 51...55 HRC. Но критический диаметр заготовки (при котором
такая же твердость получится и в центре) сильно зависит от легирования
и для разных сталей составляет [27], мм:
Ст40 40ХА 40ХНА 40ХНМА 40ХН2МА
<4 3...22 8...40 18...53 83..114
(интервал значений указывает полосу прокаливаемости при допускаемом
ГОСТ разбеге состава). Чем больше сечение детали, тем сильнее должна
быть легирована сталь.
Совокупное влияние легирующих элементов на прокаливаемость вычис-
ляется по (15.4) из факторов прокаливаемости (см. рис. 15.8). Специфику
действия каждого из них имеет смысл сравнивать при равной прокалива-
емости. Никель несколько понижает интервал температур хрупко-вязкого
перехода. Сильные карбидообразователи V, Ti, Мо, W измельчают зерно
(чем повышают ударную вязкость).
Пока сердцевина крупной детали медленно охлаждается после отпуска,
развивается отпускная хрупкость (от зернограничной сегрегации фосфора,
а также сурьмы и олова). Для противодействия ей вводят молибден (или
взамен него в пропорции 3 : 1 вольфрам). При этом даже в «стали вы-
сококачественной» (как, например, 40ХН2МА по ГОСТ 4543), допускают
до 0,025% Р. Не ясно, можно ли (и надо ли) экономить молибден, пони-
жая в несколько раз содержание фосфора.
516
КАЧЕСТВ) АЛИ
Кроме фосфора риск для этих сталей представляют еще несколько
факторов металлургического качества (см. таблицу). В крупном сорте (для
ковки коленчатых валов, больших зубчатых колес) это водород (в связи с
опасностью флокенов). Вреден неконтролируемый растворимый остаток
алюминия и азота в виде A1N (а также растворимая часть MnS) — в свя-
зи с дефектами «сколы» и камневидным изломом после перегрева при
ковке (п.2). Всегда нежелательны строчечные включения и полосчатость
структуры, понижающие вязкость на поперечных образцах. Для цементу-
емых сталей опасны и равноосные включения оксидов, вызывающие кон-
тактную усталость цементованного слоя.
Набором марок в стандартах весь используемый диапазон свойств пе-
рекрыт многократно, и общая тенденция — сокращать число марок. Если
в ГОСТ 4543 есть 85 марок, то в аналогичном стандарте Японии — 40; в
США за последние годы изъято из стандарта 92 марки. Вводить новые
марки есть смысл только при появлении сталей с новым принципом уп-
рочнения.
Такими станут, видимо, низкоуглеродистые стали типа 07ХЗГНМЮА,
08Х2Г2ФА, глубоко прокаливающиеся на структуру пакетного мартенсита.
Их предел текучести после низкого отпуска о02 = 800...1000 МПа (в том
же диапазоне, что у сталей с 0,4% С — после высокого), но ударная
вязкость KCU = 1,5...2,0 МДж/м2 — вдвое выше, и они равнопрочно
свариваемы в больших сечениях.
Другое направление — поиск «энергосберегающих сталей» (экономящих
энергию у машиностроителей). Например, стали 30...45ХГСФБ с азотом
(0,006...0,014%) не нуждаются в термообработке, так как уже при охлаж-
дении после «контролируемой ковки» имеют мелкое зерно (№ 8...9) и,
несмотря на феррит-перлитную структуру, те же свойства, что и после за-
калки с высоким отпуском. Подобная же «дисперсоидная» сталь высокой
обрабатываемости 45ГФ содержит 0,045—0,065% серы, связанной кальци-
ем, отчего при равном пределе прочности ов ее предел усталости состав-
ляет о_] /ов = 0,52...0,55 против 0,45 — для улучшаемых сталей [2]. Двух-
фазные стали типа 06ХГР настолько пластичны, что позволяют заменять
горячую ковку деталей холодной объемной штамповкой и не делать пос-
ле нее термообработку [3].
Инструментальная сталь. Стали для режущего и мерительного инстру-
мента и для штампов холодной штамповки должны быть много тверже
обрабатываемого металла, но не слишком хрупкими. Это эвтектоидные и
заэвтектоидные стали с 0,7...1,4% С, их структура: твердый, высокоугле-
родистый мартенсит (после закалки и низкого отпуска) и карбиды.
Углеродистые стали прокаливаются на мартенсит (на твердость
62...63HRC) насквозь при диаметре не более 5 мм, так что из них делают
517
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
тонкий инструмент (слесарный и для работы по дереву): из У7 — сверла,
из У13А — напильники (чем больше карбидов, тем хрупче сталь, но тем
меньше ее износ).
В сверле режущие кромки проходят по всей толщине прутка, но в
метчике — только по поверхности, и тогда выгодна неглубокая прокали-
ваемость (чтобы иметь вязкую сердцевину и уменьшать «поводку» при
закалке — сохранять прямизну и точный профиль инструмента). Поэтому
в углеродистой инструментальной стали ограничивают примеси цветных
металлов: в ряде случаев (Сг + Ni + Си) < 0,4% и Сг < 0,12%.
Умеренное легирование инструментальной стали (сталь X, 9ХС, ХВГ)
обеспечивает примерно ту же твердость и износостойкость, что и в угле-
родистой, но в больших сечениях и, главное, при более медленном ох-
лаждении — при закалке не в воду, а в масло, что уменьшает поводку.
Вырубные штампы и длинномерный режущий инструмент (сверла,
развертки, метчики), имея твердость 63...64 HRC, разрушаются или хруп-
ко от изгиба, или от контактной усталости рабочей кромки. ГОСТ допус-
кает до 0,03% Р, но при 0,005% Р прочность при изгибе и стали X, и
быстрорежущих сталей на 20% выше.
Оксиды в инструментальных сталях перестанут оказывать влияние, если
станут мельче, чем карбиды в основной структуре. Поэтому от измельче-
ния оксидов с 4 до 0,5 мкм число циклов до начала выкрашивания кром-
ки вырастало на порядок. Иногда для заэвтектоидных сталей нормируют
содержание кислорода [28]: 0,015 и даже 0,0035% О.
По сходным причинам балльные шкалы ГОСТ 1435 и ГОСТ 5950 ог-
раничивают карбидную неоднородность (строчки карбидов вдоль режущей
кромки) и остатки карбидной сетки по границам зерна. Сдаточные нор-
мы ГОСТ есть также по макроструктуре проката, баллу зернистого пер-
лита, глубине обезуглероженного слоя, а для углеродистой стали — и по
прокаливаемости (по виду излома).
Быстрорежущая сталь. При резании металла с большими скоростями
кромка инструмента разогревается до 500...650 °C (до темнокрасного цве-
та). Высокую твердость (не хуже 58...60 HRC) при этих температурах
(красностойкость, теплостойкость) имеют только быстрорежущие стали.
У них другой принцип легирования: при высоком отпуске (560 °C) мар-
тенсит сохраняется, но из него выпадают очень мелкие (10 нм) карбиды
VC — происходит вторичное твердение. (В сталях с 6... 10% кобальта —
самых красностойких и дорогих, применяемых для резания нержавеющих
сталей и титана — при вторичном твердении выделяется также интерме-
таллид Co7W6). Мартенсит содержит много вольфрама (или молибдена),
что при рабочих температурах и упрочняет его, и препятствует укрупне-
нию наночастиц VC.
518
КАЧЕСТВОСТАЛИ
Часть вольфрама (а также молибдена и ванадия) остается в крупных
(1...4 мкм) карбидах (типа МС, М6С, М23С6). В состоянии поставки они
занимают до 30% объема, а в «рабочей» структуре 10...15%. Эти карбиды
обеспечивают износостойкость, но по слишком крупным карбидам лезвие
выкрашивается (особенно если вследствие ликвации в прокате есть кар-
бидные строчки). Растворить такие карбиды при термообработке нельзя
— сталь ледебуритная (по сути это «легированный белый чугун»): карбиды
в ней выделились еще из расплава, первыми.
Поэтому два десятка марок быстрорежущей стали (Р18, Р6М5,
Р6М5К5...) предоставляют потребителю выбор нужной для определенного
инструмента точки в треугольнике: теплостойкость — износостойкость —
хрупкость. Теплостойкость поставщик проверяет: после окончательной тер-
мообработки и имитирующего эксплуатационный нагрев дополнительного
отпуска в течение 4 ч при 620...680 °C (в зависимости от марки стали)
должна сохраняться твердость >58 HRC. Аттестуется по балльным шкалам
карбидная неоднородность (ГОСТ 19265), а также макроструктура.
Однородно мелкие карбиды дает металлургия гранул', распыление рас-
плава азотом в застывающие на лету гранулы, герметичное хранение, за-
варка гранул в стальную вакуумируемую капсулу, спекание в газостате (под
давлением до 1500 ат), ковка. Это позволяет, в частности, обойти ограни-
чения, обусловленные ликвацией, и выйти в новую область составов (на-
пример, заменить все карбиды самым твердым VC, введя до 6...8% V и —
в пропорции к нему — до 2% С).
Конкурентоспособность быстрорежущей стали, полученной методом
металлургии гранул, решающим образом зависит от уровня технологичес-
кой дисциплины: следы кислорода и влаги при распылении или хране-
нии окисляют гранулы, в результате чего они не везде спекаются, и сталь
хрупкая. Убытки от внезапной поломки инструмента обычно много боль-
ше, чем цена металла в нем, и ненадежная быстрорежущая сталь не най-
дет потребителя.
Шарикоподшипниковая стам. Из стали ШХ15 сделаны почти все под-
шипники качения. В России производилось около 1 млрд, штук подшип-
ников в год.
Кольца подшипников куют из прутков (диаметром до 250 мм), нареза-
ют из труб (до 204 мм), получают холодной штамповкой из полосы;
шарики и ролики штампуют из горячекатаного или холоднотянутого прут-
ка или проволоки. Сталь ШХ15 почти не отличается по составу и струк-
туре от инструментальной стали X: те же 1,0% С, 1,5% Сг, закалка и
низкий отпуск. Но для ШХ15 еще опаснее контактная усталость. Ее оча-
гами могут быть как оксиды (п.2), так и грубые включения цементита (и
тем более — следы цементитной сетки).
519
Исходную (до холодной штамповки, резания и закалки) структуру прут-
ка, труб и полосы обеспечивает поставщик (только крупные кольца куют
на подшипниковом заводе). Необходим зернистый перлит — округлые
зернышки цементита в нем 0,9...1,4 мкм (балл №1 — 4 по ГОСТ 801);
пластинчатого перлита не более 5% [11]. Такую структуру дает сфероиди-
зирующий циклический отжиг проката: пластинки перлита, много раз
растворяясь и вновь выпадая при переходах через критические точки,
постепенно дробятся и округляются в зернышки.
Для защиты от усталости нормированы также баллы карбидной сетки,
структурной полосчатости, включений оксидов, сульфидов и силикатов.
Стали ШХ15 сильно вредит зональная (осевая) ликвация, оставляющая в
каждом шарике два «полюса» с оксисульфидами и грубыми карбидами —
очагами усталости. Поэтому ГОСТ 801 нормирует точечную неоднород-
ность и центральную пористость проката.
Рельсы. Протяженность железных дорог России 87 тыс.км — всего 7%
от длины мировой сети. Но на них приходится 3/4 мирового грузооборо-
та. Поэтому около 2 млн.т рельсов в год только заменяют повреждаемые
— при таком грузопотоке рельс служит всего несколько лет. Он должен
сопротивляться смятию головки, хрупкому разрушению на холоде и кон-
тактной усталости под колесом. Основная рельсовая сталь М76 — комп-
ромиссная по этим разнородным требованиям. По составу она почти не
отличается от углеродистой У8 и используется в горячекатаном состоянии
— со структурой пластинчатого перлита (при 0,8% С нет ни мягких пятен
феррита, ни сетки цементита).
Нелегированную сталь М76 нельзя закалить на значительную глубину,
но тяжелые рельсы для грузонапряженных дорог термически обрабатыва-
ют (целиком или только головку рельса, после прокатки или с отдельно-
го нагрева). Ускоренное охлаждение дает перлит с более тонкими плас-
тинками. Прирост предела прочности ов, предела усталости о_,, вязкости
(KCU и К1с) при этом существенный:
°В> МПа v.% °-1 > МПа НВ кси, МДж/м2 Kic, МПа • м1/2
Горячекатаный рельс 940 10 300 260 1,5 34
Термообработанный рельс 1280 38 480 350 3,2 52
При закалке головок рельсов с прокатного нагрева получают твердость
340...380 НВ до глубины в 20 мм. Применяют также индукционный или
газопламенный нагрев головок под закалку. Твердые головки медленнее
сминаются («расшлепываются») колесами. На большинстве магистралей
России уложены термически обработанные рельсы.
520
Рельсы маркируют по их массе на 1 м длины: самый тяжелый рельс
Р75 для магистральных линий — это 75 кг/м (крановые рельсы — до Р140).
Головка у тяжелого рельса толстая, водород выходит из нее плохо и
вскрывает внутри флокены — очаги и хрупкого, и усталостного разруше-
ния. Безопасный уровень (1...2 ppm Н) дает вакуумирование расплава.
Контактная усталость развивается от неметаллических включений. Наи-
более опасны крупнейшие включения: строчки алюминатов и алюмоси-
ликаты размером 100...300 мкм. Такие включения контролируемы только
в усталостном изломе, при отработке технологии. От строчек алюминатов
избавлялись вакуумным раскислением или заменой раскислителя (вместо
алюминия — лигатура SiCa — V или Si — Mg — Ti, Zr).
Возможности сдаточных испытаний рельсов ограничены. Определяют
предел прочности при растяжении и удлинение на вырезанных стандарт-
ных образцах (ов > 1176МПа и 8 > 6% после термической обработки), а
рельс в целом испытывают на разрушение при изгибе падающим грузом
(массой 1 т). Иногда переносным твердомером проверяют поверхность
катания. Гарантии должна давать дефектоскопия 100% рельсов. Пятизон-
довый ультразвуковой дефектоскоп выявляет ситовую пористость, зональ-
ную ликвацию серы, флокены, экзогенные включения, а метод вихревых
токов — трещины.
Нагрузки на рельс в эксплуатации зависят от его геометрии: прямиз-
ны, скручивания, волнистости поверхности катания. Например, для ско-
ростных магистралей (160 км/ч) допустимая неровность высоты рельса 0,3
мм на длине 3 м. В некоторых производствах на 100% длины рельсов
профиль сечения промеряется в потоке лазерным щупом. Как прокатка,
так и термическая обработка рельсов требуют системы мер против короб-
ления (а не только правки в конце).
Трубы буровые. Наибольший объем производства труб (до 6 млн.т в 80-е
годы) составляют бесшовные трубы нефтяного сортамента: буровые и
обсадные, диаметром 159...426 мм (при стенке в 7...42 мм).
Буровые трубы свинчивают в колонну, которую опускают в скважину
(и много раз, развинчивая, вынимают для замены бурового долота). Бо-
лее широкие обсадные трубы сохраняют скважину, когда колонну выни-
мают. По буровой трубе накачивают глинистый раствор, и он, поднима-
ясь обратно в зазоре между буровой и обсадной трубой, выносит крошку
разбуренного камня. Поэтому кроме прочности необходима износостой-
кость.
При глубине скважины до 2...3 км (а иногда и более) резьба трубы
несет вес всей колонны. При обрыве колонны часто пропадает весь мно-
гомесячный труд буровиков. Поэтому буровые трубы из стали типа 13ГФА,
26ХГМА поштучно (или садкой) проходят улучшение: закалку и высокий
521
CT()jfETflS
ГЛАВА 15
отпуск. (Для прочности они могут содержать больше углерода, чем газо-
проводные, так как их не сваривают). Иногда резьбовые головки трубы
делают отдельно, из еще более прочной и дорогой стали (например,
40ХНМА) и приваривают (электроннолучевой сваркой). При этом режим
окончательной термической обработки должен быть оптимальным сразу и
для обеих сталей, и для шва переменного состава между ними.
100% буровых труб должны проходить ультразвуковой контроль на рас-
слоения и магнитную дефектоскопию для обнаружения трещин. Важны так-
же прямизна трубы, малая разностенность, соосность и точность геометрии
резьбы (герметичность резьбового соединения). Производство конкурентос-
пособных буровых труб (а не «полуфабриката») соединяет в себе сложнос-
ти высоких технологий металлургии и машиностроения. Для однородности
их качества необходима высокая культура производства. (Потребитель чаще
предпочитает дорогой импорт, но при всесторонних гарантиях качества).
Трубы для энергетики. На всех электростанциях пар при температуре
530...575 °C и давлении 14...25,5 МПа (260 ат) подается от котла к турби-
не по толстостенным (60 мм при диаметре 325 мм) бесшовным горячека-
таным трубам. Объем их производства сравнительно небольшой (100 тыс.т
в год), но они определяют весь остаточный ресурс электростанций Рос-
сии, где большинство паропроводов проработало уже 150...200 тыс.ч.
Труба паропровода за 100000 ч работы (11 лет) может раздуться не более
чем на 1% (далее возможна катастрофа). Столь медленную ползучесть
обеспечивает только одна теплостойкая сталь — во всем мире это 12Х1МФ
или 15Х1М1Ф. Для термической обработки (нормализации и высокого
отпуска) нужна однородная прокаливаемость (ферритные пятна резко сни-
жают долговечность), так что вредна зональная и дендритная ликвация.
Трещины ползучести развиваются по границам зерна, с участием годами
накапливающихся здесь сегрегаций фосфора (а также олова и сурьмы).
Поэтому целесообразно применение особо чистой — первородной шихты.
Поскольку для катастрофы достаточно макроскопической несплошнос-
ти (свиша, расслоя) лишь в одной из многих труб, они проходят 100%-
ный ультразвуковой контроль.
Стальная проволока. Около V3 всей проволоки (свыше 1 млн.т) —
проволока стальная высокопрочная: канатная, пружинная («рояльная»),
кордная, игольная, арматурная. Канатную проволоку сталепроволочный
завод свивает в канаты (для судов, шахт, лифтов, кранов).
При диаметре 1 мм и менее стандарты разных стран гарантируют для
холоднотянутой патентированной пружинной проволоки предел прочнос-
ти ов > 2500...2900 МПа, для канатной ов > 1300...2400 МПа. Автомобиль-
ные шины высокого качества армированы прядями кордной проволоки —
с ов до 4500 МПа при диаметре около 0,1 мм. Внутри высокопрочного,
522
качество :тали
предварительно напряженного железобетона натянута арматурная проволо-
ка с ов > 1400... 1900 МПа при диаметре 3...12 мм.
При такой прочности проволоке нужен и запас пластичности: нити
каната должны выдерживать перегибы и удары. Этот запас проверяется
испытаниями: на многократный «гиб с перегибом» (перегиб по ГОСТ
1579), скручивание (ГОСТ 1545), навивку (пять витков около проволоки
того же диаметра), разрыв с узлом (ГОСТ 10446).
Необходимая структура — тонкопластинчатый перлит (сорбит), упроч-
няемый холодным волочением. Чтобы выдерживать при этом большие
обжатия, нужна эвтектоидная сталь — углеродистая Ст 65...85. (И от сво-
бодного феррита, и от зерен цементита пластичность при волочении хуже).
Чем тоньше пластинки цементита в перлите, тем больше упрочнение.
Пластинки тем тоньше, чем ниже температура распада переохлажденного
аустенита. Оптимальную температуру изотермического распада надо быс-
тро достичь (если распад начнется выше, перлит грубее) и точно выдер-
жать (чуть ниже появятся менее пластичные игольчатые структуры — бей-
нит). Поэтому делается патентирование, протягиваемая проволока прохо-
дит через печь (или соляную ванну) нагрева и быстро охлаждается до
температуры распада аустенита в ванне с расплавом свинца или солей.
После волочения делается еще низкий отпуск для снятия напряжений [29].
К стали для патентирования есть ряд жестких требований. Во-первых,
чистота по легирующим элементам ( Сг < 0,10%; Ni < 0,15%; Си < 0,2%),
иначе изотермический распад аустенита за время пребывания в свинцо-
вой ванне не кончится, а остаток по выходе из ванны даст хрупкий мар-
тенсит или бейнит. Использование лома в шихте исключается.
Во-вторых, вытягиваясь при волочении, границы зерна исходного аусте-
нита превращаются в ленты вдоль оси проволоки. Если на них были сег-
регации фосфора или наночастицы A1N или MnS, проволока расслаивается
по этим лентам при скручивании (или при волочении). Поэтому когда-то
сталь для пружин плавили только из древесноугольного чугуна (чистого по
фосфору и сере). Сегодня его заменило железо прямого восстановления.
В-третьих, важна чистота по неметаллическим включениям. Если вклю-
чения деформируемы и при холодном волочении (как MnS), то из округ-
лых в слитке они превратятся в нити макроскопической длины и субмик-
ронной толщины (см. рис. 15.11), а включения-дендриты — в пучок ни-
тей, где и пройдет расслой. Канаты из СтбО с округлыми сульфидами (от
введения РЗМ) выдерживали 25000 перегибов, а с длинными включения-
ми - только 18000 [13].
Недеформируемое включение (как А12О3) при размере 100 мкм срав-
нимо с диаметром проволоки, которая в этом месте оборвется еще при
волочении (и потому в готовой проволоке таких не находят). От оксидов
523
"тал jiA
ГЛАВА 15
размером 3...10 мкм растут трещины усталости в пружинах или в канате,
поэтому важны как содержание кислорода и серы в расплаве, так и при-
емы раскисления и десульфурации.
Наконец, нагревы перед патентированием требуют защитной атмосфе-
ры, так как даже тонкий обезуглероженный слой с малопрочным свобод-
ным ферритом — очаг усталостного разрушения. Если же окалину стравли-
вают, то затем нужен подогрев или выдержка, чтобы вышел захваченный
водород, иначе проволока может растрескаться еще при хранении.
Автомобильный лист. Основную массу производимого холоднокатаного
листа составляют автомобильный лист, электротехнические и нержавею-
щие стали (см. рис. 15.1). Кузов автомобиля изготовлен холодной штам-
повкой (и точечной сваркой) из тонкого (0,5...Змм) листа. На производ-
ство 45 млн. автомобилей в год в мире расходуется 80 млн.т холоднока-
таного листа из низкоуглеродистой стали.
Обычно до толщины около 2 мм лист доводят горячей прокаткой на
непрерывном широкополосном стане, затем окалину удаляют травлением.
После холодной прокатки до конечной толщины полосу отжигают: в кол-
паковых печах — в рулонах, а в проходных агрегатах непрерывного отжи-
га (АНО) при протяжке полосы.
Наилучшая для такой стали структура — 100% феррита («просто желе-
зо»), Но из норм штампуемости (удлинения 84 > 34...40%, вытяжки по
Эриксену, нормальной R и плоскостной Л/? пластической анизотропии)
вытекает много дополнительных требований к структуре (пп.1 и 2): к
зернограничному цементиту, к величине зерна (балл № 6—8 — из-за по-
лос Людерса и «апельсинной корки»), к старению от остаточного азота и
к наночастицам (например, A1N или MnS).
Для выполнения этого набора требований нужна цепь технологий высо-
кого уровня, начинающаяся от плавки (чтобы обеспечить, например, в IF-
сталях 0,003...0,005% С и 0,003...0,005% N и в строгой пропорции с их коли-
чеством вводить 0,03...0,05% А1 и 0,05...0,08% Ti к моменту кристаллизации).
Конечную величину зерна определяют четвертичные включения AIN
или MnS — наночастицы, которые могут неоднократно растворяться (при
нагреве сляба или при отжиге) и вновь выпадать — при горячей прокат-
ке, после нее, в смотанном рулоне, при отжиге. Всей их «историей» надо
управлять по всему этому температурно-временному циклу и с учетом ис-
ходного состояния слитка.
Наночастицы задают в конечном счете и пластическую анизотропию —
через взаимосвязи кристаллографических текстур: слитка, горячей и хо-
лодной прокатки и рекристаллизации. Например, для мартеновской стали
горячий всад сляба (без охлаждения перед нагревом под прокатку) изме-
нил текстуру холоднокатаного листа (а также повлиял на структурно сво-
524
КАЧЕСТВО СТАЛИ
бодный цементит). Когда сталь 08Ю сумели разлить сразу на толщину
подката, понадобилась его смотка для должного выделения AIN и MnS -
иначе замедлялась рекристаллизация при непрерывном отжиге.
До 35% от массы автомобиля (как в Японии) мог бы составлять более
высокопрочный лист. Но легирование ухудшает штампуемость, и найдено
компромиссное решение: оставлять в стали типа 08Ю после отжига не-
много несвязанного азота и алюминия, чтобы при нагреве для сушки
окрашенной детали прошло старение (ВН-стали: baking hardenability — «уп-
рочнение при сушке»). Прирост предела текучести До0 2 = 30...40 МПа —
небольшой, но для мягкой стали это 15%.
Электротехническая сталь. Свыше 1 млн. т тонкого (0,50; 0,35 или 0,27
мм, за рубежом — до 0,23 мм) холоднокатаного листа — электротехническая
сталь. (Для потребителя: трансформаторная и динамная). Пакеты пластин
трансформаторной стали собирают в замкнутое ярмо — сердечник трансфор-
матора. Из динамной стали вырубают диски со многими пазами по радиусу;
их пакеты — статор и ротор электромотора, в пазы укладывают обмотку.
Главные свойства электротехнической стали — магнитные и электри-
ческие. Когда магнитное поле переменного тока частотой 50 Гц меняет
свое направление каждые 0,01 с, железо перемагничивается. Чем больше
в стали магнитная индукция В в заданном сильном поле, тем больший
магнитный поток через нее можно пропустить и тем большую мощность
преобразовать в трансформаторе того же размера. Чаще всего нормируют
магнитную индукцию В 800 (в поле напряженностью 800 А/м).
Чем легче перемагничивание, тем меньше потери мощности на магнит-
ный гистерезис. Кроме того, перемагничивание наводит индукционные
токи Фуко. Чем выше удельное электросопротивление стали и чем тонь-
ше лист, тем при том же поле меньше токи Фуко и разогрев от них.
Сумма потерь на гистерезис и на токи Фуко — удельные магнитные поте-
ри (ваттные потери). Они определяют к.п.д. и трансформатора, и двигате-
ля. Обычно проверяют удельные магнитные потери Р| 5/,50 (при магнит-
ной индукции 1,5 Тл и частоте 50 Гц).
Марки стали различаются нормой магнитной индукции (В 800 >
1,75...1,90 Тл) и удельных потерь Р| 5/,50 < 1,15...2,45 Вт/кг (в некоторых
зарубежных марках — до < 0,8 Вт/кг [25]).
Эти требования однозначно определяют необходимую структуру и со-
став. Нужна однофазная структура: 100% феррита (фазы с наибольшей
намагниченностью насыщения). Зерно должно быть предельно крупным,
чтобы его границы не мешали перемагничиванию (зерна до 1 см бывают
видны по разнице в «цветах побежалости» — оксидной пленке на листе).
Для уменьшения токов Фуко металл должен иметь высокое удельное
электросопротивление. Поэтому феррит легируют кремнием: при 4% Si
525
' ГЛАВА 15
электросопротивление твердого раствора в шесть раз выше, чем у железа
(из других элементов почти так же действует только алюминий). Но чем
больше кремния, тем хрупче крупнозернистая ферритная структура. Един-
ственная норма для механических свойств — проба на перегиб (загиб и
распрямление листа). И если в трансформаторной стали до 4% Si, то в
динамной только до 2% Si (иначе диск со сложными прорезями треска-
ется при вырубке или ломается при сборке в пакет).
У трансформаторной и у динамной стали прямо противоположные тре-
бования к текстуре. Трансформаторной полезна сильная анизотропия: если
ось наибольшей намагниченности насыщения направить вдоль листа, а лист
положить вдоль оси сердечника, с трансформатора можно снять большую
мощность. Динамная же сталь должна быть возможно более изотропной:
если статор намагничивается вдоль какой-то оси сильнее, ротор будет вра-
щаться в его поле рывками. Поэтому различаются режимы прокатки и от-
жига этих сталей и требования к четвертичным включениям, контролирую-
щим рост зерна и образование текстуры («ингибиторная фаза» [2] — MnS
или A1N в виде частиц размером 20...80 нм в количестве до ЗЮ13 см-3).
Чем тоньше лист, тем меньше потери: для трансформаторной стали при
толщине листа 0,50; 0,35; 0,27мм потери Р| 5/,50 < 1,75; 1,30; 1,15 Вт/кг.
Но тонкий лист труднее прокатать достаточно плоским. А если листы
покороблены, то в том же (заданном конструкцией) пространстве в паке-
те меньше железа — меньше магнитный поток и передаваемая мощность.
Требования к плоскостности («планшетности») листа заданы стандартом
косвенно: как коэффициент заполнения (> 94...97%) — удельный вес стан-
дартного пакета в сборе в сравнении с удельным весом самой стали.
Нержавеющая сталь. Все конструкционные стали корродируют пример-
но одинаково. В коррозионностойких (нержавеющих) сталях должно быть
не менее 12% хрома, создающего на их поверхности защитную пленку.
Такой пропорции соответствует самая простая нержавеющая сталь
08X13 (< 0,08% С — вредный остаток, не удаляемый из-за содержания
углерода в феррохроме и трудностей выплавки). Структура этой стали —
феррит при всех температурах. Недостатки ее очевидны: раз нет полимор-
фного сс-эу превращения, зерно нельзя измельчать термообработкой, а
крупнозернистый феррит довольно хрупкий и хладноломкий, мало при-
годный и для штамповки, и для сварки.
Еще больше хрома — еше лучше сопротивление коррозии (как у фер-
ритных сталей 12X17, 15X28). Как наиболее окалиностойкие они приме-
няются в деталях печей, как ферритные — еще более хрупки.
Поэтому основной класс нержавеющих сталей — аустенитные. В них
при том же высоком содержании хрома введен никель в пропорции Сг :
Ni < 1,8, чтобы получить при комнатной температуре 100% аустенита.
526
КАЧЕСТВО СТАЛИ
Такие стали (типа Х18Н9, Х25Н20) весьма пластичны, допускают холод-
ную штамповку и сварку (электродом из той же стали). Лист и трубы из
них — основной материал для резервуаров и аппаратуры химической и
пищевой промышленности, криогенной и бытовой техники (баки стираль-
ных машин, посуда и кухонные агрегаты).
В ГОСТ 5632 есть 49 марок аустенитных коррозионностойких сталей,
8 — ферритных и 19 — двухфазных (А+Ф, А+М, Ф+М — с мартенситом).
Выбор марки зависит от состава агрессивной среды и от технологии кон-
струкции (необходимости гибки, штамповки, сварки). В структуре потреб-
ления 60% составляют аустенитные стали, 30% ферритные и только 10%
двухфазные. При этом стали «типа 18 — 8» (Х18Н9) — более половины
всего производства.
Углерод в аустенитных сталях — примесь вредная. Марки стали типа
18 — 8 и различаются содержанием углерода: в 03Х18Н11, 08Х18Н10Т,
12Х18Н9Т допускается < 0,03; 0,08; 0,12% С. Углерод образует карбиды
Сг23С6 или Сг7С3 по границам зерна. Собирая в себя хром, эти карбиды
обедняют хромом окружающий аустенит (ниже «критических 12%» в слое
менее 1 мкм), и по границам идет межкристаллитная коррозия. (В ГОСТ
6032 указаны пять сред для ускоренных сдаточных испытаний на межкри-
сталлитную коррозию — на основе кипящей серной или азотной кисло-
ты; выбор зависит от назначения стали).
Карбиды можно растворить при высоком нагреве (1000... 1100 °C), а
углерод оставить в растворе, закалив лист в воде. Это обычное состояние
поставки аустенитных сталей. Однако карбиды выпадут при температуре
450...900 °C при охлаждении после сварки (в околошовной зоне), и это
приведет к ножевой коррозии по шву. Для прогноза стойкости межкрис-
таллитную коррозию провоцируют нагревом закаленной стали до
450...750 °C. Понизив содержание углерода в стали Х18Н12 с 0,084 до
0,006%, отсрочили выделение карбидов при 500 °C от минут до 20 сут.
[1]. (Это дает гарантии для сварного шва, но не для работы при 500 °C).
Следующая «линия обороны» — связать углерод в нерастворимый кар-
бид ПС еще в расплаве. В «стабилизированные стали» типа 12X18Н9Т титан
вводят (после хорошего раскисления) в пропорции % П = 5[%С] — 0,08.
Избыток титана — сверх стехиометрической формулы ПС — вреден как
ферритообразователь, а крупные карбиды ПС — как очаги вязкого разруше-
ния, снижающие пластичность листа. Иногда углерод связывают и в кар-
биды NbC. Но лучше всего — убрать, насколько возможно, углерод из
расплава. Остаток углерода так же вреден и для ферритных сталей; в «су-
перферритах» типа Х18М2Т нормирована сумма (C+N)< 0,015...0,025%.
Из шихты углерод поступает с феррохромом: на 1% хрома в стали
приносится до 0,13% С из углеродистого, до 0,004% С — из низкоуглеро-
527
СТАЛЬ HA РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ
ГЛАВА 15
дистого, до 0,001...0,0025% С — из безуглеродистого феррохрома (в зави-
симости от марки). На 1% никеля в стали из металлического никеля
худших сортов может попадать до 0,0015% С.
Плохо, что в любой конструкции параллельно идут несколько разных
процессов коррозии. Если углерод отвечает за межкристаллитную корро-
зию, то сера — за точечную коррозию, питтпинг — образование «язв» на
поверхности, зарождающихся на включениях сульфида MnS и оксисуль-
фидов [1]. Для противодействия питтингу следовало бы убирать серу до
границы ее растворимости (<0,01%S при пропорции Mn:S > 50).
Фосфор своими сегрегациями меняет химический потенциал на грани-
це зерна, и потому межкристаллитной коррозии нет только при < 0,01% Р
(ГОСТ 5632 допускает 0,02...0,04% Р). Фосфор способствует также корро-
зионному растрескиванию под напряжением [1].
По статистике разрушения 954 конструкций из нержавеющих сталей
типа 18 — 8 в 38% случаев причиной было коррозионное растрескивание
под напряжением, в 25% — питтинг, в 18% — общая коррозия и в 12% —
межкристаллитная коррозия.
При выборе стали редко есть надежные эксплуатационные данные о
критическом типе коррозии в данных условиях. Поэтому чистота нержа-
веющей стали влияет на ее конкурентоспособность только при гарантиях
по всем примесям (С, S, Р, N).
В ряде марок нержавеющей стали (10Х14Г14Н4Т или 10Х14АГ15)
никель заменен полностью или частично более дешевым аустенитообра-
зователем — марганцем. Однако марганец приносит возможность у-»е
превращения (в гексагональный е-раствор), двойникования и большего
упрочнения при деформации, а потому — к концентрации напряжений по
границам зерна. Отсюда следствия: меньше пластичность и больше склон-
ность к коррозионному растрескиванию под напряжением. Поэтому для
каждой серьезной конструкции замена сталей типа 18 — 8 на марганце-
вые требует экспериментальной проверки, и «экологическая ниша», отво-
еванная за десятилетия марганцевыми сталями у никелевых, невелика: не
более 10% от общего объема применения.
Азот повышает устойчивость аустенита и в количестве 0,15...0,25% вво-
дится в стали с марганцем (10Х14АГ15). Но до весьма заманчивой заме-
ны никеля (10 долл./кг) на азот из воздуха далеко. Во-первых, ввести 1%
азота и более удается только в ковш, в специальных камерах под давле-
нием. Во-вторых, во всем дальнейшем переделе он стремится уйти — и
при разливке, и при нагревах (сляба, а также и тонкого листа — под
закалку), и наконец, из сварочной ванны. А поскольку более 90% нержа-
веющей стали — это свариваемые лист и трубы, замена никеля азотом в
нержавеющей стали остается проблемой.
528
качеств?) Стали
Многими ухищрениями (прокаткой пакетов, сваркой листов взрывом,
разливкой на лист или наплавкой) получают двух- или трехслойную сталь:
нержавеющую с поверхности и рядовую внутри (доводя прокаткой общую
толщину даже до 0,8 мм). Однако такой стали нужен специфический
потребитель, который не сваривает лист (либо делает сварку за несколько
проходов разными электродами, либо может вывести швы за пределы
коррозионной зоны): после проплавления сердцевины шов станет мало-
легированным — не нержавеющим.
4. СРЕДСТВА И ТАКТИКА КОНТРОЛЯ СДАТОЧНЫХ
СВОЙСТВ
Стандартные механические испытания. Испытания на растяжение
дают хорошо воспроизводящиеся характеристики, имеющие конкретный
физический смысл и позволяющие сравнивать достигнутые напряжения с
расчетными напряжениями в конструкциях. Основные прочностные харак-
теристики материала по ГОСТ 1497 «Металлы. Методы испытаний на ра-
стяжение»: условный предел текучести о0 2, физический предел текучести от,
временное сопротивление разрыву («условный предел прочности») ов. Пла-
стичность характеризуется относительным удлинением после разрыва 8 и
относительным сужением после разрыва 4х.
Из диаграммы растяжения можно найти модуль упрочнения для лю-
бой степени деформации, определить равномерное (до момента образова-
ния шейки) и сосредоточенное (только за счет развития шейки) удлине-
ние и сужение: 8равн, Травн, 8соср, Тсоср [31]. Показатели равномерной
пластичности 8равн, *Рравн характеризуют способность материала накапли-
вать пластическую деформацию во всем объеме без локализации пласти-
ческого течения. Равномерное сужение важно для работающих на растя-
жение длинномерных изделий постоянного сечения (тросов, буровых
штанг, проводов и т.д.), где в момент зарождения за счет запаса упругой
энергии в самом теле разрушение наступает сразу. Сосредоточенное су-
жение 'Р^р косвенно характеризует сопротивление развитию вязкой тре-
щины, локальную вязкость в надрезе. Место вырезки образцов обычно
регламентируется соответствующими стандартами или техническими усло-
виями и зависит от будущего назначения стали.
Склонность к хрупкому разрушению. Выбор механизма разрушения час-
то определяется на стадии его зарождения. В охрупченной стали от ост-
рой усталостной трещины распространяется вязкий излом (со значитель-
но большей работой), так как для вскрытия первой зернограничной фа-
сетки мала зона перегрузки. В широкой же зоне течения ударного образца
529
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ j ГЛАВА 15
возможность вскрытия такой фасетки и вероятность последующего зерно-
граничного излома существенно выше. Поэтому при одной и той же
структуре ударный образец с мягким U-образным надрезом будет более
чувствителен к наиболее опасному зернограничному разрушению.
Традиционная схема сериальных испытаний (по Н.Н. Давиденкову)
часто бывает неэффективной при оценке склонности к хрупкому разру-
шению структурно-неоднородных материалов. Размеры ударных образцов в
несколько раз и более могут превышать масштаб структурной неоднород-
ности (кластеры включений, полосчатость и т.п.), поэтому получаемые ха-
рактеристики вязкости не всегда прямо оценивают охрупчивающий вклад
аномалий структуры в сопротивление стали разрушению. В этом случае
температуру вязко-хрупкого перехода можно измерить по пиковой ампли-
туде сигнала акустической эмиссии (АЭ) [32], при испытании на изгиб
микрообразцов (40—60 штук, вырезанных в объеме металла 10x10x25 мм),
габариты которых соответствуют масштабу структурной неоднородности.
При независимой калибровке электроакустического тракта из амплитуды
А и площади трещины S можно дополнительно определить плотность
упругой энергии U в момент хрупкого разрушения микрообразца.
Использование техники микромеханических сериальных испытаний перс-
пективно при оценке влияния на вязкость и хладноломкость структурной
неоднородности проката, полосчатости, для отладки составов и техноло-
гий на малых плавках, когда ограничен объем материала, при оценке
вязкости поверхностных слоев.
Вязкость разрушения. Для оценки сопротивляемости материалов распро-
странению имеющейся трещины чаще всего используется параметр линей-
ной механики ^1С. Он измеряется при испытании (на статический изгиб
или внецентренное растяжение) образцов с предварительно наведенной
усталостной трещиной по нагрузке в момент ее старта. Основным услови-
ем достоверности получаемых результатов является практически полное
отсутствие пластической деформации в процессе испытания. При испыта-
нии вязких сталей стеснение пластической деформации обеспечивается, как
правило, за счет увеличения размеров образца. Однако это требует исполь-
зования мощного, а в ряде случаев уникального испытательного оборудо-
вания. Кроме этого, возможности увеличения размеров образца часто ог-
раничены габаритами проката. В таких случаях, когда невозможно ограни-
чить пластическую деформацию в заданных пределах, применяют критерии
нелинейной механики разрушения', деформационный — критическое раскры-
тие трещины 5С и энергетический — интеграл Черепанова—Райса Jc [33].
Технологические испытания. Особое место в практике контроля механи-
ческих свойств занимают технологические испытания (пробы) металлов. К
ним относятся испытания, выявляющие способность металла принимать
530
КАЧЕСТВО СТАЛИ
определенные деформации или воздействия, подобные тем, которые ме-
талл должен претерпевать при его обработке или в условиях дальнейшей
его службы.
Стандартизованы следующие виды технологических испытаний: испы-
тание листов и лент на вытяжку сферической лунки (ГОСТ 10510); ис-
пытание листов и лент на перегиб (ГОСТ 13813); испытание листа на
двойной кровельный замок (ГОСТ 13814); технологические испытания на
изгиб (ГОСТ 14019); испытания на осадку (ГОСТ 8817); испытание на рас-
плющивание (ГОСТ 8813); испытание проволоки на навивание (ГОСТ
10447); испытание проволоки на перегиб (ГОСТ 1579); испытание прово-
локи на скручивание (ГОСТ 1545); испытание труб на изгиб (ГОСТ 3728);
испытание труб гидравлическим давлением (ГОСТ 3845); испытание труб
на бортование (ГОСТ 8693); испытание труб на раздачу (ГОСТ 8694);
испытание труб на сплющивание (ГОСТ 8695); испытание труб на разда-
чу кольца конусом (ГОСТ 11706).
Критерием годности в большинстве случаев является отсутствие на
образце после испытания трещин, надрывов, расслоений или количество
циклов воздействия на образец до разрушения. Отсюда очевидно, что
металлургические факторы, которые повышают вязкость стали, будут спо-
собствовать достижению лучших результатов технологических испытаний.
Контроль структуры. Для многих видов металлопродукции составная
часть аттестации качества — контроль структуры. Многие из этих пара-
метров контролируются в рамках ТУ или внутризаводских стандартов
«факультативно», как дополнительное средство, обеспечивающее комплекс
заданных потребителем свойств металла.
Как правило, отбраковка по структуре проводится на основе сравне-
ния с существующими в нормах производственного контроля, стандартах
и технических условиях эталонными шкалами «вида поверхности», «фор-
мы частиц», величины зерна, его анизотропии, разнозернистости; неодно-
родности, кластерное™, строчечности частиц (неметаллических включений,
карбидов, графита и т.п.). В ряде случаев используется сравнение со сло-
весным описанием «картинки» [31].
Ручная процедура измерения структур достаточно трудоемка — массовое
ее применение лимитируется штатом операторов-контролеров и произво-
дительностью их труда. Человеческий фактор (низкая квалификация, на-
капливающаяся усталость и т.п.) — одна из возможных причин ошибок, а
в некоторых случаях и причина заведомо «улучшенных» результатов кон-
троля. Специализированные оптические анализаторы изображений (типа
«Квантимет», «Эпиквант» и т.п.) могут работать как со шлифом, так и с
изображениями на пленке. Нижняя граница регистрируемых элементов
определяется разрешающей способностью оптического микроскопа — не
531
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
менее 1 мкм (для негативов, получаемых на электронном просвечивающем
микроскопе, она естественно может быть больше). Эти модели анализато-
ров изображения позволяют выбирать заданные структурные составляющие,
оценивать их количество, классифицировать по размерам, форме, ориен-
тации. С помощью специального «светового пера» можно корректировать
анализируемое изображение, исключая из него ненужные элементы (отдель-
ные включения, дефекты шлифа) или наоборот «дорисовывая» структуру
(например, не выявленные при травлении границы зерен).
Основной недостаток таких анализаторов — высокая стоимость в соче-
тании, как правило, с «заданным», а потому ограниченным набором фун-
кциональных возможностей. Многие регистрируемые характеристики
структуры, к примеру визуальные шкалы «балла» неметаллических вклю-
чений, в ГОСТ 1178 подобраны эмпирически, и это некий трудно форма-
лизуемый комплексный показатель. Ни одной программе не удавалось
пока ранжировать шлифы так, чтобы получать тот же балл, что визуаль-
но. Остается открытым вопрос: насколько нужен именно тот балл или тре-
буется иная, более адекватная характеристика загрязненности стали. По-
лучаемый результат будет сопоставим лишь при едином алгоритме и па-
раметрах настройки для опознавания «края» частиц. Поэтому при переходе
от одной модификации «Квантимет» к другой на одних и тех же шлифах
можно получить 2—3-кратную разницу в объемной доле мелких включе-
ний, а вытянутых включений до 4—5 раз.
Комбинация «цифровая фото- или видеокамера + компьютер» на два
порядка дешевле специализированных автоматических анализаторов клас-
са «Квантимет» и является самообучающейся — она «открыта» для попол-
нения дальнейшими разработками методов измерения и оценки структур.
Доступность ее для любой лаборатории требует соответствующего обшир-
ного пакета программ с широким набором процедур. Задачи «первого
уровня» — быстрые, объективные и документированные массовые измере-
ния микро- и макроструктур взамен существующих в нормах контроля эта-
лонных шкал («картинок»). Решению этих задач обычно предшествует
«проблема идеального шлифа» — исключение дефектов шлифа (царапины,
выкрашивания и т.п.) компьютерными средствами. В современных про-
граммных продуктах предусмотрен набор методов очистки изображения от
дефектов в автоматическом режиме, ряд стандартных методов обработки
изображений (диффузия, дилатация, оконтуривание, выделение и отбор
искомых объектов по их цвету и геометрии с количественным анализом
и классификацией).
В некоторых программах, например Image Expert Pro 2 (МИСиС), су-
ществуют и более избирательные процедуры: анализ анизотропии вдоль
выбранного направления, отсев объектов по их ориентации, определение
532
КАЧЕСТВО СТАЛИ
направления наибольшей анизотропии и характерных скоплений объектов
(кластеров и т.д.).
Для описания изображений в металловедении помимо измерения и
накопления статистики элементов структуры можно прямо получить ее
собирательный образ, однозначно опознаваемый и измеримый. Как пра-
вило, такой подход преобладает, когда элементы структуры имеют нечет-
ко выраженные размытые границы. В связи с этим для обработки изоб-
ражений структур широко используется аппарат случайных функций (по-
строение автокорреляционной функции авторегрессии, прямое и обратное
Фурье-преобразование и т.д.) [32].
Многие программные продукты для обработки изображений предусмат-
ривают возможность использования для обработки стандартных пакетов
для математических и инженерных расчетов: например, MATHCAD (наи-
более свободный от программирования) или более сложная в обращении
система MATLAB. Некоторые программы (Image Expert Pro 2) для удоб-
ства пользования содержат «расчетную» компоненту в своем составе.
Среди такого множества предлагаемых на рынке версий программ ра-
боты с изображениями наибольший успех будет у тех, где помимо стан-
дартных обрабатывающих блоков есть дополнительные алгоритмы, умею-
щие выделить и определить именно те характеристики структуры, кото-
рые наиболее существенны с точки зрения формирования уровня
потребительских свойств материала. А следовательно, они должны быть
сформулированы на основе глубокого понимания процессов структурооб-
разования, деформации и разрушения. Во многих случаях такие вопросы
изучены еще пока недостаточно полно. Так, известно, что строчки неме-
таллических включений, образующихся после горячей деформационной
обработки, могут существенно снизить запас вязкости металла. И хотя
очевидно, что в предельных случаях «редкая» строчка по влиянию на
вязкость эквивалентна отдельным включениям, а «плотная» — одному
вытянутому включению, но в механике материалов нет пока критерия
«густоты», позволяющего оценить опасность строчек, хотя необходимость
их регулирования более чем очевидна.
Аттестация изломов. Поверхность разрушения содержит существенную
информацию о наиболее опасных структурных и металлургических факто-
рах, лимитирующих запас вязкости материала. Поэтому в ряде случаев
требования к строению изломов включены в нормативные документы на
металлопродукцию. Максимальная полнота извлечения информации о раз-
рушении обеспечивается при анализе строения изломов на трех масш-
табных уровнях измерения: макро-, когда измеряемые элементы рельефа
сопоставимы с габаритами образца или изделия (губы среза, макрохруп-
кий квадрат); микро-, если измеряются элементарные площадки разруше-
533
СТАДЕ да РУБЩ£ СТОЛЕТИЙ
ГЛАВА 15
ния (фасетки, ямки); мезо-, если контролируемые элементы на порядок
превышают микрохарактеристики излома и на один-два порядка меньше
макроэлементов рельефа.
Для визуального наблюдения объемных картин при небольших (не
более чем хЮО) увеличениях используют бинокулярные лупы и стереомик-
роскопы. Высоту рельефа между двумя выделенными точками можно из-
мерить вручную на приборе для измерения микротвердости ПМТ-3 мето-
дом последовательной фокусировки на резкость (микровинт имеет завод-
скую калибровку), а размеры элементов макрогеометрии в плане — на
инструментальном микроскопе типа УИМ-21.
Для точного измерения мезорельефа обычно используются профилог-
рафы. Контактные профилографы не гарантируют полностью отсутствия
ошибки, обусловленной взаимодействием щупа с поверхностью. В этой
связи перспективны лазерные профилографы. Цифровой автоматический
лазерный профилограф (МИСиС) обеспечивает погрешность высоты
<5 мкм; диаметр освещаемой площади измерения 5 мкм и соответствен-
но минимальный шаг сканирования между соседними точками 10 мкм.
Рассеянное поверхностью когерентное излучение лазера отражает харак-
тер рассеивающего объекта (форму его элементов или частиц размером от
1 до 100 мкм) в виде картин дифракции и спекл-картин интерференции.
Их регистрация с использованием лазерных дифрактометров с ПЗС-каме-
рой (матрица зарядовой связи) [34], позволяет осуществить экспресс-атте-
стацию изломов. Алгоритмы обработки картин помогают распознать объек-
ты и измерить их параметры.
Для анализа микростроения излома обычно используется растровая
электронная микроскопия. Обычная картинка, получаемая на таком мик-
роскопе, обеспечивает качественную оценку излома. Реконструкция истин-
ной топографии поверхности решается методами классической стереофотог-
рамметрии. Объект снимают с двух точек наблюдения, направление на них
от объекта различается на угол а = 5... 10° (при большем а бинокулярный
эффект пропадает). Если высота одной точки рельефа над другой z„ то
взаимное смещение их изображений на «левом» и «правом» снимках сте-
реопары (параллакс) х = ztga ~ za. Тогда при минимально различимых
на снимке точках на расстоянии не менее 5х минимально различимая
высота составит 5г ~ бх/а. Но даже в самых автоматизированных алго-
ритмах трансформации стереопары в топографическую карту рельефа
(рис. 15.19) предварительно необходимо в полуавтоматическом режиме
указать на парных снимках достаточное число достоверно совпадающих
точек (точки на «левом» и «правом» снимках выбираются вручную и на-
носятся после определения корреляции между ними). На «маловырази-
тельных» изломах не всегда удается сделать это надежно.
534
КАЧЕСТВО СТАЛИ
Поэтому ищутся нетрадиционные приемы стереофотограмметрии, по-
зволяющие исключить стадию выделения соответствующих точек. Для
объектов материаловедения перспективны различные «теневые» методы, где
и объект, и камера неподвижны, а перемещается источник света. К та-
ким относится фотометрическая стереоскопия. Здесь линия равной ярко-
сти на изображении соединяет такие точки объекта, где одинаково соот-
ношение углов наклона его поверхности по отношению как к падающему
лучу, так и к лучу, отраженному в приемник. По двум изолиниям ярко-
сти в точке наблюдения (два кадра при неизменном положении прием-
ника и объекта, но двух разных углах освещения), если известна инди-
катриса рассеяния, можно вычислить ориентировку вектора нормали п к
поверхности в этой точке, а «поле нормалей» далее можно преобразовать
в поле высот, т.е. описать поверхность в целом.
Трехмерные картины можно получить методами теневой профилометрии
(на основе принципа микроскопа светового сечения). В нем плоскопарал-
лельный пучок света обрезан до половины перпендикулярным к нему
ножом, а ось падающего пучка и ось микроскопа взаимно перпендикуляр-
ны и равно наклонены к объекту. На объекте тогда видна тень ножа —
сечение наблюдаемого рельефа световым лучом (не искаженное наклоном).
Автотеневая стереофотограмметрия вместо ножа использует собствен-
ные тени рельефа. Глубина фокуса должна быть достаточна, чтобы весь
кадр был одновременно резким и можно было получить большее разре-
шение из-за меньшего дифракционного размытия тени. Автотеневой ме-
тод восстанавливает рельеф в виде топографической карты.
Рис. 15.19. Анализ трехмерных поверхнос-
тей:
а — стереопара вязкого излома стали
40Х2Н2МА, полученная на сканирующем
электронном микроскопе; б — карта
изменения высоты того же участка рель-
ефа; реконструкция с помощью пакета,
PHOTOMOD (Э.А.Соколовская, А.Н.Попов)
535
Я4 РУСТЕ ~ . ЕГО Z5
При больших увеличениях или большой глубине рельефа глубины фо-
куса микроскопа становится недостаточно для получения полностью рез-
кого кадра, и тогда используется конфокальная (послойная) микроскопия.
Полная топография поверхности восстанавливается из серии снимков,
отличающихся глубиной наводки, резкие части которых можно «склеить»
в единую картину.
Основные ограничения послойной микроскопии — в конструкции ис-
пользуемых короткофокусных объективов, имеющих большое увеличение
и малую глубину фокусировки h, малое расстояние f от передней обрези
оправы до плоскости фокусировки. Расстоянием f лимитируется макси-
мальная высота рельефа, а отношением f/h~ число различимых уровней
при этой высоте.
Быстродействие теневых методов цифровой фотограмметрии настолько
велико, что они могут быть применены в производственных условиях, а с
использованием компактных компьютеров типа Notebook возможны и их
переносные модели.
5. ВОЗМОЖНОСТИ НЕРАЗРУШАЮЩЕГО КОНТРОЛЯ
Механические испытания — контроль разрушающий, неизбежно
выборочный. При этом правила и нормы выборки, регламентированные
стандартом, часто заведомо недостаточны: например, свойства в хвосте и
в середине рулона всегда разные (из-за разной термической истории), но
слишком дорого разматывать 30-т рулон и вырезать пробу из середины.
И хотя неразрушающий контроль зачастую тоже требует вырезки образ-
цов (как, например, измерения ваттных потерь в электротехнической ста-
ли) его «материалоемкость» существенно ниже.
Возможен непрерывный неразрушающий контроль 100% металла — как
отдельная операция (например, при перемотке проволоки) или в процессе
производства. Здесь тоже есть проблема выборки: как часто надо делать
отсчеты и на каком отрезке времени их усреднять — для принятия реше-
ния, или для хранения в базе данных? Интервал усреднения должен быть
существенно короче периодов колебаний свойства, но их может быть не-
сколько — по плавке, по слитку, а например, текстура холодной прокатки
иногда «пульсирует» за каждый оборот валков (из-за их эксцентриситета).
Быстродействие современных средств неразрушающего контроля уже
не отстает от движения металла. В металлургии работают средства маг-
нитного контроля структуры листа при его скорости до 5 м/с, рентгено-
вского анализа фазового состава и текстуры движущейся полосы, ультра-
звуковой дефектоскопии горячего сляба с бесконтактным вводом и выво-
536
КАЧЕСТВО СТАЛИ
дом сигнала (индукционным или лазерным). Есть системы технического
зрения, выявляющие дефекты (крупнее 2 мм) на поверхности листа ши-
риной 1500 мм при его скорости 15 м/с, измеряющие его плоскостность
и шероховатость или же точность профиля сортового проката.
Для оценки процессов деформации и разрушения важным было созда-
ние цифровой аппаратуры акустической эмиссии (АЭ) высокого разрешения
с нерезонансным демпфированным датчиком (МИСиС). Пиковая амплитуда
АЭ пропорциональна мощности источника и измеряет каждый скачок внут-
ренней хрупкой трещины начиная от площади 20x20 мкм. По акустической
эмиссии контролировали процесс волочения, обнаруживали рост флокенов.
Экологическая безопасность техники, уникальной по габаритам, энерго-
напряженности и последствиям разрушения, заставляет не только ранжиро-
вать допустимый риск трещины в конструкции (по месту, способу и темпу
развития), но и переходить от приемочного и регламентного периодическо-
го контроля к непрерывному мониторингу конструкции в целом. Хотя та-
кие системы уже существуют в атомной энергетике, они достаточно надеж-
но обеспечивают только триангуляцию дефекта, в них нет оценки степени
его риска. Техника цифровой регистрации пиковой амплитуды АЭ и ли-
нейная связь их с размерами трещины может послужить основой автома-
тизированной системы для контроля роста каждой трещины, прогноза рис-
ка и предельного времени допустимой остановки конструкции на ремонт.
Если АЭ удовлетворительно выявляет рост трещины [35], то ультразву-
ковая дефектоскопия весьма эффективна для обнаружения несплошнос-
тей в материале или изделии (трещины, пузыри, раковины, внутренние
расслоения и т.д.) [36]. Для реконструкции поперечных слоев изделия
перспективны методы компьютерной томографии [37].
Распределение температурных полей в изделиях измеряют с использо-
ванием тепловизоров, оптико-электронных приборов, обеспечивающих
бесконтактную регистрацию тепловых полей. При этом решением обрат-
ной задачи теплопередачи находится поле температур (и термических на-
пряжений) внутри слитка по видеозаписи изменений во времени цветово-
го поля на его поверхности.
Неоднородность деформации в масштабах 0,01...10 мм измеряется по
полю смещений поверхностей: считыванием нанесенных сеток (накатан-
ные краской, напыленные металлом), спекл-интерферометром либо ска-
нирующей бесконтактной профилометрией (с разрешением 5 мкм по всем
координатам).
Видеозапись расчерченной на образце сетки усредняет поле в пределах
ее ячейки: 0,25...5 мкм — для накатки краской, менее 0,1 мм — для фо-
толитографии, около 1 мкм — для напыления через маску с отверстиями.
Разрешение до 1 мкм дает и интерференция отраженного света. При
537
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ
ШВА 15
многообразии средств измерения полей деформации трудность выбора —
в компромиссе между разрешением и производительностью. Рентгеногра-
фия при глубине проникновения пучка 10...30 мкм наблюдает слой в одно
зерно (глубже — только после стравливания), а нейтронография усредняет
текстуру по объему.
Не прекращаются попытки связать физические характеристики (напри-
мер, поле размагничивания), измеряемые при неразрушающем контроле
металлопродукции, с ее механическими свойствами: прочностью и плас-
тичностью. Очевидно, что безусловное преимущество стандартных меха-
нических свойств в том, что они получены в результате деформирования
и разрушения образца и базируются на многих десятках лет опыта прак-
тического использования. Надежность же получаемых в процессе нераз-
рушающего контроля характеристик будет зависеть от представительности
полученной статистики данных, степени их сопоставимости со стандарт-
ными механическими свойствами и в конечном итоге — от согласия (и
доверия!) потребителя металлопродукции на аттестацию ее качества нетра-
диционными методами.
Неразрушающие средства нужны не только для выходного или поопе-
рационого контроля, но и для обратной связи — для управления процес-
сом «в реальном времени». Например, управлять охлаждением проката по
количеству в нем магнитной фазы (феррита) надежнее, чем по жестко
заданному графику температур (при той же температуре степень распада
аустенита может быть разной в зависимости от плавочного состава и
истории нагрева под прокатку).
6. ИНФОРМАЦИОННАЯ БАЗА УПРАВЛЕНИЯ КАЧЕСТВОМ
Статистический приемочный контроль. Крупнотоннажная металлур-
гия достаточно хорошо оснащена средствами измерения от выплавки до ко-
нечного продукта. Обычно регистрируется 50—100 и более существенно ме-
няющихся параметров: около 10 — компоненты состава; 10 — показатели
плавки, раскисления и разливки; примерно столько же — характеризуют
условия возможного переплава (если он присутствует в технологической
цепочке); 20 — температура и величина обжатия в клетях (либо температур-
но-временные параметры ковки), условия охлаждения; показатели термичес-
кой обработки (когда она является конечной стадией технологии) и т.д.
Около 10 параметров и более существует на выходе (механические свойства,
нормируемая структура, изломы). Как правило, все они регистрируются в
реальном времени, отражаются в паспортах технологических процессов.
538
КАЧЕСТВО СТАЛИ
Объем получаемой базы данных производственного контроля, накапли-
ваемой при выпуске массовой продукции, настолько велик, что при вы-
сокой отлаженности технологического процесса делает возможным исполь-
зование статистического выборочного контроля [38, 39].
Статистический приемочный контроль устанавливает так называемый
приемочный уровень дефектности AQL — максимально допустимую долю
брака в партиях, поступающих на контроль. Возможность ошибочной
выбраковки хороших партий всегда неизбежна при выборочном контроле
(ошибки могут быть исключены только при введении сплошного контро-
ля). С тем, чтобы уменьшить вероятность их появления в статистическом
приемочном контроле, существует понятие риска изготовителя а — мак-
симальной доли забраковки партий с уровнем дефектности, не превыша-
ющим AQL. Риск потребителя обычно учитывается при назначении вы-
борок и решающих правил.
Для страховки потребителя от получения партий с повышенным по
сравнению с AQL уровнем дефектности вводится понятие риска потреби-
теля р. Он представляет собой максимальную долю ошибочно принимае-
мых по результатам выборочной оценки партий с уровнем дефектности
не менее браковочного уровня дефектности QL.
Риски изготовителя и потребителя устанавливаются в зависимости от
характера продукции и последствий от ошибочных решений. Чем мень-
ше риска, тем более трудоемок контроль, а в предельном случае, когда
а = Р = 0, он превращается в сплошной.
Выбор плана контроля и установление решающих правил принятия
решений устанавливается исходя из выполнения главных условий — чтобы
риск забракования хороших партий не превысил а, а риск приемки пло-
хих партий не превысил р ГОСТ Р 50779.71.99.
Статистический контроль технологических процессов. Классическая схе-
ма статистического управления качеством «по возмущению» малоэффек-
тивна для металлургии: здесь слишком много взаимосвязанных цепей и
нелинейных зависимостей.
Простейшая зависимость свойства ук от параметров процесса х;- —
уравнение линейной регрессии
п
yk =Oq + ^aikxi-
Поскольку технология работает, режимы находятся где-то близко от
оптимума. Чтобы существовал этот экстремум, реальная зависимость от
большинства аргументов должна быть не менее чем квадратичная
п п -
ук = + ^,bjkXj
539
СШЬ ^ РУЁЕЖЕ crojlffmff 1Й 15
и для прогноза свойства ук надлежит определить (2и+1) независимых
коэффициентов ajk и bik, а для этого надо знать ук для N > (2и+1)
плавок. Обычно же есть еще и «перекрестные» влияния — взаимодействия
разных факторов. Их учитывает уравнение нелинейной регрессии вида
У к =а0 + ^Laikxi +
i ' ‘ j
Но с ним вводится еще п(п —1)/2 коэффициентов с-к, и понадобится
знать ук не менее чем для ЛГ > (2и+1) +и(и —1)/2 плавок (одной и той
же стали, одного и того же сортамента проката). Даже при п = 50 необ-
ходим архив объемом N > 1200 (и уверенность, что за это время не ме-
нялась технология).
После анализа остаточных дисперсий часто оказывается, что большин-
ство коэффициентов регрессии в уравнении регрессии статистически зна-
чимо не отличаются от нуля (не превышают своего среднеквадратичного
отклонения). После исключения таких членов регрессию повторяют. Но
и тогда ошибка прогноза величины ук наследует ошибки всех оставших-
ся (значимых) коэффициентов. Ее можно предсказать из уравнения рег-
рессии непосредственно или же сравнив прогнозы ук с некоторым неза-
висимым «обучающим массивом». И обычно ошибка прогноза слишком
велика для надежной браковки, а время накопления необходимого объе-
ма данных контроля часто превышает «время жизни» самой технологии.
Причина в том, что уравнение регрессии — проще всего вычисляемая,
но не наилучшая форма представления зависимостей yk(Xj). Во-первых,
для уменьшения неопределенности надо использовать существующие зна-
ния о процессах («априорную информацию»). Например, совместное вли-
яние серы и марганца на рост зерна разумнее рассматривать в зависимо-
сти от отношения [Mn]:[S]. Во-вторых, в задаче есть «скрытые перемен-
ные»: вместо того чтобы искать дальнюю (по нескольким цепям) связь
«режимы — свойства», часто лучше управлять зависимостью «режимы —
структура» (например, зная диаграммы рекристаллизации, параметрами
зерна: его вытянутостью, разнозернистостью).
В-третьих, всякая регрессия основана на допущении, что во всей обла-
сти существования аргументов зависимость ук (Xj) единая. Между тем не-
редко поле допуска делится на несколько областей, где разнится сам тип
зависимости (так, при разной пропорции содержания азота, серы и раство-
римого алюминия рост зерна может контролировать или соотношение
[Mn]:[S], или [A1]:[N]). И тогда прогнозы надо строить для каждой обла-
сти отдельно, зато по небольшому числу важнейших в ней переменных.
Подобласти с разным типом доминирующей зависимости находят либо
разбиением многомерных пространств параметров по известному типу ре-
540
КАЧЕСТВО СТАЛИ
Рис. 15.20. Расслоение областей существования
технологических параметров А и В на подобла-
сти, отвечающие появлению браковочного (—)
и удовлетворительного (+) признаков сдаточ-
ной характеристики
в
зультата, либо проверяя гипотезы мето-
дами когнитивной графики: поиском и
разделением «плотных» облаков точек
при отображении зависимостей (х;) на
разные плоскости xi — хт (рис. 15.20).
По мере роста вычислительных мощностей все шире применяется и «сле-
пой поиск» зависимости методами нейронных сетей {нейроинформатики
[40]) — рационально организованным автоматическим синтезом и провер-
кой гипотез.
Непараметрический анализ больших массивов данных производствен-
ного контроля с учетом физики и химии процессов позволяет разбить поле
параметров на несколько областей с качественно разным поведением си-
стемы. Найденные для каждой области устойчивые связи между входны-
ми и выходными параметрами позволяют выработать решающие правила.
Они направлены не на ликвидацию возмущений, а на предотвращение
вредных последствий происшедших отклонений путем корректировки про-
цесса на последующих этапах. Правила проверяются производственной ста-
тистикой и после того, как заложены основные таблицы решений, они
могут пополняться по мере накопления, т.е. система является самообуча-
ющейся в частных деталях.
Информационные сети предприятия в принципе позволяют делать та-
кую корректировку в реальном времени поименно, для каждой плавки,
слитка, рулона или поковки.
7. СТРАТЕГИИ УПРАВЛЕНИЯ КАЧЕСТВОМ
Если зависимости свойств от параметров технологии yk (х-) на-
дежные, их важнее употребить не для прогноза «того, что вышло», а для
управления технологией: прогноз последствий нужен для воздействия на
процесс, пока еще что-то можно исправить. Все чаще средства контроля
(процесса и продукта) объединяют в сеть с системой искусственного ин-
теллекта для управления.
Обычно такая система управляет одним агрегатом. Между тем «каче-
ство теряется на стыках» — от несогласованности действий и результатов
541
СТАЛЬ ИА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 15
на разных переделах. Чем больше глубина прогноза качества (вперед, в
следующие переделы) и обратных связей (чтобы предупреждать риск, воз-
действуя на предыдущие переделы), тем эффективнее управление. Для по-
становки системной задачи сквозного управления всем технологическим
циклом надо ответить на вопросы:
— какого уровня качества можно достичь за счет лучшего управления
при данной технологической базе?
— на какой уровень качества (надолго обеспеченный объемом плате-
жеспособного спроса) надлежит ориентировать производство?
— какими параметрами процесса и продукта необходимо и достаточно
управлять, чтобы получить такое качество?
— какой из наборов средств контроля обеспечит это управление с наи-
меньшими капитальными и эксплуатационными затратами?
— какой обмен информацией между агрегатами (по всему технологи-
ческому циклу) необходим для наиболее эффективного управления?
Только после этого можно судить о возможной архитектуре единого
многоцелевого комплекса управления качеством в технологии. При этом
в единой системе решаются и «внутрипроизводственные» задачи. Напри-
мер, возможная промежуточная цель: управлять параметрами плавки и
разливки в такой степени, чтобы исключить операции контроля поверх-
ности и зачистки слябов; или: точно управляемым охлаждением сортово-
го проката исключить необходимость правки.
В управлении технологией возможны несколько подходов:
а) рассчитать такую универсальную траекторию процесса (последователь-
ность режимов), которая приводит к желаемой цели из любого состояния
(если режимы по технологической инструкции гарантируют 100% годного,
то проблемой остается: сколь большие «выпады» можно привести в норму);
б) если одна универсальная траектория процесса невозможна, то зара-
нее спроектировать пучок траекторий (для каждого из возможных исход-
ных состояний) и назначать их поплавочно (адаптивное управление)',
в) если мы не умеем сузить разброс параметров процесса по всему
циклу, то остается возможность нелокального адаптивного управления: от-
клонения от нормы, возникшие на одной стадии передела, компенсиро-
вать изменением режимов на следующих. Например, для «неблагополуч-
ной» плавки можно изменить не только количество раскислителя (что
обычно делают), но и температуру перед горячей прокаткой, и маршрут
обжатий, и, в крайнем случае, — конечную толщину и назначение метал-
ла (в пределах имеющегося портфеля заказов).
Системы АСУП металлургического производства должны «в реальном
времени», автоматически просчитывать и находить оптимальные варианты
изменений в зависимости от обстоятельств производства и доводить реше-
542
K44ECWQ СТАЛИ
ние до частных АСУ цехов-исполнителей (как это делают в машинострое-
нии). Гибкость сортамента при высоком качестве и больших объемах про-
изводства могут обеспечить только интегрированные системы управления (про-
цессами + производством + сбытом) по всей технологической цепочке.
В число функций такой системы входит и маршрутизация — подбор
последовательности: разливки «плавка на плавку», или загрузки слитков
для нагрева под прокатку, или сварки рулонов для непрерывного отжига —
чтобы «состыковывать» плавки, требующие разных режимов. Должна быть
просчитана и оптимизирована также и судьба «переходных» слитков или
рулонов при смене режимов или плавок. Маршрутизация проще в диск-
ретных процессах, например для адаптивного управления отжигом, когда
формируют однородные садки и назначают им «индивидуальные» режимы.
Рецепты борьбы с «вечными болезнями» металлургической технологии —
неприемлемыми неметаллическими включениями, ликвацией, флокенами —
давно известны. Но потому они и вечные, что появляются из-за малых
возмущений номинально одинаковой технологии, в пределах допускаемого
ею разброса параметров процесса (от неблагоприятного их сочетания) или
от непредвидимых, но временами повторяющихся сбоев в работе оборудо-
вания или в исходных материалах. Резко сузить разброс обычно не позво-
ляют оборудование и инструментальные средства контроля процесса.
Канонические схемы сквозного управления качеством (TQM — Total
Quality Management) неявно исходят из допущения, что технологический
процесс по всему циклу может быть стабильным — осталось лишь обес-
печить полноту свода инструкций, а работой с персоналом гарантировать
их выполнение. Между тем основное бедствие металлургического произ-
водства в том, что есть заведомо нестабильные звенья цепи, где резуль-
тат получается «как выйдет». А поскольку качество — всегда комплекс-
ная, многомерная характеристика, для выхода на новый его уровень нуж-
но избавиться от целого ряда «слабых мест» технологии. Чтобы
предупреждать брак и работать по TQM, «без переделок», обычно нужен
реинжиниринг — перестройка технологии с переоснащением производства.
Определяя стратегию управления качеством на перспективу, важно от-
делить то, что можно сделать в короткие сроки, не меняя наиболее фон-
доемкого основного оборудования: дооснастить агрегаты средствами кон-
троля процессов, изменить системное обеспечение и логику управления
процессами. В пределах данной технологической эпохи поднять однород-
ность качества (и «выход годного», и гарантии для заказчика) можно за
счет нелокального адаптивного управления — «поименно» каждой плав-
кой и слитком, «в реальном времени». Информационные технологии бы-
стрее всего обновляемы, и они должны дать систему сквозного управле-
ния технологическим циклом.
543
мме*Ф1 Глава Гв
Г" .г-, >,;*.,• :_дд'д'Л дL/-3* -.'*.r.-Ar-v * г.,
методы УПРАВЛЕНИЯ НА ОСНОВЕ
КАЧЕСТВА И ПЕРСПЕКТИВЫ В
ЧЕРНОЙ МЕТАЛЛУРГИИ
L Современные системы ме ’дж-
мента качества
2. Обзор состояния и развитая
отрасли
3. Ра^раоотка и онемение систем
кячеанва и их сермшфикс на
метшл^рстес1сих нредпршитсях
4, Внедрение ирштртив исеодщесо
уиравлашш на оаиш мтиеааш на
л^тамурямесхих цре^ириятиях
1. СОВРЕМЕННЫЕ СИСТЕМЫ МЕНЕДЖМЕНТА КАЧЕСТВА
В настоящее время конкурентоспособность любого предприятия,
независимо от формы его собственности и размеров, зависит в первую
очередь от качества и стоимости (цены) его продукции [1].
В 50-е и 60-е годы XX в. основой бизнеса являлось соотношение:
Затраты производства + Желаемая прибыль = Цена.
По ряду причин тогда было возможно навязывать свою цену, и ры-
ночный механизм еще способствовал получению желаемой прибыли от
реализации высококачественной продукции, удовлетворяющей требовани-
ям потребителя. Издержки проектирования и производства не были глав-
ной заботой производителя, а рынок позволял поддерживать цену на
желаемом для производителя уровне, делая фактически существующий
рынок рынком производителя.
Начиная с 70-х годов XX в. условия для бизнеса начали изменяться. В
90-е годы притягательная для производителя формула успешного бизнеса
была вынуждена трансформироваться в другую:
Цена — Затраты производства = Прибыль.
Механизм рыночной экономики был переориентирован, главным обра-
зом, на удовлетворение нужд и пожеланий потребителя, и рынок произво-
дителя трансформировался в рынок потребителя.
В этих условиях успех производителя зависит от скорости его адекват-
ной реакции на запрос потребителя. Именно эта скорость определяет, кто
является лидером, а кто менее удачлив. Скорость зависит от времени
практической реализации точно очерченной производителем цели, обес-
печивающей минимальные издержки производства высококачественной
продукции, а следовательно, и минимальную ее цену для потребителя.
Наиболее эффективной рабочей моделью управления становится модель
всеобщего управления качеством. Если конкурент способен внедрить совре-
менную рабочую модель качества быстрее вас, у него появляется конку-
рентная скорость, а значит, увеличивается расстояние между вами и им.
В результате ваши ресурсы уменьшаются, в том числе из-за сокращения
объема продаж. Вскоре вы попадаете в порочный круг, из которого един-
ственный выход — это умение управлять качеством продукции в зависи-
мости от изменяющихся запросов потребителя. И кто быстрее сможет
среагировать на эти запросы при минимальных затратах на обеспечение
требуемого качества, тот и будет иметь больше шансов выиграть борьбу
за потребителя у своих конкурентов. Прибыль — это результат умелого
управления и минимальных издержек производства на каждом этапе ва-
шего бизнеса при достижении поставленной цели.
Оперативность процесса реагирования на изменение требований рынка
и создание продукта, удовлетворяющего ожиданиям потребителя, возмож-
18 — 1473
545
ешь йа рубеже етблЕПш - - nfABA 16
ны только в том случае, когда в этом процессе активно и осознанно уча-
ствуют все лица как со стороны потребителя, так и производителя. Они
должны ясно представлять поставленные цели и каждый из них должен
знать, что необходимо сделать для их осуществления на взаимовыгодных
условиях. Этой обоюдной выгоде в конечном результате и способствует
внедрение принципов Всеобщего Управления Качеством (Total Quality
Management — TQM).
TQM позволяет обеспечить требуемое рынком качество продукта (сер-
виса) и его стоимость. В то же время его возможности значительно шире,
чем просто обеспечение качества продукта или сервиса. TQM — это прин-
ципиально новый подход к управлению любой организацией, нацеленной
на качество, основанный на участии всех ее членов (персонала во всех под-
разделениях и на всех уровнях организационной структуры) и направлен-
ный на достижение долгосрочного успеха через удовлетворение требований
потребителя и выгоды как для членов организации, так и общества.
Сильное и настойчивое руководство, процессы обучения, подготовки
(тренировки) всех членов организации являются существенными фактора-
ми для успешной реализации приведенного подхода.
Каждое предприятие рано или поздно вынуждено радикально пересматри-
вать свой бизнес на основе современного менеджмента качества, основные
принципы которого, схематично представленные на рис. 16.1, включают:
1. Принятие научно-обоснованных решений на основе анализа полной
и объективной информации, собранной и обработанной с помощью совре-
менных методов (включая статистические методы сбора и анализа данных).
2. Отказ от авторитарного стиля руководства и переход к лидерству.
3. Как можно более глубокое и полное делегирование полномочий на всех
уровнях, сопровождаемое соответствующим наделением ответственностью.
4. Постоянное обучение всех, везде и всегда.
5. Работа предприятия по принципу «Мы все вместе делаем одно дело».
6. Признание стопроцентной ответственности руководителей за работу
системы.
Качество процессов, организации, жизни — это мотиватор более высо-
кого уровня по сравнению с прибылью. Потребность в прибыли для орга-
низаций играет роль физиологических потребностей низшего уровня (без
прибыли организация просто умрет от финансового голода), тогда как
потребность в качестве относится к потребностям более высокого уровня,
а именно к потребностям роста и развития.
Для бизнеса важнее денег — источник денег. А источник денег — это
потребители. Потребителей интересуют качество, цена, время исполнения
заказа и время доставки или оказания услуги. Все это — объекты систе-
мы качества.
546
МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ И ПЕРСПЕК ТИВЫ В ЧЕР11ОГ1 МЕТА11УРПШ
4. Обучение
3. Лидерство
2. Люди хотят хорошо
работать
1. Все - одна команда
2. Сбор и анализ
информации
1. Учение о
вариабельности
Человеческий
фактор
Научный
подход
Рис. 16.1. Концепция современного менеджмента качества
Система менеджмента качества на основе стандартов ИСО серии 9000.
Как утверждают стандарты ИСО серии 9000, для обеспечения соответствия
поставляемой продукции установленным требованиям организация долж-
на разработать, документально оформить и поддерживать в рабочем со-
стоянии эффективную систему качества [2].
18*
547
-- X, -;лл ---- - —- . J. - Si «I' .......-iu .и.
СТАДЫ1А РУЁЕЖЕ СТОЛЕТИЙ Г ГЛАВА 16
Основной принцип системы качества — направленность на потребите-
ля. Он заключается в том, чтобы на всех этапах жизненного цикла про-
дукции (услуги) обеспечить анализ, оценку и контроль всех процессов с
тем, чтобы не отклониться от требований потребителя (заказчика).
Основная цель системы качества — тотальная борьба с «несоответстви-
ями». Именно на переходах с этапа на этап происходят основные потери
качества. Поэтому горизонтальную цепь — маркетинг, НИОКР, разработ-
ка технологии, производство, транспортировка и хранение,. > потребление
или эксплуатация — следует считать самой главной в системе качества.
Создание системы качества — это создание системы управления гори-
зонтальными процессами. То, что они горизонтальные — это принципи-
ально; это означает, что они должны действовать почти без вмешатель-
ства высшего руководства.
В стандартах ИСО серии 9000 указанная горизонтальная цепь созда-
ния, изготовления и применения продукции называется «спиралью каче-
ства» (рис. 16.2).
Важно отметить, что в системе качества рассматриваются все процес-
сы, начиная с маркетингового исследования и до процессов завершения
жизненного цикла продукции, т.е. использования продукции по назначе-
нию, эксплуатация, потребление и утилизация.
Только рассматривая любую работу как процесс со своими входами и
выходами, можно сразу увидеть и понять, что поступает на вход процес-
са, что на выходе процесса и какие действия по управлению процессом
необходимо осуществить.
Задача системы качества состоит в том, чтобы все эти процессы (и все
их составляющие элементы) находились под контролем, выявлялись и
Упаковка и хранение
Рис. 16.2. Спираль качества (МС ИСО 9004)
548
устранялись все несоответствия требованиям по качеству. Самое важное
ее предназначение — это предупреждение возможных несоответствий, а не
их устранение после возникновения.
Система качества разрабатывается для достижения целей и выполнения
задач, определенных политикой организации в области качества, является
неотъемлемой частью общей системы управления научной, производствен-
ной и хозяйственной деятельностью организации. Она нацелена на реше-
ние следующих основных задач:
— достижение и поддержание качества продукции на уровне, обеспе-
чивающем постоянное удовлетворение установленных или предполагаемых
требований потребителя;
— обеспечение уверенности потребителей и других заинтересованных
лиц в том, что требования к качеству поставляемой продукции достига-
ются или будут достигнуты;
— обеспечение уверенности руководства организации и других работ-
ников в том, что требования к качеству выполняются и происходит улуч-
шение качества.
Система качества разрабатывается с учетом конкретной деятельности
организации и соответствующих элементов системы качества, приведен-
ных в международных стандартах ИСО серии 9000.
Главный принцип системы качества — за качество на предприятии
отвечают все.
При формировании организационной структуры системы качества дол-
жны быть четко установлены относящиеся к ней функции, определены
обязанности, права, ответственность и взаимодействие всех подразделений
и должностных лиц организации в области качества, а также определены
требования к знаниям, умению и личным качествам руководителей и спе-
циалистов организации.
При создании системы качества необходимо реализовывать следующие
основные принципы:
— приоритетность требований потребителя (заказчика);
— предупреждение проблем качества;
— личная ответственность высшего руководства организации за разра-
ботку, внедрение системы качества и контроль за ее функционированием,
а также за определение политики в области качества, организацию и
общее руководство работами по его обеспечению;
— комплексный учет всех факторов и условий, прямо или косвенно
воздействующих на качество, и системный подход к организации процес-
сов управления по всем уровням от руководства организации до отдель-
ных исполнителей работ на всех стадиях создания, серийного производ-
ства и технического сопровождения в эксплуатации продукции;
549
— ответственность, самоконтроль и стимулирование персонала за качество;
— обеспечение понимания всеми сотрудниками организации требова-
ний системы и политики в области качества;
— использование экономических методов с целью реализации оптималь-
ного соотношения между затратами на качество и получаемым эффектом.
Система качества должна быть документально оформлена в комплексе
специальных документов (руководствах, стандартах предприятия, инструк-
циях и т.д.). Документированная система качества — это модель, которая
описывает деятельность предприятия в соответствии с требованиями МС
ИСО серии 9000. В системе качества содержится 20 элементов, содержа-
ние каждого из которых приведено в ГОСТ Р ИСО 9001.
Внедрение системы менеджмента качества:
1. Способствует успешной реализации продукции (услуг): повышает
качество и конкурентоспособность; способствует удовлетворению потреби-
теля; расширяет рыночные возможности; улучшает имидж фирмы в гла-
зах общественности.
2. Повышает культуру менеджмента и уровень управляемости. Улучша-
ет'. последовательность в достижении целей; взаимодействие; мотивацию
персонала; использование времени и ресурсов.
3. Экономит затраты на производство и применение продукции (услуг):
снижает потери от брака; уменьшает количество ошибок, переделок; сни-
жает отходы; экономит эксплуатационные затраты.
Сертификация продукции, производств и систем качества. На заверша-
ющем этапе создания системы качества представляется целесообразным
сертифицировать ее национальным или международным органом по сер-
тификации систем качества.
Сертификация — процедура подтверждения соответствия, посредством
которой независимая от изготовителя (продавца, исполнителя) и потреби-
теля (покупателя) организация удостоверяет в письменной форме, что
продукция соответствует установленным требованиям. Сертификация по-
лезна и потребителю, и изготовителю:
— для потребителя это гарантия высокого качества приобретаемого то-
вара, т.е. гарантия того, что потребитель получит то, что ожидал получить;
— для изготовителя это подтверждение его способности обеспечивать
стабильно высокое качество изготовления продукции, а от этого зависит
репутация организации как поставщика, достойного доверия, т.е. гаран-
тия конкурентоспособности продукции на рынке и успешной деятельно-
сти организации.
В общепринятой современной терминологии в качестве основополага-
ющего понятия используется не сертификация, а подтверждение соответ-
ствия, определяемое как процедура, результатом которой становится заяв-
550
. . Г •- — „„„, , ,,л. к. . I
мШй/ управления и Ш^СШШП ^ЕШОЛ мЩлШш
ление, дающее уверенность в том, что продукция, процесс или услуга со-
ответствуют заданным требованиям. Подтверждение соответствия может,
например, проводиться посредством принятия изготовителем (продавцом,
исполнителем) декларации о соответствии. Декларация о соответствии яв-
ляется документом, в котором изготовитель (продавец, исполнитель) удо-
стоверяет, что поставляемая (продаваемая) им продукция соответствует ус-
тановленным требованиям.
На продукцию, для которой по результатам сертификации подтвержде-
но соответствие требованиям нормативных документов, выдается сертифи-
кат соответствия — документ, изданный в соответствии с правилами си-
стемы сертификации, указывающий, что обеспечивается необходимая уве-
ренность в том, что должным образом идентифицированная продукция,
процесс или услуга соответствует конкретному стандарту или другому
нормативному документу.
Объектами сертификации могут быть как продукция производственно-
технического назначения, так и системы качества и производства.
Важную роль в сертификации играют действующие на национальном,
региональном или международном уровнях системы сертификации, т.е.
системы, располагающие собственными правилами процедуры и управле-
ния для проведения сертификации. Управление системой сертификации
осуществляет центральный орган, который может передавать другим орга-
нам свои полномочия в отношении деятельности по сертификации и
право на сертификацию.
Орган по сертификации — орган, проводящий сертификацию, который
может сам проводить испытания и контроль за испытаниями или же
осуществлять надзор за этой деятельностью, проводимой по его поруче-
нию другими органами. Испытания сертифицируемой продукции осуще-
ствляет испытательная лаборатория (испытательный центр), т.е. лаборато-
рия (центр), которая проводит испытания определенной продукции. Цель
сертификации продукции заключается в объективном, инструментальном,
а затем и документальном подтверждении соответствия продукции уста-
новленным требованиям. Это необходимо для решения следующих задач:
— содействия потребителям в компетентном выборе продукции;
— защиты потребителя от недобросовестности изготовителя (продавца,
исполнителя);
— контроля безопасности продукции для окружающей среды, жизни,
здоровья и имущества;
— подтверждения показателей качества продукции, заявленных из-
готовителем.
Кроме того, сертификация продукции стимулирует развитие междуна-
родных торгово-экономических отношений, поскольку способствует:
551
— достижению доверия к качеству продукции, экспортируемой в дру-
гие страны. Продукция, экспортируемая в промышленно развитые страны
из развивающихся стран, может легче найти рынок сбыта, если имеет
сертификат соответствия, выданный заслуживающим доверие органом;
— предотвращению импорта в страну продукции, не соответствующей
требуемому уровню качества.
В мире, начиная с 1987 г., каждые 10—15 месяцев происходило удво-
ение числа предприятий, получивших сертификаты соответствия своих
систем качества требованиям МС ИСО 9001(2,3), сейчас их насчитывает-
ся уже около 300 тысяч.
Ниже представлены обобщенные данные по сертификации систем ка-
чества на соответствие стандартам ИСО серии 9000 в ряде стран и всего
в мире:
Годы 1993 1994 1995 1996 1997 1998
Великобритания 28096 36825 52595 53099 56696 58963
США 2059 3960 8762 12613 18581 24987
Германия 1534 3470 10236 12979 20656 24055
Италия 864 2008 4814 7321 12134 18095
Франция 1586 3359 5536 8079 11920 14194
Япония 434 1060 3762 7247 6487 8613
Южная Корея 87 226 619 892 5806 7729
Бразилия 113 384 923 1198 2068 3712
Россия 5 8 22 56 95 132
Европа 37779 55400 92611 109961 143674 166255
Число стран 30 34 36 38 42 42
Всего в мире 46571 70364 127353 162704 223403 271966
Число стран 60 75 98 116 128 143
В России с развитием рыночных отношений наблюдается существен-
ный рост интереса и к стандартам ИСО серии 9000, и к идеям TQM.
Однако сейчас в стране всего около 130 компаний получили сертифика-
ты, подтверждающие соответствие их систем качества требованиям стан-
дартов ИСО серии 9000. По мнению экспертов, этот процесс будет не-
прерывно нарастать.
Внедрение данных стандартов ставит серьезные задачи перед теми, кто
профессионально занимается продвижением идей и методов TQM в рос-
сийскую практику. Получение сертификата на систему качества на соот-
ветствие требованиям стандартов ИСО серии 9000 следует рассматривать
как первый шаг на пути освоения современных концепций менеджмента
качества.
552
Дальнейшее совершенствование систем менеджмента качества. Выбор
направления деятельности по совершенствованию сертифицированных си-
стем качества отечественным организациям следует начинать с формули-
рования стратегических, приоритетных целей в области качества. Следую-
щим шагом должна быть оценка состояния менеджмента качества в орга-
низации. По результатам этой оценки организация выбирает направление
дальнейшего совершенствования системы.
Первое направление — совершенствование организации работ в рамках
20 предусмотренных стандартами ИСО серии 9000 элементов системы
качества. Это наиболее простой путь совершенствования системы качества,
предусматривающий, например, расширение действия сертифицированной
системы качества на ранее не охваченные производства организации,
выявление потенциальных несоответствий системы качества требованиям
стандартов ИСО серии 9000, разработку и реализацию корректирующих и
предупреждающих действий.
Второе направление связано с дополнением системы качества новыми
элементами, расширяющими ее возможности и отвечающими требовани-
ям общества, работников организации, ее владельцев и отраслевым или
специфическим требованиям потребителей. Примером реализации этого
направления может быть приведение системы качества в соответствие с
требованиями стандарта QS 9000 или дополнение системы качества эле-
ментами, необходимыми для обеспечения охраны окружаюшей среды в
соответствии с требованиями стандартов ИСО серии 14000.
Третье направление совершенствования менеджмента качества заключа-
ется в освоении российскими организациями концепции всеобщего ме-
неджмента качества (TQM).
Создание в российских организациях систем качества, соответствующих
требованиям стандартов QS 9000 и ИСО 14000. Создание системы каче-
ства на базе стандарта QS 9000 фактически сводится к совершенствованию
системы качества, соответствующей требованиям стандартов ИСО серии 9000.
Практически каждый из 20 предусмотренных в нем элементов в стан-
дарте QS 9000 дополнен соответствующими требованиями и снабжен кон-
кретными рекомендациями, как должны и могут быть реализованы про-
цедуры и элементы системы качества. Среди дополнительных требований
следует обратить особое внимание на разработку бизнес-плана, создание
поставщиком перекрестно-функциональной команды для подготовки к
производству новой или модернизируемой продукции, применение метода
FMEA (анализа причин и последствий отказов), функционально-стоимос-
тного анализа, составление планов повышения качества перспективной
продукции, анализ средств измерений и др. Стандарт QS 9000 содержит
жесткие требования к поставщикам материалов и комплектующих изде-
553
к.*
ЛЛВЛ 16
лий, требуя от них непрерывно совершенствовать качество поставляемых
изделий и материалов, обслуживания, включая сроки и цену поставок,
приемлемые для всех потребителей.
Необходимость освоения российскими организациями стандарта QS
9000 обусловлена следующим обстоятельством. У отечественных организа-
ций имеются два пути выхода на мировые рынки: с готовой продукцией,
ориентированной на конечного покупателя, и с комплектующими издели-
ями, ориентированными на компании, выпускающие конечную продукцию
или комплектующие более высокого ранга. Очевидно, что оба пути слож-
ны, но второй путь, в силу того, что Россия является страной вторичной
модернизации, представляется более приемлемым. Однако необходимым
условием вхождения отечественных организаций в мировую кооперацию
является освоение ими стандарта QS 9000, соблюдение требований кото-
рого в большинстве промышленно развитых стран стало в последнее вре-
мя обязательным для всех поставщиков материалов и комплектующих
изделий и их субподрядчиков.
В промышленно развитых странах для решения проблемы предотвра-
щения угрозы загрязнения окружающей среды, обусловленной вредонос-
ной для нее деятельностью промышленных организаций, используются
стандарты ИСО серии 14000 и британские стандарты BS 7750, BS 8750.
Эти стандарты регламентируют построение, функционирование и серти-
фикацию систем менеджмента качества окружающей среды.
В России законодательные нормы, необходимость соблюдения которых
побуждала бы отечественные организации к созданию и сертификации
систем менеджмента качества окружающей среды, еще явно недостаточ-
ны. Вместе с тем уже многими отечественными организациями осознает-
ся необходимость проведения работ по обеспечению должного уровня эко-
логической безопасности. Кроме того, принято решение о создании в
России Системы обязательной сертификации по экологическим требова-
ниям. Реализация обязательной экологической сертификации ускорит
интеграцию российской экономики и будет способствовать ее рыночным
преобразованиям и оздоровлению.
Стандарты ИСО серии 14000 сходны со стандартами ИСО серии 9000
и по существу являются их естественным развитием. Поэтому, как свиде-
тельствует зарубежный опыт, создавать и сертифицировать систему менед-
жмента качества окружающей среды гораздо проще и легче тем организа-
циям, которые создали и сертифицировали систему качества на основе
стандартов ИСО серии 9000.
Концепция всеобщего менеджмента качества (TQM). В отличие от сис-
тем качества по стандартам ИСО серии 9000 и стандарту QS 9000, целе-
вая установка которых — обеспечение качества, удовлетворяющего потре-
554
МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ И ПЕРСПЕКТИВ^ В ЧЕРНЕЙ МЕТАЩРГДИ
бителя, целевая установка концепции TQM — обеспечение постоянного
улучшения качества производимой продукции, снижения ее себестоимос-
ти и увеличения доходов.
Концепция TQM и концепция «классических» систем качества, базиру-
ющихся на комплексе стандартов ИСО серии 9000, не только не противо-
речат и не исключают друг друга, а наоборот — взаимодополняют. Вместе
с тем между этими концепциями имеются и отдельные различия. Так, если
стандарты ИСО серии 9000 отвечают на вопрос, что надо делать для обес-
печения качества, то концепция TQM — как это надо делать.
К фундаментальным принципам концепции TQM относятся:
— ориентация всей деятельности организации на удовлетворение уста-
новленных и потенциальных требований потребителя и общества в целом;
— непрерывное улучшение качества на основе постоянного усовершен-
ствования производства и деятельности в области качества;
— постоянное улучшение всех взаимосвязанных процессов по жизнен-
ному циклу продукции, поскольку качество всех категорий продукции
определяется качеством процессов ее создания — производства, транспор-
тировки, хранения и применения в соответствии с назначением;
— постоянное участие и интеграция усилий в улучшении качества всех
сотрудников, т.е. и руководителей, и подчиненных и осознания ими того,
что постоянное улучшение качества — задача всего коллектива, а не ка-
кого-либо специального подразделения;
— в управлении качеством основной упор делается на предупредитель-
ные меры, предотвращающие дефекты продукции и несоответствия про-
цессов;
— учет общечеловеческих и социальных компонентов в деятельности
организации, понимание того, что основой качества продукции и оказы-
ваемых услуг является качество труда, которое определяется не столько
техникой и технологией, сколько мотивацией сотрудников на качествен-
ный труд;
— постоянное повышение квалификации, обучение, переподготовка всех
сотрудников организации — от высшего руководства до рабочих;
— осознание важности расширения полномочий сотрудников, предос-
тавления им достаточно большой свободы действия, применение группо-
вых форм работы;
— использование методологии бенчмаркинга (методологии систематичес-
кого сопоставления) для выбора наилучших образцов процессов, продук-
ции или услуг;
— формирование корпоративной (фирменной) культуры организации,
т.е. установление и поддержание руководством организации системы цен-
ностей, в которой центральное место принадлежит качеству.
555
СТАЛЬ Ш^ВУВСЖЕ СТрЛЬТ^Й ' ГЛАВА 16
Для успешной реализации перечисленных выше и других принципов
концепции TQM необходима адекватная организационная структура. Как
правило, организация должна осуществить переход от традиционной линей-
но-штабной (функциональной) структуры управления, характеризующейся
вертикальной иерархией, к плоскостной (матричной) структуре управления,
характеризующейся наличием горизонтальных связей. Плоскостная (матрич-
ная) структура управления позволяет функциональному отделу качества
напрямую взаимодействовать с другими службами и подразделениями орга-
низации (в первую очередь с отделом маркетинга и сбыта), делегируя сво-
их специалистов в другие подразделения и привлекая для своей деятельно-
сти сотрудников смежных отделов. В результате образуются группы (коман-
ды) исполнителей, а использование коллективных форм и методов поиска,
анализа и решения проблем, постоянное участие всего коллектива в улуч-
шении качества — один из фундаментальных принципов концепции TQM.
В TQM существенно возрастает роль человека, его отношения к труду
и к обучению персонала, которое становится тотальным и непрерывным,
сопровождающим работников в течение всей их трудовой деятельности.
Для организаций, осваивающих идеологию TQM, инвестиции выгоднее
вкладывать не в оборудование, а в персонал.
Основой концепции TQM является принцип: «улучшению нет преде-
ла». Применительно к качеству действует целевая установка — стремление
к нулю дефектов, к затратам — полное отсутствие непроизводительных
затрат, к поставкам — точно в срок. Разумеется, достичь этих пределов
практически невозможно, но организация, внедряющая методологию TQM,
должна к этому постоянно стремиться и не останавливаться на достигну-
тых результатах.
Освоение идеологии и методологии TQM российским организациям
целесообразно начинать с самооценки своей деятельности в области ка-
чества на соответствие критериям премии Правительства РФ в области ка-
чества. В результате такой самооценки организация получает возможность
выявить сильные и слабые стороны своей деятельности и сориентироваться
на решение наиболее важных и актуальных задач в области качества.
В апреле 1996 г. утверждена премия Правительства РФ в области ка-
чества, которая, начиная с 1997 г., присуждается ежегодно на конкурсной
основе за достижения организацией любой формы собственности значи-
тельных результатов в области качества продукции и услуг, обеспечение
их безопасности, а также за внедрение высокоэффективных методов ме-
неджмента качества. Критерии Российской премии по качеству во мно-
гом аналогичны критериям Европейской премии.
Свое участие в конкурсе на соискание Российской или какой-либо
иной премии по качеству организация начинает с самооценки своей де-
556
MFl'OJIJbl УПРА111Е1ШЯ И ПЕРСПЕКТИВЫ В ЧЕ1Ч1()Й МЕТлЛ.1УРГШ1
ятельности по критериям этой премии. Главное ее преимущество заклю-
чается в том, что, сравнивая полученные результаты с числом баллов,
набранных лауреатами премии по качеству, организация может легко
вычислить свой собственный «рейтинг», а также (и это самое важное)
определить, какие именно направления деятельности и в какой мере нуж-
даются в развитии и совершенствовании.
Повторная самооценка через определенный интервал времени позволя-
ет проследить динамику соответствующих показателей, оценить результа-
тивность развития по определенным направлениям и, в случае необходи-
мости, внести коррективы в работу по совершенствованию организации.
Не менее важное преимущество самооценки состоит в том, что все
большее число работников, принимающих в ней участие, получают допол-
нительные знания и учатся находить и реализовывать неиспользованные
возможности, т.е. практически вовлекаются в процесс непрерывного са-
мосовершенствования деятельности организации.
Таким образом, не случайно самые дальновидные заказчики, предпо-
читающие иметь дело не просто с хорошим, а с отличным поставщиком,
интересуются не только наличием у него системы качества, сертифициро-
ванной на соответствие стандартам ИСО серии 9000, но и эффективно
функционирующего механизма самооценки по критериям той или иной
авторитетной премии по качеству.
Новая версия стандартов ИСО серии 9000. Системы качества, постро-
енные на идеологии стандартов ИСО серии 9000 версии 1994 г., уже не
соответствуют требованиям современного рынка и рассматриваются как
нижний необходимый уровень, не всегда удовлетворяющий требованиям
потребителей и проигрывающие в конкурентной борьбе с более эффек-
тивными системами. Именно поэтому, наряду с МС ИСО серии 9000
версии 1994 г., получили широкое применение такие стандарты как QS-
9000 и др.
Основной концепцией пересмотра и подготовки новой версии стан-
дартов ИСО серии 9000:2000 стало их сближение с обшей идеологией
TQM [3].
Разработчики этой версии стандартов на основе анализа и обобщения
практики TQM сформулировали восемь принципов менеджмента качества,
которые положены в основу стандартов:
1 — ориентация на потребителя. Как уже отмечалось, потребители —
главный источник денег в Вашей компании, поэтому Вы должны удов-
летворять их требования и стремиться превосходить их ожидания, т.е.,
другими словами, качество — это цель №1 на Вашем предприятии.
2 — лидерство. Пока руководство не возьмет на себя добровольно ли-
дерские обязательства, никаких существенных результатов не будет. Выс-
557
ГЛАВА 16
шее руководство во главе с Вами берет ответственность за качество на
себя, дублирует ее на остальных работников и делегирует им соответству-
ющие полномочия.
3 — вовлечение людей. Качество — задача каждого работника на пред-
приятии. Людей необходимо мотивировать к качественному труду и к
участию в процессах непрерывного улучшения.
4 — подход как к процессу.
5 — процессный подход. Любая работа — это процесс. Создавая систе-
му качества, Вы должны установить определенную организацию процес-
сов работы.
6 — системный подход к менеджменту. Определение, понимание и
руководство системой взаимосвязанных процессов для достижения данной
цели способствуют результативности и эффективности. В него входят, как
уже отмечалось, три элемента системного управления: ответственность,
полномочия и взаимодействия.
7 — подход к принятию решений на основе фактов. Управление дол-
жно быть основано на фактах и данных. Для получения такой информа-
ции Вы организовываете, в частности, службу аудита, которая проверяет
эффективность ее работы. Но для сбора и анализа информации нужно
создать специальную подсистему.
8 — взаимовыгодные отношения с поставщиками. Качество комплекту-
ющих изделий в конечном счете влияет и на качество Вашей продукции,
поэтому система качества не может работать без эффективного взаимо-
действия с поставщиками.
Концепция новых стандартов более совершенна и отражает те подхо-
ды, которые уже сегодня используют многие зарубежные фирмы-конку-
ренты наших российских предприятий.
Продвижение концепции TQM в российскую промышленность может
быть осуществлено через экспансию стандартов ИСО серии 9000 версий
1994 г. и (особенно) 2000 г., развернутую пропаганду и просвещение в
области TQM, а также через механизм премии Правительства РФ в обла-
сти качества.
2. ОБЗОР СОСТОЯНИЯ И РАЗВИТИЯ ОТРАСЛИ
В бывшем СССР черная металлургия рассматривалась как при-
оритетная отрасль народного хозяйства, на ее развитие выделялись значи-
тельные ресурсы. К 1990 г. Советский Союз выпускал свыше 160 млн. т
стали в год, являясь крупнейшим производителем стали в мире.
558
tAeSu
7Ши|||Д|.|"У
Сегодня черная металлургия продолжает играть важную роль в эконо-
мике страны. На нее приходится 1% от ВВП, 0,7% рабочей силы и 8%
общего объема экспорта (1997 г.).
Из сравнительного анализа данных по черной металлургии России [4],
США, Бразилии, Южной Кореи и Японии по производству стали (%)
следует, что для России наряду с общим падением производства харак-
терна и наименее благоприятная структура готовой продукции, имеющей
низкую добавленную стоимость:
АССОРТИМЕНТ ПРОДУКЦИИ
Проценты
Высокая добавленная стоимость
В Средняя добавленная стоимость
Г г Л Низкая добавленная стоимость
1997 1995 1995 1995 1995
* Нержавеющая сталь, оцинкованный листовой прокат и т. п.
** Катанка для волочения проволоки, профили, швеллер, арматура, пруток
Ниже кратко рассматриваются основные показатели качественного со-
стояния производства в черной металлургии. При этом для объективнос-
ти оценки российские предприятия следует разделить на три группы.
1. «Три крупнейших» (крупнейшие комбинаты — интегрированные про-
изводители листового и сортового проката): ОАО ММК, ОАО «Север-
сталь», ОАО НЛМК; выпускают 55% готового проката, на них занято 32%
рабочей силы отрасли.
2. «Шесть средних» (крупные производители сортового и специального
проката): ОАО НТМК, ОАО «МЕЧЕЛ», ОАО ЗСМК, ОАО КМК, ОАО
«НОСТА», ОАО ОЭМК; выпускают 38% готового проката, на них занято
37% рабочей силы отрасли..
559
СГ^/Ш РУВВ^'СТ0Ш111Й ' ' ГЛАВА 16
3. «Прочие малые» (остальные заводы): ЗАО «ВМЗ Красный Октябрь»,
АО «Амурсталь», ОАО «Златоустовский металлургический завод», ОАО
«Металлургический завод им. А.К.Серова», ОАО «Чусовской металлурги-
ческий завод», АО «Ашинский металлургический завод», ОАО «Алапаевс-
кий металлургический завод» и остальные; выпускают 7% готового про-
ката, на них занято 31% рабочей силы отрасли.
В каждой группе занята примерно треть рабочей силы отрасли, однако
на три крупнейших предприятия приходится более 50% объемов выпуска
готового продукта. Персонал, занятый непосредственно в производстве
стали (исключая, например, работников социальной сферы при металлур-
гических предприятиях), насчитывает в российской черной металлургии
только 367 000 человек, а не 1 миллион, как обычно считается в России.
Уровень производительности труда и основных фондов в России, а так-
же динамика и среднегодовые темпы роста — самые низкие среди рас-
сматриваемых стран,% (индекс: уровень США в 1995 г. принят за 100):
Страна Япония Южная Корея США Бразилия Россия
Производительность труда 121 104 100 68 28
Производительность основных фондов 101 115 100 87 67
Совокупный показатель ПО 111 100 77 43
производительности Динамика роста 102 80 72 43 46
производительности труда 121 104 100 68 28
Среднегодовые темпы роста 3,5 5,3 7,0 10,0 -9,5
*В числителе — данные за 1990 г., в знаменателе — данные за 1995 г.
Существуют значительные различия между эффективностью трех типов
российских предприятий. У «трех крупнейших» совокупный показатель
производительности составляет 61% от уровня США, у «шести средних» —
41% и «прочих малых» — 21%. Следовательно, наиболее сильно пострада-
ли мелкие заводы, производительность труда которых была самой низкой.
Факторы низкой производительности труда. На рис. 16.3 представлены
факторы, являющиеся возможными причинами различия в производитель-
ности труда и основных фондов между американскими производителями
и каждой из трех групп российских предприятий.
Как следует из данных рис. 16.3 основными факторами для металлур-
гии России являются загрузка мощностей, устаревшие технологии и орга-
низация труда.
Низкая загрузка мощностей. Спад производства в 1990—1994 гг. не выз-
вал адекватного сокращения сотрудников и производственных мощностей,
560
М7Щ ЙЯМ&ЖНЙЯ Я Я£РСЛ£АТЯДЛ/ ЯЗДРЯОЯЛЯГ7Х7ЯУР/ЯЯ
следовательно, загрузка мощностей и производительность труда российс-
ких предприятий снизились. Особенно пострадали мелкие заводы, на
которых объем производства упал на 70% по сравнению с 1990 г.
Только крупные предприятия имеют возможность законсервировать
часть оборудования. Так, ОАО ММК и ОАО «Северсталь» — предприя-
тия, входящие в тройку крупнейших — закрывают устаревшие мартенов-
ские печи. Такое частичное сворачивание мощностей не приводит к зна-
чительному повышению производительности труда, поскольку некоторые
звенья производственной цепочки — такие, например, как цех подготовки
смесей и блюминг — должны функционировать до тех пор, пока работает
хотя бы одна мартеновская печь. Более того, такой подход вообще не-
применим на многих небольших предприятиях, имеющих только одну или
две мартеновские печи и два—три прокатных стана, которые производят
разные виды продукции.
Прочие малые
10 5
26 ____7
---EZ==
Отрасль в целом
28 ____4
।.....- ।
Производи-
тельность
труда
в России
в 1997 г.
Избыточная
рабочая
сила
22
I .' I
Загрузка
мощностей
Организация
труда
Ассортимент
продукции
Масштабы
производства
и применения
устаревших
технологий
Производи-
тельность
труда
в США
в 1995 г.
Рис. 16.3. Производственные причины низкой производительности труда на заводах Рос-
сии. Индекс: уровень США в 1995 г. — 100%
561
Уровень загрузки мощностей зависит от соотношения спроса (суммы
экспорта и потребностей внутреннего рынка) и производственных мощ-
ностей. Низкая загрузка мощностей в России вызвана как спадом спроса
на внутреннем рынке, так и неизменностью существующих мощностей,
поскольку местные органы власти препятствуют закрытию предприятий
вне зависимости от того, насколько они непроизводительны и убыточны.
Следовательно, в то время как на крупных предприятиях все еще поддер-
живается приемлемый уровень загрузки, и они в определенных пределах
могут законсервировать свои мощности, малые предприятия находятся в
тупиковой ситуации. Они не имеют возможностей ни увеличить объем
производства, ни осуществить значительного сокращения рабочей силы
(для того чтобы решить проблему низкой загрузки мощностей).
Черная металлургия отличается от многих отраслей тем, что на основ-
ной набор оборудования, необходимый для производства проката, прихо-
дится очень высокая доля общего объема основных фондов, задействован-
ных в отрасли. В результате возможностей варьирования уровня произво-
дительности основных фондов в черной металлургии намного меньше, чем
в других отраслях. Двумя основными факторами, которые могут суще-
ственно влиять на производительность основных фондов в черной метал-
лургии, являются уровень загрузки мощностей и доля мини-заводов.
Доля мини-заводов среди всех металлургических предприятий очень важ-
на, поскольку производительность основных фондов мини-заводов в сред-
нем почти вдвое выше, чем на интегрированных комбинатах. В бывшем
СССР развитие мини-заводов не рассматривалось как приоритетное направ-
ление, поскольку страна обладала обширными запасами руды, угля и при-
родного газа, необходимыми для имеющихся интегрированных комбинатов,
и существующие мощности удовлетворяли спрос внутреннего рынка.
Недостаточные масштабы производства и устаревшие технологии. Не-
адекватность масштабов производства не является главной причиной низ-
кой производительности труда на трех крупнейших и шести средних пред-
приятиях, однако этот фактор очень сильно влияет на производительность
труда более мелких предприятий. Многие из них были построены до
II Мировой войны, а некоторые — еще в XIX в. Мощность большинства
малых предприятий составляет менее 0,5 млн.т стали в год, в то время
как эффективными масштабами производства, при которых может быть
обеспечена адекватная производительность труда, для интегрированного
металлургического комбината являются 3—4 млн.т стали в год, а для мини-
завода — 1 млн.т.
Поскольку численность персонала на металлургических предприятиях
зависит прежде всего, от количества единиц оборудования, а не от про-
изводственной мощности каждой единицы (печи или стана), низкие мас-
562
штабы производства приводят к снижению производительности труда. В
масштабах отдельного предприятия эту проблему решить практически
невозможно, поэтому она должна решаться на уровне отрасли в целом.
В дополнение к неадекватным масштабам производства, на мелких и
некоторых из шести средних предприятий используются устаревшие про-
изводственные технологии (мартеновские печи и разливка в слиток). Это
дает отрицательный эффект, по меньшей мере в трех отношениях.
Во-первых, устаревшие технологии требуют значительно большего ко-
личества рабочих, чем современные процессы. Большее количество опе-
раций в производственной цепочке (особенно при разливке в слиток) и
более низкий выход годного продукта на каждом этапе требуют больших
трудозатрат для производства одного и того же количества готовой про-
дукции. На таких заводах численность персонала на 30% выше, чем мог-
ла бы быть при применении более эффективных технологий.
Во-вторых, кроме необходимости держать дополнительных рабочих для
переработки отходов собственного производства, использование устаревших
технологий приводит к дополнительным эксплуатационным расходам: зат-
ратам на электроэнергию, запасные части и т.п. Мартеновские печи и
разливка в слитки требуют в три раза больше энергии на 1 т готового
продукта, чем более современные технологии, что оказывает негативное
влияние на производительность труда предприятий, понижая добавленную
стоимость конечного продукта и повышая его себестоимость. Наконец,
мартеновские печи сильно загрязняют окружающую среду.
Общая разница в показателях производительности по сравнению с
американскими, связанная с фактором масштабов производства и приме-
нения устаревших технологий, составляет 6% для трех крупнейших, 12%
для шести средних и 30% для прочих мелких предприятий. Этот разрыв
в показателях указывает на вероятные перспективы развития российских
предприятий в будущем.
Неэффективная организация деятельности предприятия. Организация
труда персонала является наиболее важным фактором, влияющим на раз-
рыв показателей между производительностью труда трех групп российс-
ких предприятий и производительностью заводов в США.
Численность производственного персонала, работающего в отдельных
цехах, на трех крупнейших российских предприятиях и на больших ин-
тегрированных заводах США примерно одинакова, хотя она на 30...40%
выше, чем на японских и южнокорейских заводах, применяющих наибо-
лее эффективные методы работы. На российских предприятиях, входящих
в анализируемую группу мелких, ситуация значительно хуже.
На российских предприятиях работает в три раза больше персонала,
занятого непроизводственными функциями, чем на западных предприяти-
563
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ 16
ях такого же масштаба. Оптимизация управления, логистики (например,
складов и железной дороги) и научно-исследовательских и опытно-конст-
рукторских работ позволит значительно повысить производительность труда.
В целом, персонал российских предприятий весьма квалифицирован.
Все сотрудники имеют, по крайней мере, среднее, а 20% — специальное
образование. Однако обучение персонала в области управления на основе
качества находится в лучшем случае на начальном этапе.
Унаследованный от советских времен подход (отсутствие должного вни-
мания к качеству продукции и ответственности за выполняемую работу)
и очень низкая зарплата приводят к тому, что многие рабочие не стре-
мятся хорошо работать на своем предприятии. В качестве примеров пло-
хой работы можно привести несоответствие отгружаемой заказчику про-
дукции ее спецификации (толстый лист неправильной ширины) и допол-
нительные эксплуатационные расходы в результате несвоевременного
обслуживания оборудования и поломок, о которых не докладывается вов-
ремя. Передовые российские предприятия энергично занимаются решени-
ем этой проблемы, вводя усовершенствованные процедуры контроля ка-
чества и улучшая системы мотивации персонала, однако им предстоит
пройти долгий путь, прежде чем они смогут достичь уровня дисциплины
и производственной этики коллективной работы.
Существующая на сегодняшний день система мотивации несовершен-
на. По оценкам экспертов, эта проблема может быть решена повышени-
ем заработной платы до реалистичного уровня и использованием более
эффективных систем вознаграждения.
По сравнению с другими странами продукция с низкой добавленной
стоимостью составляет большую долю выпускаемой продукции в России,
что негативно влияет на производительность труда. Эта ситуация обуслов-
лена тем, что на внутреннем рынке спрос на товары с высокой добав-
ленной стоимостью незначителен, и тем, что большинство товаров, по-
ставляемых на экспорт, имеют низкую добавленную стоимость, так как
российская продукция с высокой добавленной стоимостью неконкуренто-
способна на международном рынке стали. Поэтому проблема качества и
конкурентоспособности российской металлопродукции являются приори-
тетными.
Отсутствие должных систем управления и контроля приводит не толь-
ко к повышенным трудозатратам, но и перерасходу энергии, что снижает
показатели производительности труда. Во-первых, это происходит из-за
неоптимальной эксплуатации большой части оборудования. Например, при
выплавке конвертерной стали часто приходится производить повторную
продувку из-за неоптимального состава первоначально загруженных ших-
товых материалов. Во-вторых, к повышенному расходу энергии также ведет
564
шжимя //epc/zeatw/e черной
недостаточно скоординированная работа отдельных элементов заводской
системы производства. На российских заводах в среднем только 20% от
объема выпускаемой продукции производится без промежуточного скла-
дирования разлитой стали («горячий всад»), в то время как у западных
производителей такая технология используется при производстве 80% ста-
ли. Разница в степени использования этой технологии в России и в за-
падных странах обусловлена ограничениями, связанными с планировкой
завода, однако, по крайней мере на некоторых предприятиях степень
использования «горячего всада» могла бы быть значительно повышена при
улучшении контроля качества разливаемой продукции и координации
производственных этапов. Капиталовложения, необходимые для ликвида-
ции отставания в 10... 15% от уровня США, будут осуществлены, если
развитие относительной стоимости рабочей силы (которая очень низка в
России), энергоносителей (которые еще дешевле), и высокой стоимости
капитала сделают их экономически рентабельными.
Большинство же малых предприятий и некоторые из шести средних
смогут преодолеть свое значительно большее отставание в производитель-
ности труда только в случае замены мартеновских печей на электродуго-
вые и изменения схемы расположения цехов так, чтобы это позволило
более широко применять технологию «горячего всада». Этот подход по-
требует замены более половины имеющегося на заводе оборудования, что
практически равносильно строительству нового мини-завода. Объемы не-
обходимых для этого капиталовложений свидетельствуют о том, что боль-
шинство принадлежащих к этой группе предприятий в долгосрочной пер-
спективе нежизнеспособны, особенно если учесть необходимость соблю-
дения требований к охране окружающей среды. Верность этих аргументов
подтверждается и опытом других стран.
Неэффективное управление в некоторых случаях замедляет процесс ре-
структурирования. В отраслях, представляющих последующие и предыду-
щие звенья производственной цепочки, существует довольно много про-
блем. Основная из них — управление поставками. Поскольку многие по-
ставщики не могут гарантировать качество, своевременную доставку сырья
и материалов, металлургические предприятия вынуждены держать у себя
на складах большие запасы сырья. Причины, по которым поставщики
могут сорвать выполнение своих обязательств, могут варьироваться от не-
допоставки материалов, необходимых для их производства (проблемы в
предыдущих звеньях их собственной производственно-коммерческой це-
почки), до забастовок и задержек сроков перевозок на неопределенное
время.
На два фактора уровня производственного процесса (загрузку мощно-
стей и организацию деятельности производства) приходится 45 процент-
565
дШта'....................................................................................................................................................................................... ... ..глава и
ных пунктов, или почти две трети разрыва в показателях производитель-
ности труда между Россией и США (см. рис. 16.3).
По мнению экспертов, три крупнейших и некоторые из шести сред-
них предприятий смогут достичь производительности труда порядка
85...90% от соответствующего показателя США, и имеющееся у них обо-
рудование обеспечит адекватную основу для будущего развития. Их отста-
вание вызвано прежде всего отсутствием или несоответствием систем уп-
равления и контроля производственных процессов.
Из представленного анализа следует, что приоритетными проблемами
черной металлургии по повышению производительности труда, обеспече-
нию качества и конкурентоспособности продукции являются проблемы
внедрения современных методов управления на основе качества. Органи-
зация эффективных систем управления производства — это область, в
которой может быть достигнуто самое большое повышение показателей
производительности труда при минимальных капиталовложениях.
Проблемы реформирования систем управления предприятиями в России.
Особый интерес представляет мнение американского эксперта в области
управления Х.З.Флинта по вопросам управления предприятиями в России
[5]. Его выводы основываются на изучении и анализе опыта управления
российскими предприятиями с 1998 по 1999 гг. Отмечая, что за после-
дние годы в стране произошли серьезные изменения, аналоги которым
трудно найти в современной мировой истории, Х.З. Флинт выделяет пять
основных проблем:
— российские предприятия не имеют обратной связи со своими потре-
бителями. Предприятия не определили количество своих потребителей и
не уточнили, кто же именно является их клиентом. Многие заводы про-
дают свою продукцию многочисленным посредникам, не уточняя в дого-
ворах с ними всех требуемых характеристик продукции, не уточняя усло-
вий, в которых будет работать поставляемое оборудование. Незнание сво-
его конечного потребителя трансформируется в рекламационные акты и
замечания от клиентов. Рекламации возникают из-за отсутствия обратной
связи с клиентом, из-за того, что система управления не ориентирована
на потребителя;
— отсутствие обратной связи с поставщиками. На многих заводах
90...95% рекламаций и замечаний от потребителей обусловлены низким ка-
чеством продукции поставщиков. Проблемы с поставщиками вызваны ог-
ромным количеством посредников и тем, что отдел снабжения иногда
может преследовать в процессе осуществления закупок цели, противоре-
чащие целям повышения качества поставок. Требования и рекомендации
международных стандартов ИСО серии 9000 во всем мире широко исполь-
зуются предприятиями для улучшения деятельности своих поставщиков.
566
Л/£Г(де>77W71W#ДЧЕРН0Й МЕТА^1УРГИИ
Для быстрого повышения эффективности производства имеет смысл
обратить особое внимание на систематическую работу с поставщиками.
В российских системах управления сегодня не организована деятельность
по воспитанию и селекции поставщиков. Совместная деятельность с по-
ставщиками по снижению себестоимости их продукции быстро приводит
к положительному эффекту, снижает цену выпускаемой продукции у всех
производителей, по всей цепочке поставок. Во многих странах сегодня
есть масса примеров помощи, оказанной предприятиями своим постав-
щикам в части создания у последних систем управления качеством, что
приводит к снижению издержек у поставщиков, к снижению себестои-
мости их комплектующих, к снижению себестоимости выходной продук-
ции, к увеличению доли рынка того предприятия, которое помогло сво-
ему поставщику.
— отсутствие обратной связи с персоналом. Информация от руковод-
ства и от рабочего об одном и том же событии может существенно отли-
чаться. Абсолютно все — служащие, рабочие, руководители среднего зве-
на — ощущают недостаток служебной информации. Однако российские
руководители не считают проблему неинформированности серьезной, не
собираются решать ее в первую очередь. В условиях неполноты инфор-
мации трудно повысить эффективность систем управления;
— в российских системах управления не четко определена ответствен-
ность менеджеров. Генеральный директор так загружен работой, что фак-
тически исключен из системы управления. Ответственность за брак несут
рядовые сотрудники, прежде всего производственные рабочие. Соотноше-
ние доходов и ответственности у рабочих и руководителей обратно про-
порционально, что не позволяет построить эффективную систему управ-
ления предприятием. В таких условиях невозможно заинтересовать рядо-
вых сотрудников в выполнении своей работы с максимальной отдачей и
в минимальные сроки;
— анализ эффективности систем управления производится эпизодичес-
ки. Внутренние аудиты российских систем качества проводятся там, где
почти невозможно найти причины реальных несоответствий. Так как 99%
причин несоответствий на российских предприятиях располагается в про-
странстве между функциональными подразделениями, то проведение про-
верок внутри этих подразделений позволяет отыскать и ликвидировать
максимум 1% проблем.
Практически не изменяются принципы построения организационной
структуры предприятий. На многих предприятиях целесообразно создание
проектных групп по отдельным направлениям деятельности, но многие
руководители не используют проектный стиль управления. Матрица ответ-
ственности, прорисованная на структуре, состоящей только из функцио-
567
СШ1> С'ЩЕТИЙ ,ШЦ16
нальных отделов, не выполняет своей роли повышения управляемости
предприятием, также как и внутренние аудиты систем качества. В такой
матрице пропадают все механизмы взаимоотношений руководителей различ-
ных подразделений между собой. Российские руководители сегодня управ-
ляют людьми и деньгами, и не знают, что их управление будет эффектив-
ным только тогда, когда они будут управлять процессами и проектами.
Реальность российских систем управления такова, что у каждого руко-
водителя есть свое мнение по поводу того, кто отвечает за достижение
тех или иных результатов, кто именно и каким именно образом должен
анализировать эффективность системы управления.
Принцип дублирования — один из основных в стиле российского уп-
равления. На всех российских предприятиях заметны факты дублирования
некоторых операций, видны незапланированные пересечения бизнес-про-
цессов, осуществляемых различными подразделениями. Заводы имеют
производства, аналоги которых есть на многих соседних с ними заводах.
Литейные цехи различных предприятий одного города эксплуатируются на
10% мощности каждый. Нет попыток скооперироваться друг с другом и
эффективно эксплуатировать одно, самое лучшее из этих многочисленных
производств. Все эти дублированные производства убыточны на всех пред-
приятиях, но везде их сохраняют, не объясняя причин приверженности к
затратным областям деятельности, хотя весь мир в течение последних
десятилетий движется в направлении специализации.
Российские системы управления консервативны, принципы управления
укоренились в сознании как неизменные. В России считают, что япон-
ская промышленность сделала свой знаменитый послевоенный рывок бла-
годаря внедрению систем качества, а японцы сделали гораздо больше, они
полностью пересмотрели свои принципы управления, в том числе вне-
дрив управление качеством. За последние годы в России не создано эф-
фективных систем управления. Очень мало сертифицированных систем
качества по ИСО 9000, но еще меньше эффективность от этих систем
качества. «Документирование систем качества» любой ценой приводит к
тому, что система качества неэффективна — не дает прибыли, а весь
процесс внедрения «документированной системы» обречен на сопротив-
ление персонала.
Из представленного анализа следует, что приоритетными проблемами
черной металлургии по повышению производительности труда, обеспече-
нию качества и конкурентоспособности являются проблемы внедрения
современных методов управления на основе качества.
В своей книге «Выход из кризиса» Э. Деминг сообщил свое видение
современного стиля управления: «Всеобъемлющее управление качеством для
постоянного повышения качества продукции, улучшения управляемости
568
метода ж*шниз?л даажзжл/ в мти/ургии
предприятия при одновременном снижении издержек — это система са-
мого правильного управления предприятием — идеальный бизнес».
В мировой практике существуют два основных метода повышения
эффективности управления предприятиями и организациями:
1. Внедрение и сертификация систем качества в соответствии с между-
народными стандартами ИСО 9000.
2. Самооценка на основе критериев национальных премий в-области
качества.
3. РАЗРАБОТКА И ВНЕДРЕНИЕ СИСТЕМ КАЧЕСТВА И ИХ
СЕРТИФИКАЦИИ НА МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПРЕДПРИЯТИЯХ
Состояние стандартизации, сертификации и систем качества в ме-
таллургическом комплексе. Нормирование и развитие новой системы стан-
дартизации в РФ, начатое в 1992 г., проходит в период становления ры-
ночных отношений, интеграции отечественной экономики в мировую
экономическую систему. Это обстоятельство выдвигает особые требова-
ния к целям и приоритетам стандартизации. Приняты законы РФ «О
стандартизации», «Об обеспечении единства измерений». Их реализация
осуществляется поэтапно, с учетом меняющихся в ходе экономической
реформы условий [6].
Россия активно готовится к вступлению во Всемирную торговую орга-
низацию (ВТО). Это налагает определенные обязательства по выполнению
Соглашения по техническим барьерам в торговле (ТБТ) и требует соот-
ветствующей корректировки работ по стандартизации в России.
В практике международной стандартизации стандарты носят доброволь-
ный характер. Обязательные документы называются там техническими рег-
ламентами. Такой принцип должен быть реализован и в России. Необхо-
димо при этом расширить практику законодательного регулирования безо-
пасности продукции для жизни, здоровья граждан, охраны окружающей
среды. Производители и потребители продукции должны освоить практику
использования ссылок на стандарты в договорах и контрактах, что обеспе-
чит рыночную обязательность стандартов для субъектов хозяйствования.
В Соглашении ТБТ подчеркивается, что стандарты и правила по сер-
тификации продукции не должны создавать барьеров в международной
торговле. Для их целей требуется широкое использование международных
стандартов как основы создания национальных стандартов. Соглашение
призывает страны активно участвовать в работе Международной органи-
зации по стандартизации (ИСО). Предстоит большая работа по гармони-
569
зации отечественных стандартов с международными и национальными
стандартами развитых стран.
Необходимо создание масштабной сети информационного взаимодей-
ствия с партнерами по ВТО, так как члены ВТО обязаны предоставлять
друг другу информацию о стандартах, действующих на территории. В та-
ких условиях Система стандартизации призвана обеспечить:
— проведение комплекса работ, обеспечивающих вступление России
в ВТО;
— приоритет применения международных нормативных документов
переоформлением их в государственные стандарты;
— разработку стандартов техническими комитетами с участием как
производителей, так и потребителей продукции, представителей федераль-
ных органов управления, научно-технической общественности;
— добровольность применения стандартов при обязательном соблюдении
требований по защите жизни и здоровья людей, охране окружающей среды;
— использование государственных стандартов в решении социальных
вопросов;
— охрану окружающей среды и труда, предоставление услуг населению,
условия жизнеобеспечения инвалидов и др.;
— реализацию принципа аккредитации органов стандартизации, испы-
тательных и измерительных лабораторий по сертификации продукции,
услуг, систем качества.
Стандартизация в металлургии. Фонд стандартов на продукцию из чер-
ных и цветных металлов, а также на методы их контроля и испытаний
насчитывает 2181 ГОСТ, из них 45% ГОСТов на продукцию и 55% — на
методы контроля. На продукцию из черных металлов и сплавов действу-
ют 588 ГОСТов, на методы контроля — 443, а на продукцию из цветных
металлов и сплавов и методы контроля — соответственно 328 и 822.
В настоящее время в металлургическом комплексе зарегистрировано 20
технических комитетов по стандартизации. Гармонизация отечественных
стандартов с международными (региональными) является одним из основ-
ных направлений работ по стандартизации. Однако разработка норматив-
ных документов на новую продукцию практически прекратилась из-за не-
достаточного финансирования. Так, в 1993 — 1996 гг. обновление россий-
ского фонда стандартов составило 5%, тогда как за рубежом подобные
фонды обновляются на 8... 10% в год. По состоянию на 1996 г. фонд ИСО
на металлопродукцию и методы ее контроля насчитывает 788 международ-
ных стандартов, из которых применены путем введения их в государствен-
ные стандарты около 42%.
Гармонизация стандартов всегда была желательной, а в условиях со-
временного рынка становится необходимой. Важную роль в успешной
570
работе по международной стандартизации и гармонизации стандартов иг-
рает представительство страны в руководящих структурах ИСО. Россия в
настоящее время ведет секретариаты 7 технических комитетов (ТК). Для
сравнения: Германия — 173, США — 147, а Франция — 129 комитетов и
24 подкомитета (ПК). Если рассматривать металлургический комплекс, то
Россия до недавнего времени была представлена в трех технических ко-
митетах ИСО: ТК 432 «Ферросплавы» — ВНИИМ; ТК 79/ПК 1 «Легкие
металлы и их сплавы. Методы анализа» — ВАМИ; ТК 119/ПК .4 «Отбор
проб и методы испытаний твердых сплавов» — ВНИИТС. Отсутствие бюд-
жетного финансирования этих работ не позволяет выполнять требования
центрального секретариата ИСО. В результате этого Госстандарт России с
согласия ВНИИТСа был вынужден отказаться от ведения подкомитета по
отбору проб и методам испытаний твердых сплавов.
Не решен и вопрос об организации в стране работ по нормативному
обеспечению процессов сбора, переработки, использования лома и отхо-
дов черных и цветных металлов и сплавов. Вовлечение этого сырья в
оборот дает большой экономический эффект. Так, в черной металлургии
использование лома в шихте вместо чугуна снижает себестоимость 1 т
стали на 165 руб. В пересчете на годовой объем выплавки это составляет
7,5 млрд. руб. Кроме того, применение лома и отходов при выплавке 1 т
стали экономит около 200 тыс. кВт-ч электроэнергии, около 1 т угля и
190 м3 природного газа. В цветной металлургии себестоимость производ-
ства 1 т рафинированной меди из лома и отходов на 2,5 тыс. руб. ниже,
чем из рудного сырья; энергозатраты переплавляемого алюминиевого лома
и отходов по сравнению с производством первичного металла из бокси-
тов ниже на 93...95%. Однако мощности по производству металлов из лома
были использованы в 1996 г.: по вторичному алюминию — лишь на 21%,
по литейной латуни — на 11% и литейной бронзе — на 15%.
В настоящее время фонд стандартов непосредственно на лом и отхо-
ды из черных и цветных металлов представлен 11 ГОСТами на термины
и определения, общие технические условия, методы отбора проб и ис-
пытаний, маркировку и более чем 600 ГОСТами, регламентирующими
контроль химического состава. Действующие стандарты на методы испы-
таний состава различных видов лома черных и цветных металлов метро-
логически в значительной степени обеспечены подразделениями Госстан-
дарта России, разработавшими соответствующие государственные стандар-
тные образцы (ГСО). Сегодня для анализа лома применяется более 400
типов ГСО состава черных металлов и более 1800 типов ГСО состава
цветных, редкоземельных, драгоценных и других металлов. Аттестовано и
внедрено более 2500 тыс. методик выполнения измерений состава чер-
ных и цветных металлов.
571
AV .^-y... » -- " - —- — л u.--------— «"
Аналогами технических требований на лом и отходы цветных металлов
могут служить «Американская стандартная классификация по скрапу из
цветных металлов» и «Европейская классификация скрапа цветных метал-
лов». Сопоставление их требований с ГОСТ 1639 (общие технические
условия) показало, что они вполне сравнимы. Российский аналог предус-
матривает более детальную классификацию видов лома, регламентирует
более широкую номенклатуру наименований и марок сплавов. Аналогич-
ная картина получилась и при сравнении «Американской спецификации
на чугунный и стальной лом» и «Японской классификации железного и
стального лома» с ГОСТ 2787.
Анализ показал, что российский фонд нормативной документации на
лом и отходы нуждается в совершенствовании в части вменения между-
народных стандартов на методы контроля и уточнения номенклатуры
металлов и сплавов, выплавляемых из лома и отходов.
Решение этих вопросов помогло бы вовлечь в оборот вторичные ме-
таллы и снизить себестоимость производства металлопродукции.
Сертификация в металлургии. Сертификация широко используется во
всем мире как одна из форм подтверждения соответствия продукции (то-
варов, услуг) определенным требованиям, установленным в нормативных
документах.
Работы по сертификации продукции планомерно и организованно
проводятся в России начиная с 1993 г., в связи с принятием Закона РФ
«О защите прав потребителей». Принятие Закона РФ «О сертификации
продукции и услуг» обеспечило создание и функционирование до насто-
ящего времени «Системы сертификации ГОСТ Р». Кроме этой зарегист-
рировано еще 18 систем обязательной сертификации [7].
Обязательная сертификация на соответствие требованиям безопаснос-
ти для жизни и здоровья граждан, окружающей среды вводится законо-
дательными актами. На сегодняшний день издано более 40 указов Пре-
зидента, законов РФ, постановлений Правительства РФ, в которых на-
прямую говорится об обязательной сертификации. Но требование
обязательной сертификации металлопродукции в них отсутствует. В со-
ответствии с Законом РФ «О защите прав потребителей» только посуда
из черных и цветных металлов и сплавов и фольга алюминиевая для упа-
ковки пищевых продуктов подлежат обязательной сертификации. С 1993 г.
действует Система сертификации посуды, правила проведения сертифи-
кации которой зарегистрированы в Минюсте России (per. №1411 от
10.11.97 г.).
Так как металлопродукция не подлежит обязательной сертификации в
законодательно-регулируемой сфере, она может сертифицироваться на
добровольной основе по просьбе заявителя (производителя, продавца,
572
М£Т()Щ УПРЛ щ 1
покупателя) по правилам и процедурам «Системы сертификации ГОСТ Р»
на основании Закона РФ «О сертификации продукции и услуг», ст. 18.
Причем добровольная сертификация может осуществляться на соответствие
любым документам.
В настоящее время Госстандартом России создана сеть аккредитован-
ных органов по сертификации (52 ОС) и испытательных лабораторий
(около 150 ИЛ), обеспечивающих работы по добровольной сертификации
металлопродукции.
Госстандартом России проводится определенная работа по признанию
за рубежом результатов его испытаний и сертификатов. Госстандарт Рос-
сии аккредитовал около 40 испытательных лабораторий в Чехии, Венгрии,
Франции, Канаде, Нидерландах, Болгарии, Японии, США и странах СНГ.
Госстандарт России имеет свои представительства в Праге и Сингапуре.
О признании сертификатов Госстандартом России заключены соглашения
с СЖС (Швейцария), ТЮФ Берлин-Бранденбург (Германия), Мертконт-
роль (Венгрия).
Работы по сертификации продукции позволяют, прежде всего, повы-
сить конкурентоспособность продукции на внутреннем и внешнем рынке.
Внедрение принципов стандартов ИСО 9000 — наиболее известное
средство обеспечения качества продукции, а сертификация систем каче-
ства (производств) в соответствии со стандартами ИСО 9000, принятыми
к внедрению более чем в 70 странах мира, приобретает важное значение
в мировой торговле.
В России в 1995 — 1996 гг. наметился сдвиг в организации и проведе-
нии работ по внедрению стандартов ИСО 9000. При Госстандарте России
был создан Регистр систем качества, который развернул разработку нор-
мативных и методических документов, аккредитацию органов по серти-
фикации систем качества производств и предприятий. Были разработаны
и утверждены стандарты ГОСТ Р 40.002—96, 40.003—96, 40.004—96, 40.005—
96, соответствующие действующему законодательству, правилам по серти-
фикации РФ, а также международным и европейским правилам и проце-
дурам, в том числе стандартам ИСО 9000, 10011.
В эту работу включились предприятия различных отраслей отечествен-
ной промышленности: более 120 организаций зарегистрировали системы
качества. Переход к рынку заставил металлургов серьезно заняться ре-
шением проблем качества путем разработки, внедрения систем качества,
соответствующих международным стандартам ИСО серии 9000. Ведущие
металлургические предприятия сертифицировали не только продукцию, но
и систему качества с помощью известных зарубежных организаций по
сертификации (ТЮФ; Регистр Ллойда; Американское Бюро судостроения;
Американский институт нефти и газа и др.).
573
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ " Z ГЛАВА 16
Однако из аккредитованных Госстандартом в различных регионах Рос-
сии 23 органов по сертификации систем качества лишь 9 включают в
сферу своей деятельности металлургические производства. С апреля 1996 г.
только 8 предприятий металлургии сертифицировали в Регистре свои си-
стемы качества, разработанные в соответствии со стандартами ИСО
9000. Среди них ОАО ВСМПО, ОАО ЗСМК, ОАО НЛМК, ОАО «Омут-
нинский металлургический завод», ОАО «Ижорские заводы», ОАО «Север-
ский трубный завод» и др.
На сегодняшний день в ТЮФ СЕРТ 4786 предприятий сертифициро-
вали системы качества, из них российских — 40, в том числе 12 метал-
лургических.
По имеющимся у нас данным отдельные виды своей продукции сер-
тифицировали за рубежом около 30 предприятий черной металлургии РФ:
ОАО ММК, ОАО НЛМК, ОАО «НОСТА», ОАО «МЕЧЕЛ», ОАО «Север-
сталь», ОАО ОЭМК, ОАО «Ижсталь», АО «Электросталь», ОАО «Ижорс-
кие заводы», ОАО «Металлургический завод им. А К. Серова», ОАО ЗСМК,
ОАО «Северский», ОАО «Синарский», ОАО «Волжский», АО «Первоураль-
ский новотрубный завод», ОАО «Челябинский трубный завод» и др.
Если вспомнить о традициях и практическом опыте, накопленном в
свое время предприятиями металлургического комплекса в сфере управ-
ления качеством продукции, нынешнее состояние дел в подготовке к
сертификации систем качества предприятий (производств) в соответствии
с международными правилами и процедурами, к сожалению, никак не
назовешь удовлетворительным.
Достижение устойчивого положения как на зарубежном, так и на внут-
реннем рынках возможно только при формировании доверия со стороны
потребителей к производителю продукции. Мировой и отечественный опыт
работ показывает, что в создании такого доверия средства стандартизации,
сертификации и систем качества играют не последнюю роль. Те же, кто,
несмотря на все трудности, серьезно занимается качеством, начинают
получать отдачу от затраченных усилий и вложенных средств.
4. ВНЕДРЕНИЕ ПРИНЦИПОВ ВСЕОБЩЕГО УПРАВЛЕНИЯ
НА ОСНОВЕ КАЧЕСТВА НА МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПРЕД-
ПРИЯТИЯХ
Чтобы победить в острой конкурентной борьбе, необходимо до-
казать, что продукция и разработки полностью соответствуют требовани-
ям зарубежных потребителей и работа ведется на уровне требований ми-
рового рынка. Победа в борьбе за заказ — это возможность обеспечить
574
МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ И ПЕРСПЕКТИВЫ В ЧЕРНОЙ МЁТАЛЛУРТИИ
. ...................... .„ _......_ - - - ...... ...—
загрузку производства, зарплату коллективу и дальнейшее развитие пред-
приятия. Добиться этого можно только за счет повышения качества про-
дукции, производственных процессов, контроля качества работы всего
персонала, что в свою очередь приводит к снижению стоимости продук-
ции. Только такой подход к проблеме качества позволяет «оставаться в
бизнесе» [8].
Выход отечественной металлургии на современный уровень конкурен-
тоспособности станет возможным только в том случае, если руководители
всех уровней и рангов поймут, что конкурировать с ведущими фирмами
мира в XXI в. только за счет технических или технологических новинок
и изобретений будет невозможно. Устойчивое процветание ожидает толь-
ко те предприятия, которые смогут организовать свою жизнь на всех
уровнях и во всех проявлениях в соответствии с требованиями времени.
Качество продукции, работ и услуг — это не дань конъюнктуре, это
стратегия жизни. Сейчас весь мир работает над моделями всеобщего уп-
равления качеством (TQM). Эта тема вобрала в себя не только обеспече-
ние качества продукции и производств, но и всю сумму социальных,
экологических, политических и правовых проблем от внутрифирменного
до межгосударственного уровня управления — всю сумму глобальных про-
блем, стоящих перед человечеством.
«Качество — решающий фактор прошлого, настоящего и будущего» —
это девиз деятельности Европейской организации по качеству (ЕОК).
Начальные шаги в России в этом направлении уже делаются. Несмотря
на общие для всех стратегические цели, деятельность каждого предприя-
тия имеет свои особенности, которые во многом определяются конкрет-
ными задачами, стоящими перед их коллективами. Это требует примене-
ния различных методик и подходов к решению проблемы.
Новолипецкий металлургический комбинат. ОАО НЛМК — одно из круп-
нейших предприятий России с полным металлургическим циклом произ-
водства. Цехи комбината оснащены современным оборудованием и уком-
плектованы высококвалифицированным персоналом. Продукция — чугун,
сталь, горяче- и холоднокатаный прокат углеродистой и низколегирован-
ной стали, прокат электротехнической стали. Потребителями этой продук-
ции являются автомобиле- и судостроение, а также предприятия, произ-
водящие водо-, газо- и нефтепроводные трубы, электротехнические изде-
лия, бытовую технику.
Качество новолипецкого металла подтверждено Российскими и зарубеж-
ными сертификатами качества и аттестацией по отечественным и между-
народным стандартам.
1. Горячекатаный прокат для судостроения:
— Сертификат соответствия требованиям Регистра Ллойда, 1996 г.;
575
РУБЕЖЕ тИЕТИЙ \ ;; .'. ГЛАВА 16
— Свидетельство Российского Морского Регистра Судоходства о при-
знании изготовителя листовой стали для судостроения, 1997 г.;
2. Горячекатаный конструкционный прокат общего назначения:
— Сертификат соответствия требованиям «Инструкции AD WO/TRD
100», выданный TUV CERT (Союзом технических инспекторов земли
Рейнланд, Германия), 1994 г.;
3. Прокат толстолистовой из углеродистой стали обыкновенного качества:
— Сертификат соответствия требованиям ГОСТ 14637, выданный ВНИ-
ИС-Материалтест (Госстандарт России), 1997 г.;
4. Прокат тонколистовой холоднокатаный из низкоуглеродистой каче-
ственной стали для холодной штамповки:
— Сертификат соответствия требованиям ГОСТ 9045, выданный ВНИ-
ИС-Материалтест (Госстандарт России), 1997 г.
В 1995 г. руководством комбината было принято решение привести
Систему качества ОАО НЛМК в соответствие с требованиями ИСО 9002
и подготовить ее для сертификации фирмой ТЮФ СЕРТ.
Учитывая важность поставленных перед комбинатом задач, генеральный
директор ОАО НЛМК лично возглавил выполнение данных работ, оста-
вив за собой функции представителя высшего руководства по качеству.
Для разработки системы качества, соответствующей выбранной модели
ИСО, подготовки ее к сертификации, а в дальнейшем для контроля ее
функционирования и развития путем проведения внутренних проверок на
комбинате в составе контрольного управления создан отдел глобального
качества. Главной целью коллектива комбината является выпуск продук-
ции, качество которой полностью соответствует требованиям заказчиков.
Строго определена ответственность за обеспечение качества от генераль-
ного директора до рабочего.
Обучение персонала комбината положениям и требованиям междуна-
родных стандартов по качеству проводится на базе Научно-производствен-
ного института ОАО НЛМК. В настоящее время обучение на семинарах
с отрывом от производства прошли более 150 руководящих работников и
специалистов комбината. Группа работников подразделений комбината
была подготовлена в обществе ТЮФ СЕРТ в Германии, в Академии стан-
дартизации, метрологии и сертификации Госстандарта России.
В декабре 1998 г. в ОАО НЛМК фирмой ТЮФ СЕРТ Рейнланд-Бер-
лин-Бранденбург был проведен сертификационный аудит на соответ-
ствие Системы качества комбината требованиям ИСО 9002, и по его
результатам выдан сертификат №09 10095068 сроком действия до апре-
ля 2002 г.
Сертификат соответствия на Систему качества требованиям стандарта
ИСО позволит повысить доверие заказчиков к качеству выпускаемой
576
МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ И ПЕРСПЕКТИВЫ £ ЧЕРПОИМЕТАЛЛУРЕИИ
ОАО НЛМК металлопродукции, а также укрепить позиции предприятия
на рынках сбыта.
В перспективе планируется развитие Системы качества на основе стан-
дарта QS 9000, внедрение Всеобщего управления качеством (TQM) по
критериям премии Правительства РФ в области качества.
Оскольский электрометаллургический комбинат. Единственное в России
предприятие, использующее технологию прямого получения железа из
руд, исключающую коксохимическое, агломерационное и доменное про-
изводство.
Начиная с 1991 г. экономика комбината все в большей степени зави-
сит от внешнеэкономической деятельности. Непременным условием по-
ставки продукции на экспорт является сертификация продукции и систе-
мы качества. Руководство комбината приняло решение сертифицировать
продукцию и заключило контракт при посредничестве Центра стандарти-
зации и сертификации металлопродукции с независимой фирмой «ТЮФ
Берлин-Бранденбург». На основании результатов проверки в 1992 г. фир-
ма «ТЮФ Берлин-Бранденбург» выдала сертификат на признание комби-
ната как изготовителя литой заготовки, заготовки для переката и трубной
заготовки марок стали, которые производит комбинат, по стандартам Гер-
мании (DIN).
В 1994 г. разработана система качества по модели ИСО 9002, которая
введена в действие приказом генерального директора. После аудита неза-
висимая фирма «ТЮФ Берлин-Бранденбург» сертифицировала систему
качества на комбинате. Действие сертификата распространяется на про-
изводство металлизованных окатышей, непрерывнолитой заготовки, труб-
ной заготовки, заготовки для переката и сортового проката. В дальней-
шем вся документация была пересмотрена в соответствии с новой вер-
сией ИСО 9002—94 и подтверждено соответствие системы качества новой
версии ИСО 9002—94.
Проведенные мероприятия позволили сохранить объемы производства
на проектном уровне, улучшить и стабилизировать качественные показа-
тели продукции, осуществить выполнение сложных заказов на экспорт,
снизить процент брака и расход сырья и материалов на ее производство,
повысить персональную ответственность работников. Возросла доля экс-
порта, количество заключаемых контрактов увеличилось в 1,5 раза, коли-
чество выплавляемых марок стали в 4,5 раза, в том числе поставляемых
на экспорт в 4 раза. Цена 1 т проката, предназначенного на экспорт, за
счет изменения сортамента повысилась в среднем на 10%. Доля экспор-
тной продукции возросла: металлизованных окатышей с 84,2 до 94,0%,
проката с 61,4 до 75,0%. Брак в электросталеплавильном производстве
снизился до 0,66%, прокатном — до 0,040%.
*/2 19 — 1473
577
С1А^ ГЛАВА 16
В 1999 г. комбинат поставлял металл в 37 стран, в том числе в Анг-
лию, Францию, Германию, Италию, Чехию, США, Индию.
Опыт ОАО ОЭМК показал, что сертификация продукции и системы
качества являются жизненно необходимым условием рыночной экономики.
Она дала дополнительные возможности предприятию в заключении
долгосрочных договоров с зарубежными партнерами и показала, что серь-
езное вхождение в современный рынок без сертифицированной системы
качества практически невозможно.
Западно-Сибирский металлургический комбинат. В течение 35 лет, про-
шедших со дня создания комбината, в ОАО ЗСМК разрабатывались и ре-
ализовывались комплексные программы улучшения качества, в которых
предусматривались необходимые меры по совершенствованию технологии
производства, его техническому перевооружению и повышению квалифи-
кации работников.
Комплексная система управления качеством продукции (КС УКП) была
внедрена уже в 1978 г., а в 1985 г. коллектив ОАО ЗСМК одним из
первых среди предприятий отрасли выступил с инициативой по стопро-
центному выполнению госзаказов, т.е. уже в те годы выполнение требо-
ваний потребителя было поставлено на первое место.
Позднее на комбинате была внедрена и показала высокую результатив-
ность многоступенчатая система контроля технологии, как составная часть
КС УКП. Это увеличило способность КС УКП обеспечивать повышение
технологической дисциплины, а значит и снижение количества брака.
В 1990 г. ОАО ЗСМК стал членом-учредителем международной ассо-
циации качества МО «СовАсК», что обеспечило ему постоянное и своев-
ременное получение информации о передовых идеях и направлениях раз-
вития управления качеством в мире.
Особое внимание на комбинате уделяли обучению и повышению ква-
лификации работников в области управления качеством. В 1985—1986 гг.
было проведено обучение работников комбината современным методам
управления качеством, содержанию стандартов ИСО 9000 и принципам
создания на их основе систем обеспечения качества, схемам и правилам
проведения сертификации продукции, производств и систем качества. В
1992 г., в предверии сертификации продукции в международной корпора-
ции Регистр Ллойда, проведено повторное обучение, а через год на ком-
бинате была внедрена система обеспечения качества (СОК), проведена ее
сертификация в МО «СовАсК» и получен сертификат соответствия. В
1995 г. документы СОК были переработаны в соответствии с новыми вер-
сиями стандартов ИСО 9000. В 1997 г. проведен сертификационный аудит
корпорацией Регистр Ллойда и комбинат получил сертификат соответствия
требованиям стандарта ИСО 9002.
578
МЕТ0ДЫУПРЛ1ЫЕШ1Я и ПЕРСПЕКТИВЫ В ЧЕРНОЙ МЕЩУфР&О!
Однако на комбинате считают, что внедрение стандартов ИСО может
рассматриваться лишь как первый шаг в области управления качеством и
необходимо ее дальнейшее совершенствование.
Первое направление совершенствования системы обеспечения каче-
ства — улучшение организации работы в рамках тех ее элементов, кото-
рые предусмотрены стандартами ИСО 9000. Так, за шесть лет было про-
ведено 90 внутренних проверок, по результатам которых выполнено 350
корректирующих мероприятий и внесено 50 изменений в документы СОК.
Второе направление совершенствования системы — ее дополнение эле-
ментами, необходимыми для обеспечения надежности и эффективности
взаимодействия комбината с поставщиками сырья, материалов и комплек-
тующих изделий и охраны окружающей среды в соответствии с требова-
ниями стандартов QS 9000 и ИСО 14000. Важнейшие поставщики сырья,
материалов и оборудования как внутри страны, так и за рубежом выби-
раются с учетом наличия у них функционирующей системы качества,
отвечающей требованиям Политики качества комбината.
Третье направление — это участие ОАО ЗСМК в конкурсе на соиска-
ние премии Правительства РФ в области качества. По результатам кон-
курса 1998 г. комбинат стал дипломантом, а в 1999 г. — лауреатом этой
престижной национальной премии, что значительно повысило имидж
предприятия как в России, так и на мировом рынке металлопродукции.
В настоящее время высокая эффективность системы управления на
основе качества позволяет комбинату производить более 90% продукции,
соответствующей мировым стандартам. Об уровне конкурентоспособности
этой продукции свидетельствуют: два сертификата на систему качества —
Регистра Ллойда, выданный в январе 1997 г., и МО «СовАсК», повторно
выданный в марте 1997 г.; три сертификата Регистра Ллойда на все виды
прокатной продукции; сертификат Российского Морского Регистра Судо-
ходства на сварочную проволоку.
За работу в области повышения качества металлопродукции, активное
участие в освоении мирового рынка, достижения в экономической дея-
тельности комбинат отмечен многими международными наградами.
'/2 19*
МИСиС-
Глайа 1г
1 ЛОНОМ! КА УПРАВЛ1НН1
(опыт прнвАгмлации предприятий черной
металлургии России и за руба: ом)
Общие принципы приватизации и
лчрр рлзации
Связь л^жбу ресггфукгпгрииишеи
и приватизацией
Приватизация « России
Приватизация в некоторых
странах Зашитой Европы и Ла-
тши кой Америки
1. ОБЩИЕ ПРИНЦИПЫ ПРИВАТИЗАЦИИ
И РЕСТРУКТУРИЗАЦИИ
Эффективность управления экономикой во многом определяется
формой владения собственности: государственная или частная (возможны
и смешанные формы владения собственностью). Опыт государственной
формы владения собственностью и реализация управления ею через меха-
низм централизованного планирования в странах СЭВ показали слабую эф-
фективность хозяйствования, значительное отставание в развитии научно-
технического прогресса, повышенный расход материальных и энергетичес-
ких ресурсов. В свою очередь, частные формы владения собственностью и
реализация управления ею через механизм рыночных отношений, постро-
енный на принципах конкуренции, обеспечили высокую эффективность хо-
зяйствования, восприимчивость к научно-техническому прогрессу и охра-
не окружающей среды, приоритет в развитии ресурсосберегающих и бе-
зотходных технологий. Таким образом, противостояние планового и
рыночного механизмов хозяйствования в экономическом аспекте сложилось
в пользу рыночных отношений, что привело к демонтажу всей системы
централизованного планирования. Начался массовый этап акционирования
и приватизации собственности в странах бывшего СЭВ, а сами эти стра-
ны получили политический статус стран с переходной экономикой.
Термин «приватизация» используется для определения комплекса мер,
имеющих целью передачу собственности от государства частным лицам и
одновременно обеспечение эффективного частного контроля за развитием
бизнеса. Ключевым моментом в приватизации является обеспечение при-
быльности предприятий в условиях рыночной экономики. Вследствие этого
приватизация не обязательно требует, чтобы новому, частному владельцу
принадлежала большая часть акций приобретенного предприятия, или что-
бы государство отдало все акции, принадлежащие министерствам или дру-
гим государственным организациям. Даже так называемая «Золотая акция»,
которая обеспечивает контроль над последующей передачей собственнос-
ти, не является пагубной, поскольку передача контроля над эффективным
управлением в пользу нового собственника гарантируется для обеспече-
ния отдаления представителей государства от процесса принятия решения.
Поэтому простая конверсия государственного предприятия в акционерное
общество не обязательно может рассматриваться как приватизация.
Термин «реструктуризация» используется для оценки структурной пе-
рестройки производства на основе элементов технического перевооруже-
ния и модернизации. Оба этих процесса тесно связанны между собой и
характеризуют в конечном итоге уровень эффективности работы предпри-
ятий. В западных странах реструктуризация, как правило, предшествует
приватизации. Но это не обязательно, и в различных странах формы вза-
имодействия этих механизмов имеют разные этапы, очередность и при-
19 — 1473
581
оритеты. Поскольку для государственных предприятий существуют другие
правила и принципы, чем для частных, искушение использовать их для
других целей, нежели экономических (таких, например, как инструмент
найма рабочей силы и региональной политики), очень велико. Даже если
аргументы в пользу эффективности говорят об обратном, на многих госу-
дарственных предприятиях число рабочих поддерживается на прежнем
уровне, хотя в реальной практике имеет место спад производства в связи
со снижением спроса на рынке. Это оказывало отрицательное влияние на
прибыльность конкретного предприятия. Управление производством и
достижение целей социального и экономического характера — вещи, ко-
торые необходимо полностью разделять. Если этот принцип не соблюда-
ется на государственном предприятии, граница между ответственностью
управляющих производством, политиками и рабочими становится размы-
той, что ведет к снижению рентабельности и даже убыточности. Этой
опасности можно избежать, если четко разделить бизнес и политику. Са-
мый эффективный способ достичь этой цели — приватизировать государ-
ственное предприятие, отсекая таким образом государство и его влияние.
Вопрос приватизации не может рассматриваться без учета различных
схем политических и социальных институтов, традиций и истории, а так-
же этапа экономического состояния конкретной страны. Поэтому прежде
всего следует иметь в виду существенное различие между приватизацией
в капиталистических странах и в странах переходного периода. В частно-
сти, роль государственного сектора в странах с рыночной экономикой зна-
чительно меньше, чем в странах с централизованным планированием. Доля
государства в сфере материального производства перед началом массовой
приватизации в странах переходного периода (1990 г.) приведена ниже,%:
Чехословакия 89
Югославия 87
Франция 12 Великобритания 11
ГДР 97 Венгрия 86
Италия 24 Дания 6
СССР 96 Польша 82
ФРГ 11 США
При таких, далеко не равных, исходных условиях неудивительно, что
приватизация государственных предприятий создает трудные проблемы в
странах с переходной экономикой по сравнению с западными странами.
Основные трудности здесь следующие:
1. В отличие от государственных предприятий в странах с переходной
экономикой предприятия, принадлежащие государству в странах с рыноч-
ной экономикой, работают в условиях конкуренции.
582
“i - ;<. b;'; *«“- <»*
,.^, -иаа^ааьйа^-^ йа^^мишв..r, ,r - 7^,ау.^мд^г.^;
^мшжй^даиА^Й
2. Большая часть руководящего состава в государственных предприяти-
ях в странах с рыночной экономикой имеет менталитет собственника,
пройдя через стадию руководства в частном секторе.
3. Поскольку рынки в странах с переходной экономикой находятся еще
на ранней стадии развития, чрезвычайно трудно считать денежные акти-
вы по рыночным ценам. Оценка активов является одним из условий
приватизации предприятия, и это создает основное препятствие для про-
цесса приватизации в целом и, кроме того, препятствует доведению пред-
приятия до его прибыльной работы перед приватизацией.
4. В странах с рыночной экономикой частные сбережения значительно
превышают стоимость приватизируемых предприятий. В странах же пере-
ходного периода все наоборот: граждане имеют небольшие сбережения, и
вследствие этого приватизация может иметь очень затяжной характер.
5. Преобладание государственной собственности в странах Центральной
и Восточной Европы и бывшего СССР усложняет формирование собствен-
ной юридической и институционной базы для приватизации.
6. Многие государственные предприятия в странах переходного перио-
да представляют собой чрезвычайно большие организации монопольного
типа, которые во многих случаях не могут быть приватизированы в их
настоящей форме. Кроме того, многие из них страдают от распада СЭВ,
что сделало еще более проблематичной их приватизацию.
7. Поскольку нет ясности в сути государственной собственности (соб-
ственность всех не является собственностью каждого), очень часто наиболее
трудными вопросами являются: кто (правительство, предприятие, местное
правительство) может продать, какую собственность и на каких условиях.
Все эти трудности приводят к новым проблемам, таким, как рост внеш-
ней задолженности, инфляция, нарушение финансовой целостности пред-
приятий. Вследствие этого, и в отличие от западных стран с рыночной
экономикой, приватизация в странах Центральной и Восточной Европы
и бывшего СССР становится важной альтернативой банкротству.
Учитывая различия между странами с рыночной экономикой и быв-
шими странами с централизованным планированием, цели приватизации
в странах с переходной экономикой могут быть сформулированы сле-
дующим образом:
политическая цель приватизации заключается в том, что внесение из-
менений в форму собственности должно продемонстрировать и, в конеч-
ном итоге, консолидировать трансформацию системы, как базис деятель-
ности нового правительства;
социальная цель может быть объяснена тем фактом, что все страны
региона стремятся создать широкий слой среднего класса, который исто-
рически часто упускают и который должен заменить «старую гвардию».
583
19*
Ее вклад не ограничивается экономической деятельностью, но и распро-
страняется на вновь созданные демократические институты.
Макроэкономический эффект, ожидаемый от приватизации, включает
большую эффективность и конкурентоспособность на мировом уровне
национальной экономики, более высокую инвестиционную активность и
более высокий уровень личных сбережений. Кроме того, приватизация
должна исключить или, по крайней мере, значительно снизить давление
денежной массы и обеспечить эффективный инструмент для борьбы с
инфляцией. На микроэкономическом уровне ожидаемый эффект прива-
тизации заключается в улучшении технологии управления, быстром тех-
нологическом обновлении и притоке дополнительных финансовых средств.
Поскольку приватизация не является просто вопросом передачи госу-
дарственной собственности рыночной системе, а частью всеобъемлющего
процесса реструктуризации экономики в целом и даже всего общества,
задача правительства — обеспечить необходимую основу для успешного
протекания переходного процесса. Это требует внимания к комплексным
проблемам политического, социального, финансового, юридического, тех-
нического и административного характера. Задача государства — снять все
существующие ограничения, которые не подходят для рыночной эконо-
мики. В качестве приоритетной задачи предусматривается либерализация
экономической деятельности и введение свободных цен, по крайней мере,
в приватизируемом секторе. Одновременно принимаются меры к разви-
тию конкуренции, которые должны быть нацелены на ограничение моно-
польных структур. Это требует создания юридической системы, которая
учитывает требования рыночной экономики.
Приватизация государственных предприятий может быть проведена
следующими путями: открытая продажа акций; продажа акций частному
покупателю или группе покупателей; бесплатное распределение акций
среди работников; бесплатное распределение акций или ваучеров среди
населения; бесплатное распределение акций среди других организаций;
выкуп акций руководством или другие формы «самоприватизации».
Опыт показал, что страны переходного периода предпочитают много-
вариантный подход к приватизации, нежели какой-то один, включающий
целый спектр действий, различающихся в разных странах. Имея в виду
их важность, некоторые методы излагаются более подробно.
ЕНаиболее серьезной проблемой при продаже акций являются низкие
сбережения населения, что характерно для всех стран переходного пери-
ода и что делает ее затяжным процессом. Для иллюстрации приведем
следующие примеры.
Если бы польские граждане потратили 20 или 30% своих сбережений
на покупку приватизационных акций, то годовая сумма оказалась бы рав-
584
ной лишь 2,4 или 3,6% от общей стоимости компаний, принадлежащих
приватизации. В этих условиях приватизация заняла бы как минимум 30
лет. В Чешской республике частные накопления населения перед прива-
тизацией составили около 10% номинальной стоимости государственных
активов. Согласно оценкам, в Венгрии сбережения населения покрыли бы
лишь около 20% стоимости государственных активов.
2. Имея в виду фактор времени, некоторые страны считали, что госу-
дарственная собственность не может продаваться, а должна распределятся
бесплатно или за символическую цену (система ваучеров). С этой систе-
мой связан ряд проблем, характерных для большого числа стран переход-
ного периода, и которые могут быть разделены на три основных группы:
во-первых, имеется аргумент, что это будет препятствовать формирова-
нию реального рынка акций, и имеется контраргумент: бесплатные вауче-
ры приводят к справедливому распределению промышленного потенциала
и, кроме того, снимают проблемы недостатка сбережений населения.
Последнее обстоятельство выступает в качестве основного препятствия для
функционирования рынка;
во-вторых, бесплатная передача собственности делает невозможной для
государства решение проблемы снижения общественного долга. Хотя это
вопрос общего характера, имеется возможность того, что клиринговые
сделки такого рода могут привести к росту доходов в будущем от налога
на прибыль и на собственность приватизированных предприятий;
в-третьих, массовая приватизация через ваучеры порождает вопрос: как
позволить владельцам контролировать действия руководства в условиях,
когда акции так широко распределены? Эта проблема может быть решена
за счет создания системы финансовых посредников между обществом и
компанией. Деятельность финансовых посредников предполагает наличие
пула ваучеров. Люди получают от финансовых посредников акции в об-
мен на ваучеры, а посредники используют эти ваучеры для приобретения
акций на предприятиях, которые приватизируются.
2. СВЯЗЬ МЕЖДУ РЕСТРУКТУРИЗАЦИЕЙ
И ПРИВАТИЗАЦИЕЙ
Это ключевой момент при проведении приватизации. Время, от-
водимое на приватизацию, ожидаемый объем государственных активов,
подлежащих приватизации, и выбор деловых партнеров могут зависеть от
ответа на этот вопрос. Имеется целый ряд соображений за и против обо-
их механизмов. Аргументы за реструктуризацию до приватизации могут
быть разделены на четыре основные группы:
585
"Нй
in мГИДЫ. ,'iiin fiminifriTf /,-7। ,'n.iii.^.i.i,»иУтппц in'.. i.nt.iAitMft.'ii»™,i,ia ш,
1. При реструктуризации, предшествующей приватизации, обычно ожи-
дают увеличенную стоимость активов. Анализ длительного периода при-
ватизации «Бритиш стил» дает полезную информацию. Эта компания
прошла через шестилетний период реструктуризации перед приватизаци-
ей, пока не стала прибыльной. Все это время компания находилась в го-
сударственном секторе, и реструктуризация финансировалась правитель-
ством в соответствии со стратегическим планом, разработанным правитель-
ством совместно с руководством компании. В бывших странах с
централизованным планированием несмотря на то, что значительная часть
основного капитала является устаревшей, есть предприятия, которые в ре-
зультате реструктуризации могли бы быть конкурентоспособными. К со-
жалению, разрушение рынка Восточной Европы серьезно усугубило эту
ситуацию. Сегодня намного больше компаний нуждаются в реструктури-
зации, чем несколько лет назад. Из-за этого сравнительно передовые в
технологическом отношении предприятия Восточной Европы, ориентиро-
ванные на бывший советский рынок, находятся либо в предкризисном
состоянии, либо уже в кризисе. Даже то большое число компаний, кото-
рым удалось соединить западную конкурентоспособность с государствен-
ными целями в странах Восточной Европы, испытывают трудности. За-
медление развития этих рынков грозит им утратой позиций в западных
странах при уже достигнутой конкурентоспособности. В 80-х годах мно-
гочисленные компании последовательно осуществляли постепенную пере-
ориентацию производства, технологий и торговли с Востока на Запад и
результат был налицо. Однако дезинтеграция СЭВ привела к тому, что
эта стратегия не была реализована, и эти компании остановились на
полпути в процессе реструктуризации, неся большие потери и иногда
залезая в чрезвычайно большие долги.
Утрата рынков и замедление процессов реструктуризации серьезно сни-
зили реальную ценность рынка для большого числа предприятий. Однако
ожидается, что реструктуризация, предшествующая быстрой переориентации
рынка на приватизацию, может значительно поднять цены реализации.
Косвенное увеличение продажных цен предприятий является серьезным
инвестированием правительства в инфраструктуру, особенно в окружаю-
щую среду. По понятным причинам потенциально новые и главным об-
разом иностранные инвесторы не готовы вкладывать средства в защиту
окружающей среды и связанные с этим мероприятия.
2. «Пассивная реструктуризация» нацелена главным образом на сниже-
ние затрат приватизируемых предприятий, освобождение их от старых
долгов. С точки зрения макроэкономики рынок должен быть очищен от
старых активов для создания лучших условий продажи жизнеспособных
предприятий или их части. В микроэкономическом аспекте большая про-
586
блема долгов, которые получают в противном случае предприятия, долж-
на быть адресной. Это особенно важно в случаях, когда бремя долга от-
дельного предприятия практически не связано с его денежным оборотом,
возможностями по обслуживанию долга, зато сильно связано последними
внешними воздействиями, такими, как потеря рынка, сокращение воору-
жений или либерализация торговли. Другим микроскопическим фактором
реструктуризации снижения затрат являются занятость населения и отно-
шения к этой проблеме рабочих. Потенциальные инвесторы не хотят
иметь проблемы с рабочими сразу же после выкупа компании. Это мо-
жет не только вызвать экономические сложности, но и повредить хоро-
шему имиджу компании, усилить враждебные чувства по отношению к
иностранным покупателям. Вследствие этого рекомендуется, чтобы перед
началом приватизации был устранен избыток работников предприятия.
Кроме того, руководство предприятия под влиянием советов рабочих или
собственности рабочих, должно быть сменено с целью создания прозрач-
ной структуры управления для стратегических покупателей и инвесторов.
3. Другим аргументом в пользу реструктуризации перед приватизацией
является то, что большие конгломераты с монополистической структурой
должны быть упразднены и основной стратегической целью приватизации
должна быть демонополизация.
4. Наконец, приватизация без проведения предварительной реструкту-
ризации может способствовать выживанию старых лоббистских и других
заинтересованных структур и возникновению новых, не менее нечестных
связей и объединений.
Имеются, однако, серьезные препятствия на пути внедрения всеми
понимаемой стратегии реструктуризации перед широкой приватизацией.
Во-первых, распад СЭВ вызвал беспрецедентный шок в странах с цен-
трализованным планированием. Вследствие этого задача реструктуризации —
не только обширность, но и обеспечение переориентации на новый рынок.
Во-вторых, и это более важно, на реструктуризацию нет денег. Жесткая
монетарная политика для подавления инфляции, сокращение расходов на
решение социальных проблем, замедление темпов роста и снижение жиз-
ненных стандартов в более или менее однородном обществе нацеливают
экономическую политику на краткосрочные аварийные меры. В отличие
от бывшей ГДР, где реструктуризация была профинансирована в значи-
тельной мере из западногерманских источников, другие центрально- и во-
сточно-европейские страны, похоже, не имеют альтернативы немедленной
максимализации доходов, даже если они были полностью осведомлены о
негативных последствиях краткосрочных (дешевая распродажа) или долго-
срочных (финансирование экономических и социальных последствий при-
нимаемых мер) мероприятий данного направления. Следует иметь в виду,
587
что даже Германия изменила первоначальную идею о предварительной
реструктуризации и последующей приватизации предприятий бывшей ГДР.
В-третьих, даже кажущаяся успешной реструктуризация, при которой
продажная цена превышает затраты на реструктуризацию, может закон-
читься полным убытком. Это происходит в тех случаях, когда оценка
активов проводится в национальной валюте и есть потенциальный инос-
транный инвестор, который намерен купить компанию за иностранную
валюту. В этом случае девальвация национальной валюты, и вследствие
этого девальвация приватизируемых активов, может скомпенсировать всю
или большую часть увеличения стоимости активов после реструктуриза-
ции. Поэтому продажная цена активов в иностранной валюте может ока-
заться ниже, чем до реструктуризации или, по крайней мере, может не
покрывать расходов на нее. Фактор времени, который может стать клю-
чевым пунктом (дефицит капитала, Европейский Союз, необходимость
регулирования на внутреннем рынке), здесь не рассматривается.
Аргументы в пользу реструктуризации после приватизации частично вы-
текают из вышеизложенных проблем. Следует, однако, упомянуть две до-
полнительные причины. Предполагается, что частный капитал осуществля-
ет реструктуризацию лучше, чем правительство. Реструктуризация предпо-
лагает принятие решений по заводам и продукции, операциям управления
по персоналу, по всем областям, в которых ожидаемые частные покупате-
ли, вероятно, имеют больше опыта, чем правительство. Этот факт осознан
в ходе управления чужими предприятиями и в Германии. Новые (частные,
иностранные или свои) владельцы встречают меньше финансовых ограни-
чений, чем правительство. Вследствие этого новые каналы финансирова-
ния и лучшие условия кредитования могут оказаться доступными для
стран, которые предпочли быструю приватизацию перед реструктуризацией.
Этот путь, конечно, не свободен от трудностей и неопределенностей.
Даже необоснованного обвинения в «дешевой раздаче» вряд ли можно
избежать. Социальная цена быстрорастущей безработицы может быть чрез-
вычайно высокой. Кроме того, производственные единицы, которые мог-
ли бы быть конкурентоспособными, могут исчезнуть, и может возникнуть
опасная тенденция деиндустриализации. Хотя правительство за счет огра-
ничения планов реструктуризации может сэкономить некоторые средства,
оно не может избавиться от финансового бремени, поскольку большое
число предприятий должны будут субсидироваться до того, как произой-
дет приватизация. В этот период рыночная стоимость предприятия опре-
деленно упадет, особенно если необходимость выживания потребует про-
дажи наиболее ценных частей фирмы.
Некоторые эксперты рекомендуют разделить реструктуризацию на две
части. Финансовая реструктуризация должна быть выполнена до привати-
588
: "_____1________________''___________________L •_____________1‘
зации, а физическая возложена на нового владельца. Финансовая реструк-
туризация может также означать, что долг новых компаний списан, одна-
ко лишь немногие могут идти на такую рискованную операцию.
Особый случай связи приватизации с реструктуризацией — когда при-
ватизация сопровождается специальными условиями. В этом случае при-
оритетом правительства является не краткосрочная максимализация дохо-
дов, а создание стратегического союза для обеспечения поддержки прива-
тизируемой компанией долгосрочных мер правительства. Условия,
сопровождающие такую приватизацию, могут включать: увеличение основ-
ного капитала параллельно с покупкой предприятия; график проведения
реструктуризации в рамках фиксированного времени и соответствующие
обязательства по стратегическим инвестициям, а также наличие опреде-
ленных средств на эти цели; смягчение социальной ситуации за счет под-
держания определенного уровня занятости, либо за счет выплаты компен-
сации лишним рабочим для того, чтобы избежать будущих конфликтов,
могущих привести к дополнительным производственным затратам, эконо-
мическим и политическим неопределенностям; обязательства в отношении
окружающей среды и инфраструктуры.
Изучение первого опыта, полученного странами переходного периода в
ходе приватизации своих отраслей, показывает, что есть факторы, кото-
рые необходимо учитывать при определении оптимальных (минимальных)
сроков приватизации. Во-первых, есть физические пределы, определяемые
различными государственными структурами, и необходимые для реализа-
ции программы приватизации. Во-вторых, время, необходимое для выпол-
нения минимального уровня условий рыночной экономики, которые надо
рассмотреть (юридическая база, политика конкуренции, биржа, опыт уп-
равления, дефицит капитала и т. д.). В-третьих, на сроки приватизации
влияют и политические факторы. Например, осуществление компенсаций
может вызвать серьезные неопределенности в бизнесе и вследствие этого
замедление процесса приватизации. То же рассуждение применимо в от-
ношении политической борьбы при распределении высших экономических
постов. В-четвертых, сроки приватизации часто определяются непредска-
зуемыми экономическими процессами внутри какой-либо национальной
экономики и за ее пределами. Примером этого служит беспрецедентный
распад рынка СЭВ, повлекший за собой утрату ценности рынка для фирм,
зависящих от этого рынка. Перспектива полноценного членства в Евро-
пейском Союзе может обусловить быстрый процесс приватизации.
Особое внимание необходимо уделить поддержке процесса приватиза-
ции. Понятной политической причиной для разрыва с прошлым является
экономическая обстановка, при которой процесс приватизации можно
ускорить без учета фундаментальных экономических условий и ограниче-
589
„:та£.
—77- - fjiaba il
ний. Даже самые успешные процессы приватизации осуществляются с по-
бочными эффектами (банкротство, обширная безработица, временное со-
кращение производства и экспортного потенциала). Если это нельзя кон-
тролировать, то шансы на здоровое экономическое развитие, в общем, и
на достижение главных целей политики приватизации, в частности, могут
оказаться под серьезной угрозой. Кроме того, преждевременное создание
слабого, неконкурентоспособного в международном плане частного секто-
ра вылилось бы в обширное перераспределение ресурсов и, возможно,
привело бы ко второй приватизации. В этой ситуации и из-за слабого
функционирования национального сектора кооперация е предприятиями,
которыми владеют иностранцы, может оказаться менее эффективной и
политически более уязвимой.
3. ПРИВАТИЗАЦИЯ В РОССИИ
В отличие от других стран переходного периода, в которых при-
ватизация проходит медленно, поскольку предприятия были подвергнуты
реструктуризации до распродажи, Россия предпочла вариант быстрой мас-
совой приватизации, охватывающей почти все секторы экономики.
Процесс приватизации государственных и муниципальных предприятий
в России в 1992 — 1995 гг. был разделен на два этапа. На первом этапе,
названном «ваучерным» и начавшимся 1 июля 1992 г., каждый гражданин
получил ваучер с номинальной стоимостью 10000 руб., что представляло
его долю в приватизируемой государственной собственности. Ваучеры не
были именными. Поэтому они могли быть проданы за пределами аукци-
она или переданы другому человеку. Их распределению не предшествова-
ла оценка реальной (рыночной) стоимости государственных активов. Вла-
дельцы ваучеров могли распорядится ими следующим образом:
а) использовать ваучеры как члены коллектива предприятия, которое
приватизируется, в закрытом акционерном обществе. В таких случаях при
использовании ваучеров надо было обязательно платить 50% стоимости
приобретаемых акций;
б) непосредственно участвовать в приобретении акций приватизируемой
компании на специальных ваучерных аукционах, на которых предлагались
к продаже как минимум 29% уставного капитала, а также через другие
тендеры, устраиваемые для продажи государственной собственности;
в) положить свои ваучеры в депозит в специализированных инвести-
ционных фондах (через передачу собственности или по договору о тра-
стовом управлении), которые по их поручению инвестируют их в прода-
ваемые акции и выплачиваемые дивиденды. Обычно инвестиционные
590
'M M'tf.iiMtK.r.r
rf-jiWuiiirftiW.f.f.,. itfir, 1,-iff ffifffri
фонды приобретали акции у граждан, которые не работали на привати-
зируемых предприятиях (в частности, у пенсионеров, госслужащих, ра-
ботников культуры и медицины и т.п.). Однако эти инвестиционные
фонды в России играли меньшую роль по сравнению с другими страна-
ми переходного периода (Чешская Республика, Словакия или Польша);
г) просто продать свои ваучеры другим людям или коммерческим орга-
низациям (около трети всех приватизационных ваучеров).
Первый этап закончился 30 июня 1994 г. К этому времени было при-
ватизировано более 100 тыс. предприятий, что составило 60% от предпри-
ятий, которые планировалось приватизировать через аукционы. Однако для
значительной части приватизируемых предприятий относительно неболь-
шие пакеты зарезервированных или нераспределенных акций были остав-
лены у государства. В этот период приватизацию проводили параллельно
с усилиями по приведению в соответствие законодательства. Другие ме-
тоды приватизации — денежные аукционы, инвестиционные тендеры и
биржи — начали разрабатывать к концу ваучерного периода.
Второй этап приватизации в России начался в июле 1994 г. после
выполнения программы приватизации и привел к перераспределению соб-
ственности, формированию корпоративного сектора, обеспечил первые
шаги в создании рынка ценных бумаг. Целью этого этапа было достиже-
ние твердого баланса между фискальными требованиями бюджета и под-
держкой приватизируемого предприятия инвестором. Было принято реше-
ние смягчить приоритет количественных показателей приватизации и от-
казаться от обязательной приватизации (известной как «лавинообразная»),
переключившись на систематический процесс, включающий реструктури-
зацию и усилия по привлечению инвестиций.
Основу приватизационного законодательства в России составляют за-
коны РФ, указы Президента России и постановления Правительства РФ,
Гражданский Кодекс Российской Федерации, закрепляющие признание
частной собственности на средства производства, предметы потребления
и иное имущество, включая землю и другие природные ресурсы, приня-
тые в течение 1990—1994 гг. К ним, в частности, относятся законы «О
собственности», «О предприятиях и предпринимательской деятельности»,
«О приватизации государственных и муниципальных предприятий», Указ
«Об организационных мерах по преобразованию государственных предпри-
ятий в акционерные общества»; постановления правительства «Положение
об акционерных обществах», «Положение о выпуске и обращении ценных
бумаг и фондовых биржах», «Государственная программа приватизации
государственных и муниципальных предприятий» и др.
Эти законодательные документы определили приоритеты, объекты и
методы приватизации государственного имущества в 1992—1994 гг. В со-
591
•ft'"**
ответствии с ними, начиная с 1 июля 1992 г., обязательному преобразо-
ванию в акционерные общества открытого типа подлежали все предпри-
ятия, находящиеся в государственной собственности и имевшие числен-
ность работающих более 1 тыс. чел. или балансовую стоимость основных
фондов на 1 января 1992 г. более 50 млн. руб. Остальные предприятия
могли быть преобразованы в такие общества по решению их трудовых
коллективов. При принятии решений о приватизации объектов учитыва-
лось мнение отраслевых ведомств.
Особенностью первого этапа приватизации в России явилось введение
системы приватизационных чеков (ваучеров) для приобретения государ-
ственного имущества, определившей в дальнейшем весь ход приватизации.
Основным мотивом проводившейся в России крупномасштабной програм-
мы приватизации стало создание эффективной, социально ориентирован-
ной рыночной экономики, позволяющей на основе разгосударствления и
реформирования собственности обеспечить оздоровление народного хозяй-
ства. Для этого в ходе реализации программ приватизации решались сле-
дующие задачи:
формирование широкого слоя частных собственников как экономичес-
кой основы рыночных отношений;
устранение монополии государства на средства производства путем
разгосударствления и создания условий для развития свободной предпри-
нимательской деятельности;
создание конкурентной среды и повышение экономической заинтере-
сованности в повышении эффективности производства;
социальная защита населения и развитие объектов социальной инфра-
структуры за счет средств, поступивших от приватизации;
повышение инвестиционной активности, в том числе путем привлече-
ния иностранных инвестиций, и содействие процессу стабилизации фи-
нансового положения в Российской Федерации.
Организацией приватизации государственного имущества в России за-
нимался Государственный комитет Российской Федерации по управлению
государственным имуществом (Госкомимущество России, преобразованный
в дальнейшем в Мингосимущество России). В субъектах Российской Фе-
дерации и городах с населением свыше 1 млн. чел. Комитетом были
созданы свои территориальные агентства.
В круг задач Госкомимущества входили:
разработка и предоставление правительству России проекта Государствен-
ной программы приватизации, ежегодных изменений и дополнений к ней,
а также проектов законов и других нормативных актов по приватизации;
организация и контроль реализации Государственной программы при-
ватизации;
592
методическое руководство и контроль за проведением приватизации
через свои территориальные агентства, включая возбуждение в суде исков
об отмене незаконных решений;
создание комиссии по приватизации предприятий, находящихся в фе-
деральной собственности, и принятие решений по их преобразованию и
передаче свидетельств о собственности для продажи Российскому фонду
федерального имущества;
издание в пределах своей компетенции нормативных актов, регулиру-
ющих процесс приватизации, а также предоставление разъяснений этих
документов и Государственной программы приватизации.
Приватизацию имущества, находящегося в собственности субъектов
федерации, районов и городов, организуют комитеты по управлению иму-
ществом, входящие в состав соответствующих органов государственного
управления, местной администрации (территориальные, национально-госу-
дарственные комитеты по управлению имуществом).
Продавцам приватизируемых предприятий, находящихся в собственно-
сти Российской Федерации, а так же принадлежащих ей долей (паев,
акций) в капитале являются Российский фонд федерального имущества и
назначенные им представители. Фонд создает на местах свои отделения и
выполняет следующие функции:
временно, до момента продажи, владеет принадлежащими Российской
Федерации свидетельствами о собственности на предприятия, пакетами
акций (паями) в капитале акционерных обществ, переданных ему Госко-
мимуществом (Мингосимуществом) России;
осуществляет полномочия Российской Федерации как собственника на
общих собраниях акционерных обществ;
организует продажу указанных паев и акций предприятий, в том числе
на чековых и денежных аукционах.
Право продажи приватизируемого федерального имущества, кроме ак-
ций предприятий с уставным капиталом свыше 500 млн. руб., принадле-
жит фондам имущества республик, краев, областей, автономных областей
и округов, городов Москвы и Санкт-Петербурга, а также других крупных
городов (по согласованию с Фондом).
Роль правительства на данном этапе в основном сводилась к выработ-
ке, согласованию с представительными органами власти на местах и при-
нятию мер по ускорению процесса приватизации, по защите интересов
государства и населения с учетом общеэкономической и социально-поли-
тической ситуации, а также принятию решений об особых условиях при-
ватизации важнейших государственных объектов. Кроме того, на прива-
тизирование предприятий, привлекаемых к выполнению федеральных про-
грамм, распространялись порядок и условия предоставления льготных
593
, ЛЬ I - •<*
ншаюмпимм»
............................-................................................................ ,„.,.................................................................................. Гу................,^..
целевых кредитов. По ряду промышленных предприятий принимались ре-
шения о передаче на инвестиции дивидендов по пакетам акций, находя-
щихся в государственной собственности. Для приватизирования предприя-
тий с долей государственной собственности не более 25% предусмотрена
поддержка их реконструкции из федерального бюджета в соответствии с
программами реструктуризации, согласованными с правительством (однако
из-за недостатка средств в бюджете этот пункт послеприватизационной
поддержки практически не выполнен для предприятий черной металлургии).
С целью проведения процесса приватизации и вовлечения в него мак-
симально широких слоев населения в 1992—1994 гг. использовался путь
продажи государственного и муниципального имущества за приватизаци-
онные чеки (ваучеры). Их роль на первом этапе была весьма существен-
на: на приватизируемых предприятиях 50...80% проданных акций были
оплачены ваучерами. Кроме того, на первом этапе приватизации было
разрешено формирование приватизационных фондов предприятий за счет
использованной прибыли, полученной в 1992—1993 гг. Эти средства зачис-
лялись на личные приватизационные счета работников. При первом ва-
рианте приватизационных льгот 25% акций, а также часть зарезервиро-
ванных акций в фонде акционирования работников предприятия переда-
вались членам трудового коллектива безвозмездно. График приватизации
отдельного предприятия утверждал Госкомимущества России и предусмат-
ривал сроки проведения закрытой подписки, чекового и денежного аук-
ционов, а также инвестиционных торгов.
Согласно Государственной программы приватизации все объекты и
предприятия, находящиеся в федеральной собственности, подразделены на
следующие группы:
1) объекты и предприятия, приватизация которых запрещена;
2) объекты и предприятия, приватизация которых осуществляется ис-
ключительно по решению правительства;
3) объекты и предприятия, приватизация которых осуществляется по
решению Госкомимущества с учетом мнений министерств и ведомств;
4) объекты и предприятия, приватизируемые в соответствии с местны-
ми программами приватизации;
5) объекты и предприятия, подлежащие обязательной приватизации.
Первая группа включает объекты, сохраняемые в собственности госу-
дарства. К ним относятся недра, лесной фонд, водные ресурсы, средства
федерального бюджета, штатное и табельное военное имущество, объек-
ты культурно-исторического наследия, а также предприятия по производ-
ству ядерных, ядовитых и других материалов, находящихся в монополии
государства. Среди объектов этой группы практически нет предприятий
черной металлургии.
594
Вторая группа представляет собой объекты, находящиеся сегодня в
федеральной собственности и имеющие важнейшее значение для эконо-
мики страны. Это предприятия топливно-энергетического комплекса, по
переработке руд драгоценных металлов, радиоактивных элементов, желез-
нодорожный и другие виды транспорта, объекты медицинской промыш-
ленности и ряд других. Сюда же относятся предприятия добывающей
промышленности, включая добычу и переработку руд.
Третья группа наиболее многочисленна. В нее входят предприятия всех
отраслей народного хозяйства, занимающие на федеральном рынке более
35%, а также крупные предприятия со среднесписочной численностью
более 10 тыс. чел. или с балансовой стоимостью основных фондов более
150 млн. руб., научно-исследовательские и проектные организации. По-
давляющая часть предприятий черной металлургии входит в третью груп-
пу и приватизируется по решению Госкомимущества с учетом мнения
Комитета Российской Федерации по металлургии (отраслевой федераль-
ный орган исполнительной власти — Роскомметаллургия).
Четвертая и пятая группы в основном включают объекты муниципаль-
ной собственности.
Закон о приватизации в Российской Федерации и Государственная
программа приватизации предусматривают следующие методы приватиза-
ции государственного имущества:
продажа акций акционерных обществ открытого типа путем подписки
и публичных торгов;
продажа мелких предприятий со стоимостью основных фондов до
1 млн. руб. на аукционе, коммерческом конкурсе или инвестиционных
торгах;
продажа имущества ликвидируемых предприятий через аукционы и
конкурсы;
выкуп арендованного имущества работниками арендных предприятий.
В отличие от мировой практики оценка имущества приватизируемых
государственных предприятий осуществлялась по фактической его стоимо-
сти на 1 июля 1992 г. по данным бухгалтерского учета. Причем основные
фонды принимались по остаточной балансовой стоимости, оборотные
активы — за вычетом кредитов и других заемных средств. Результаты
оценки явились начальной ценой предприятия при его продаже на аук-
ционе или величиной уставного капитала при преобразовании в акцио-
нерное общество открытого типа.
В ходе акционирования и приватизации правительством России был
принят ряд директивных документов, направленных на защиту интересов
граждан, участвующих в приватизации, и на повышение эффективности
акционирования. Среди них следует отметить Указ Президента России от
595
4VTY
I .*» л.,. <>.,.*m In* 4
16 ноября 1992 г. «О мерах по реализации промышленной политики при
приватизации государственных предприятий». В нем в целях упорядоче-
ния структурной перестройки в промышленности в период широкомасш-
табной приватизации предусматривалось закрепление контрольных паке-
тов акций в федеральной собственности сроком на три года для создания
интегрированных производственно-технологических комплексов, а также
закрепления на этот же срок в необходимых случаях «Золотой акции».
Особенностью процесса приватизации, как уже отмечалось, являлась без-
возмездная передача всем гражданам Российской Федерации части государ-
ственного имущества, подлежащего приватизации. В связи в этим, а также
в целях ускорения процесса приватизации, обеспечения платежеспособности
спроса населения на объекты приватизации и привлечения широких слоев
населения к участию в приобретении государственного имущества в IV квар-
тале 1992 г. каждый гражданин получил по одному приватизационному чеку
(ваучеру) номинальной стоимостью 10 тыс. руб., уплатив комиссионный
сбор в размере 25 руб. Ваучеры были выданы с правом свободной продажи
и покупки для использования в качестве платежного средства при приоб-
ретении объектов приватизации внутри страны, кроме земельных участков,
жилого фонда и объектов недвижимости. В дальнейшем с целью защиты
интересов граждан в процессе приватизации были введены нормативы обя-
зательной оплаты части стоимости приватизируемых предприятий ваучера-
ми (не менее 80%) уставного капитала, а также организовано проведение
специализированных чековых аукционов, на которых оплата производилась
исключительно ваучерами. Программой приватизации были установлены
три варианта приватизационных льгот для работников предприятий.
Первый вариант:
безвозмездная единовременная передача всем членам трудового коллектива
именных привилегированных акций в размере 25% уставного капитала, но
не более 20-кратного размера минимальной месячной оплаты труда в расче-
те на одного работника, установленного по состоянию на 1 июля 1992 г.;
закрытая подписка среди членов трудового коллектива и его пенсионе-
ров на обыкновенные акции, составляющие 10% уставного капитала, но
не более 6-кратного размера минимальной месячной оплаты труда в рас-
чете на одного работника, со скидкой 30% от номинальной стоимости и
предоставлением рассрочки до 3 мес.;
предоставление руководству (администрации) предприятия опциона (на
условиях контракта) на приобретение обыкновенных акций в размере до
5% уставного капитала, но не более 2000-кратного размера минимальной
месячной оплаты труда;
резервирование Фондом имущества 10% уставного капитала для после-
дующего размещения среди работников предприятия;
596
ЭКОНОМИКА И УПРАВЛЕНИЕ
остальные акции, т.е. 50% уставного капитала, реализуются Фондом
имущества на аукционах и конкурсах.
Второй вариант:
предоставление права всем членам трудового коллектива на приобрете-
ние по закрытой подписке обыкновенных акций в размере до 51% устав-
ного капитала по цене, составляющей 170% от номинальной стоимости;
резервирование Фондом имущества 5% уставного капитала для после-
дующего размещения среди работников.
По второму варианту опцион администрации предприятия не предос-
тавлялся и все неразмещенные акции, т.е. не менее 44%, подлежало про-
даже Фондом имущества на чековых и денежных торгах.
Третий вариант предусматривал траст на один год группе работников
предприятия на условиях выполнения плана приватизации и недопущения
банкротства. В этом случае члены группы получали опцион на пакет акций
в размере 20% уставного капитала. Группа должна была внести залог на
сумму 200-кратного размера минимальной месячной оплаты труда на каж-
дого члена группы. При данном варианте всем работникам предприятия
обыкновенные акции, составляющие 20% уставного капитала, продавались
со скидкой 30%. Кроме того, резервировался фонд обыкновенных акций в
размере 10% уставного капитала для последующего размещения их среди
работников предприятия. Третий вариант предусматривался для предприя-
тий со стоимостью основных фондов до 50 млн. руб. (до 500 тыс. долл.)
и не был применим для большинства металлургических предприятий.
Для крупных предприятий, имеющих важное народнохозяйственное зна-
чение, предусматривалось закрепление контрольных пакетов акций в го-
сударственной собственности до трех лет, выпуск «Золотой акции», даю-
щей Фонду имущества право «вето» при принятии решений по принци-
пиальным вопросам. К сожалению, черная металлургия не была
своевременно отнесена к числу отраслей, имеющих такие предприятия. В
дальнейшем пакеты акций были закреплены за государством: ОАО «Се-
версталь» (20%), ОАО «ММК» (17,74%), ОАО «Стойленский ГОК» (20%).
По ОАО «НЛМК», ОАО «Петровск-Забайкальский М3», ОАО «Волгоград-
ский СПКЗ», ОАО «Ижсталь» и ряду горнорудных предприятий была пре-
дусмотрена эмиссия «Золотой акции». Акции, находящиеся в распоряже-
нии Фонда имущества, разрешалось передавать по договору в траст ди-
ректору предприятия или другим физическим лицам, в том числе
работникам органов государственного управления.
Методология оценки уставного капитала также имела серьезные недо-
статки и вела к его занижению. До последнего времени отсутствовал
оптимальный подход к определению состава имущества, включаемого в
уставной капитал акционерного общества, особенно в части сохранения в
597
составе приватизированного имущества значительного количества объек-
тов социальной сферы.
Отдельных законов по приватизации, относящихся к черной металлур-
гии, нет. Процесс приватизации в России, как уже отмечалось, осуществ-
ляется на основе государственных программ приватизации государствен-
ных и муниципальных предприятий на определенный период (на 1992 г.,
до 1 июля 1994 г., после 1 июля 1994 г.). В государственной программе,
утвержденной Указом Президента России от 24 декабря 1993 г., предус-
мотрено, что все предприятия, научно-исследовательские и проектные
организации, находящиеся в ведении Роскомметаллургии, приватизируют-
ся с учетом мнения этого Комитета и только путем продажи акций акци-
онерных обществ открытого типа независимо от численности и стоимос-
ти всех основных фондов. Кроме того, Государственной программой при-
ватизации на 1992 г. было предусмотрено, что объекты и предприятия
добывающей промышленности приватизируются только по решению пра-
вительства Российской Федерации.
В результате реализации приватизационного законодательства в черной
металлургии России на 1 января 1999 г. преобразованы в акционерные об-
щества 95% общего количества предприятий, акции которых в размере бо-
лее 75% проданы по закрытой подписке, а также на чековых и денежных
аукционах. Оставшиеся неразмещенными акции находятся в распоряжении
федерального или территориального фондов имущества и подлежат прода-
же на инвестиционных конкурсах или денежных аукционах. Таким обра-
зом, практически все акционерные предприятия черной металлургии явля-
ются частными, и влияние государства через «Золотые акции» или времен-
но закрепленные в государственной собственности небольшие пакеты акций
сохранено лишь на 23 предприятиях, в том числе 15 горнорудных.
Коллективы 70% предприятий черной металлургии выбрали второй
вариант приватизационных льгот, т.е. приобрели контрольный пакет по
повышенной стоимости. Такое решение было принято с целью ускорен-
ного выхода из-под управления Фондом имущества и сохранения за тру-
довым коллективом контрольного пакета. Для возможности выкупа 51%
акций пришлось сформировать на предприятиях за счет части прибыли
1992 г. фонды приватизации. Средства указанных фондов были перечис-
лены на лицевые счета работников пропорционально их стажу и заработ-
ку и в дальнейшем использовались членами трудового коллектива для
оплаты акций наравне с ваучерами при закрытой подписке.
Приватизационные фонды создавали и на предприятиях, выбравших
первый вариант льгот, но в меньшем размере. Следует отметить, что на
величину прибыли, направленной в приватизационный фонд, уменьшался
размер уставного капитала и тем самым облегчалась возможность выкупа
598
пакета акций. На выбор второго варианта в черной металлургии повлияла
также специфика отрасли, как высокая стоимость основных фондов, при-
ходящаяся на одного работника, что не позволяло при ограничениях по
минимальной оплате труда получить по закрытой подписке 10% уставно-
го капитала. Например, Магнитогорский металлургический комбинат, при-
ватизация которого прошла по первому варианту, при закрытой подписке
получил вместо 10 всего 8,5% уставного капитала. Второй вариант такого
ограничения не имел.
Первоначальный суммарный размер уставного капитала акционерных
обществ черной металлургии составлял порядка 150 млрд, руб., из кото-
рого 10,2% до настоящего времени не размещено. Реализованные акции
распределились следующим образом, %:
Работники предприятий 46,8
Сторонние юридические лица 36,8
В том числе образованные предприятиями 13,0
Сторонние физические лица 6,2
Акционирование и приватизация предприятий черной металлургии не
оказали влияния на повышение эффективности их работы. В значитель-
ной мере это связано с общей экономической ситуацией в стране. Резко
снизился спрос на внутреннем рынке со стороны машиностроительного,
строительного и оборонного комплексов.
Высокие темпы роста цен на топливно-энергетические ресурсы и же-
лезнодорожные тарифы, а также переоценка основных фондов многократ-
но снизили рентабельность производства. Кризис неплатежей и инфляция
привели к утрате предприятиями собственных оборотных средств и по-
требовали использования под высокие проценты (180%) заемных средств
или привлечения товарного кредита.
Предприятиям черной металлургии России не удалось при первичной
эмиссии акций привлечь стратегических инвесторов. На чековых и денеж-
ных аукционах в основном скупались акции либо для формирования
портфельных инвестиций, либо для оказания давления на руководство
предприятий с целью преференций закупки металлопродукции. Иностран-
ные фирмы напрямую не участвовали в денежных и чековых аукционах
по предприятиям черной металлургии, а использовали в качестве посред-
ников российские компании.
Одновременно с проведением аукционов начался процесс вторичного
перераспределения акций путем скупки у пенсионеров и работников пред-
приятий, что существенно уменьшило долю акций, находящихся у членов
трудового коллектива. При приватизации не удалось сформировать ядро
акционеров, заинтересованных в управлении предприятием, его перестрой-
599
ЕЖЕ СТОЛЕТИЙ " '
ке и развитии. Администрация на общих собраниях располагает не более
5% собственных голосов и для проведения принципиальных решений, как
правило, вынуждено получать у акционеров-работников или фондов иму-
щества право на доверительное управление.
Таким образом, первый этап приватизации, закончившийся в июле
1994 г., не решил основных задач, которые предусматривали:
1) создание широкого слоя собственников, заинтересованных в разви-
тии акционерных предприятий, формирование из них управляющего ядра
акционеров;
2) привлечение дополнительных финансовых ресурсов для погашения
задолженности и инвестиций в техническое перевооружение;
3) повышение эффективности производства за счет реструктурирования
предприятий и сокращения трудовых затрат.
В ходе первого этапа приватизации и при выработке дальнейших шагов
становления частного сектора в черной металлургии выявился ряд проблем,
нуждающихся как в законодательном решении, так и в проведении опре-
деленной эмиссионной политики со стороны акционерных обществ.
Поспешность в акционировании и приватизации предприятий отрасли
привела к тому, что в ряде случаев приватизированными оказались пред-
приятия, не подготовленные к работе в рыночных условиях, с неэффек-
тивной структурой, находящиеся в тяжелом финансовом положении. Осо-
бенно заметно это проявилось при проведении чековых аукционов, когда
курс акций в ряде случаев был ниже номинальной стоимости. Кроме того,
одновременное проведения большого числа чековых аукционов предприя-
тий различных отраслей экономики не обеспечило платежеспособный
спрос на акции. В результате чековые аукционы по предприятиям черной
металлургии привлекли в основном маломощные фирмы, и пакеты акций
оказались распыленными среди множества физических и юридических лиц.
Провести инвестиционные конкурсы в установленные сроки не удалось,
и они были перенесены, так как выявилась сложность привлечения стра-
тегических инвесторов.
Вместе с тем, для формирования портфельных инвестиций началось
вторичное перераспределение акций, преимущественно за счет скупки их
у работников и других мелких держателей. Этому способствовало практи-
чески бесплатное приобретение акций по закрытой подписке и задержка
с приведением величины уставного капитала акционировавшихся предпри-
ятий в соответствие с современной оценкой основных фондов. В июле
1994 г. действие чековых аукционов прекратилось. К этому времени боль-
шинство металлургических предприятий разместило около 80% акций.
Одним из основных недостатков проведенной приватизации явилось
непринятие во внимание отраслевых особенностей работы предприятий
600
черной металлургии. Раздельное акционирование и приватизация пред-
приятий, тесно связанных между собой технологической кооперацией,
привело к нарушению ряда отраслевых комплексов, росту экспорта сы-
рья и полуфабрикатов в ущерб интересам смежных предприятий. Это
положение явилось следствием запрета на перекрестное владение акция-
ми. Другим крупным упущением в проведении приватизации стала поте-
ря координации деятельности предприятий отрасли, их управляемости с
учетом интересов государства. Такое положение сложилось из-за отсут-
ствия в уставном капитале определяющих предприятий доли государствен-
ной собственности.
Распыление акций среди многочисленных мелких инвесторов, ограни-
чения на приобретение пакетов акций администрацией предприятий при
первом варианте льгот и отсутствие опциона при втором варианте не
позволили сконцентрировать акции у управляющего ядра акционеров.
Не удалось осуществить перед акционированием государственных пред-
приятий, а также в ходе приватизации реорганизацию их структуры. По-
пытки создания оптимальных производственных структур на крупнейших
металлургических комбинатах — ОАО ММК, ОАО НЛМК, ОАО НТМК —
не получили поддержки со стороны как государственных органов, так и
крупных сторонних инвесторов. Однако эта проблема остается в центре
внимания членов трудовых коллективов акционерных обществ, так как без
создания таких структур практически невозможно достичь устойчивого
финансового положения и привлечь стратегические инвестиции.
Значительной теоретической и практической проблемой в черной ме-
таллургии является рациональный подход к оценке стоимости имущества
и определение размера уставного капитала. Это, прежде всего, приведе-
ние первоначального капитала, зафиксированного на 1 июля 1992 г., к со-
временной оценке в соответствии с проведенными переоценками основ-
ных фондов, а также учет курсовой стоимости акций. Кроме того, необ-
ходима выработка мер защиты как собственников, созданных акционерных
обществ, так и новых инвесторов.
В целом, анализируя положительные и отрицательные моменты при
проведении приватизации предприятий черной металлургии, следует отме-
тить три из них, являющиеся общими для России:
отсутствие к моменту приватизации накопленного капитала у граждан
и частных юридических лиц;
слабая проработка нормативной базы, потребовавшей в ходе привати-
зации существенных уточнений (однако к этому моменту большинство
предприятий уже прошло начальную стадию приватизации);
сложность формирования на приватизированных предприятиях отрасли
ядра акционеров при первом и втором вариантах льгот.
20 - 1473
601
СЩЬ ИА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ГЛАВА 17
В соответствии с этим намечаются следующие основные направления
дальнейшего совершенствования работы приватизированных предприятий:
1. Интеграция предприятий, технологически связанных в производствен-
ном процессе, путем создания холдинговых компаний и финансово-про-
мышленных групп. Для этого потребуется снятие правовых и экономи-
ческих ограничений на вхождение предприятий и финансовых компаний
в холдинговые компании.
2. Совершенствование производственной и организационной структуры
акционерных предприятий путем выделения малоэффективных подразде-
лений и непромышленной сферы в дочерние подразделения или самосто-
ятельные товарищества.
3. Создание экономической базы для координации деятельности акци-
онерных предприятий отрасли. Усиление влияния государства на деятель-
ность предприятий черной металлургии предполагается путем владения
пакетами акций в обмен на государственную поддержку в виде льгот и
преференций, вплоть до использования методов залога и выкупа. Это
позволит ввести в состав совета директоров представителей отраслевого
органа управления.
4. Формирование руководящего ядра акционеров, в том числе за счет
конвертации части обыкновенных акций в привилегированные или пе-
редачи их в доверительное управление администрации предприятия, а
также консолидация интересов администрации и стратегических инвес-
торов.
5. Проведение активной эмиссионной политики и развитие инфраструк-
туры акционерных предприятий для деятельности на рынках ценных бу-
маг. С этой целью намечаются: приведение размера уставного капитала в
соответствие с современной оценкой; разработка принципов регулирова-
ния курса акций на рынке ценных бумаг. В настоящее время разрешено
поэтапное увеличение уставного капитала путем эмиссии ценных бумаг.
Однако продажа их осуществляется по многократно заниженному курсу.
Необходимо также создание условий для выхода акций крупных метал-
лургических компаний на международные биржевые рынки.
Все указанные направления намечается реализовать в ближайшее вре-
мя, что в условиях сокращения темпов инфляции обеспечит техническое
перевооружение предприятий и создаст условия для их эффективного
функционирования.
Основными задачами второго этапа приватизации в черной металлур-
гии России является создание эмиссионного дохода как путем проведения
инвестиционных конкурсов по пакетам акций первичной эмиссии, так и
путем размещения пакетов акций вторичной эмиссии. Это право акцио-
нерное общество получает после размещения 90% акций первой эмиссии.
602
ЭКОНОМИКА И УП1МВЛЕИИЕ
Для повышения заинтересованности стратегических инвесторов в при-
обретении акций предусматривается выкуп в собственность земельных
участков, на которых размещается предприятие. Пока же земельные уча-
стки находятся у акционерных предприятий в хозяйственном ведении.
С целью повышения эффективности производства и привлечения стра-
тегических инвесторов намечается создание дочерних предприятий, акции
которых будут более привлекательны для вложений, чем приобретение
небольших пакетов акционерного предприятия в целом.
Инвестиционные конкурсы по продаже пакетов акций проводятся в
соответствии с распоряжением Госкомимущества России от 15 февраля
1994 г. Основным критерием выбора победителя инвестиционного конкур-
са является максимальная общая величина инвестиций, дисконтированных
по ставке Центрального банка РФ на дату подведения итогов конкурса.
Инвестиционные программы и условия торгов согласовываются с от-
раслевым федеральным органом управления. В основе инвестиционных
проектов, выставляемых на конкурс, должны быть мероприятия, предус-
мотренные Федеральной программой технического перевооружения черной
металлургии. В качестве основных условий победы на инвестиционных
конкурсах выставлено кредитование строительства объектов в свободно
конвертируемой валюте.
Для успешного проведения инвестиционных конкурсов предусмотрены
меры, способствующие участию в них крупных инвестиционных компа-
ний и зарубежных инвесторов.
Особо следует остановиться на вопросе занятости и участии профсою-
зов. Акционирование и приватизация создали условия как для высвобож-
дения работников, так и для создания новых рабочих мест в результате
диверсификации производства и создания производственной и социальной
инфраструктуры. Благодаря этому общая численность занятых в черной
металлургии в 1992—1998 гг. изменилась незначительно. При этом основ-
ным фактором сокращения численности в отрасли явилось падение спро-
са на металлопродукцию. Так что с проблемой трудоустройства высвобож-
даемых работников приватизированные предприятия встретятся позднее,
когда начнется создание оптимальных производственных структур.
Роль профсоюзов на приватизированных предприятиях черной металлур-
гии в основном заключается в подготовке коллективных договоров с руко-
водством акционерных обществ и контроле за ходом их выполнения. В от-
личие от других стран с развитой рыночной экономикой профсоюзы на
металлургических предприятиях России состоят не из лиц наемного труда, а
из акционеров—членов трудовых коллективов, при этом руководитель проф-
союза данного предприятия зачастую входит в состав совета директоров.
Кроме того, в ряде случаев профсоюз является держателем пакета акций.
603
20*
' .. У — п. Т :....**>^y^ Л * 'лл А_______________________________. -** MS
----- ’ -- ‘ “• '-'^--- -
£ЖШ 17
Обобщение результатов акционирования и приватизации в черной ме-
таллургии, оценка сложившейся хозяйственной ситуации на акционерных
предприятиях отрасли и задач, стоящих перед ними в послеприватизаци-
онный период, позволяют определить круг первоочередных шагов по по-
вышению эффективности реформирования собственности. Прежде всего,
это меры, направленные на усиление влияния государства на стабилиза-
цию финансового положения приватизированных предприятий и целенап-
равленное их реструктурирование. Речь идет не только об использовании
государственных пакетов акций, закрепленных в федеральной собственно-
сти, но и использовании акционерного капитала в качестве залога для
зачета долгов и получения государственной поддержки.
Следующий комплекс мер включает мероприятия, связанные с ростом
уставного капитала и привлечением стратегических инвесторов. Необхо-
димо предпринять, в том числе в централизованном порядке, меры по
приведению величины уставного капитала каждого предприятия в соот-
ветствие с современной оценкой имеющихся активов и курсовой стоимо-
стью его акций, одновременно ликвидировав условия для скупки недо-
оцененных пакетов акций. Последнее включает не только формирование
цивилизованного рынка ценных бумаг, но и невозможность залповых
выбросов акций многочисленных предприятий на денежные аукционы.
Этот комплекс мер связан с формированием управляющего ядра акци-
онеров, заинтересованных в целенаправленном развитии предприятий с
получением максимальной прибыли. При этом следует предоставить наи-
более благоприятные условия для формирования холдинговых структур,
финансово-промышленных групп и трастовых компаний.
Следует ожидать, что указанный круг задач займет определяющее ме-
сто как в совершенствовании приватизационного законодательства, так и
в практической деятельности акционерных обществ отрасли после 2000 г.
4. ПРИВАТИЗАЦИЯ В НЕКОТОРЫХ СТРАНАХ
ЗАПАДНОЙ ЕВРОПЫ И ЛАТИНСКОЙ АМЕРИКИ
В начале 80-х годов большинство предприятий черной металлур-
гии многих стран мира принадлежало государству. Оно владело металлур-
гическими заводами, комбинатами не только в странах с централизован-
но планируемой экономикой (страны, входившие ранее в СЭВ, Китай, Се-
верная Корея, Куба и др.), но и в ряде стран с рыночной экономикой,
где на 95... 100% капитал в черной металлургии был государственным
(Франция, Италия, Австрия, Португалия, Тайвань, Венесуэла, Саудовская
Аравия, Алжир и др.).
604
В последнее десятилетие в структуре форм собственности в черной
металлургии большинства стран мира произошли серьезные изменения.
Многие государственные металлургические компании были приватизиро-
ваны или приступили к смене формы собственности. Наибольшие изме-
нения произошли в странах бывшего СЭВ и Латинской Америки. Доля
государственной собственности в черной металлургии значительного чис-
ла стран мира существенно снизилась, практически исчезли предприятия,
полностью принадлежащие государству. Изменение в структуре форм соб-
ственности в черной металлургии отдельных регионов и стран мира за
последнее десятилетие характеризуется следующими данными, доля%:
1986 г. 1991 г. 1996 г.
Западная Европа 48,0 65,0 72,0
США 99,0 99,0 100,0
Япония 100,0 100,0 100,0
Африка (включая ЮАР) 13,8 64,0 70,0
Латинская Америка 31,0 64,0 95,0
Азия (кроме Китая) 39,5 54,0 70,0
Россия — — 95,0
Двойная форма собственности на предприятиях черной металлургии
широко распространена в Испании, Турции, Иране, Республике Корея,
Индии, Египте и др. Частными здесь являются только мелкие предприя-
тия, специализирующиеся на производстве сталей рядовых марок. В на-
стоящее время в мире более 70% предприятий черной металлургии явля-
ются частными фирмами, в том числе все металлургические заводы США
и Японии.
До конца 80-х годов черная металлургия многих стран Западной Евро-
пы, если не финансировались, то контролировались государством. Произ-
водство стали — весьма важного с военной точки зрения конструкцион-
ного материала — прямо или опосредованно управлялось государственны-
ми структурами.
Промышленный кризис в начале 90-х годов остро поставил вопрос о
практической целесообразности практиковавшихся в странах Западной
Европы методов управления черной металлургией. Возникли реальные
предпосылки и созрела решимость ряда стран интегрировать свои метал-
лургические компании в рыночную экономику с целью обеспечения их
конкурентоспособности на мировом рынке. Этот процесс продолжается и
в настоящее время во многих странах — членах ЕС. Государственными
являются только предприятия черной металлургии стран Бенилюкс. При-
ватизация предприятий черной металлургии стран Западной Европы ха-
рактеризуется следующими данными (указан год завершения):
605
J ‘ ЛАВА 17
Великобритания «Бритиш стил» 1988 г. Швеция «ССАБ» 1996 г.
Германия «ЭКО Шталь» 1997 г. Австрия «Фест-Альпине» 1995 г.
Италия «Ильва» 1994 г. Португалия «Насионал» 1996 г.
Франция «Юзинор-Сасилор» 1995 г.
Великобритания. Черная металлургия Великобритании после Второй
мировой войны часто переходила «из рук в руки» — от государственного
сектора к частному и обратно. Так, в 1949 г. она была национализирова-
на, в 1953 г. — в большей части денационализирована, а в 1967 г. —
ренационализирована. В 1967 г. крупнейшие английские производители
черных металлов (14 предприятий) объединились в государственную кор-
порацию «Бритиш стал». К моменту объединения суммарная доля этих
компаний в объеме производства стали в Великобритании достигла 90%;
на предприятиях этих компаний было занято свыше 250 тыс. чел.
В 70-е годы «Бритиш стил» осуществила крупные инвестиции в заме-
ну устаревшего оборудования и увеличение производственных мощностей
с целью удовлетворения возросшего потребительского спроса. Однако
ожидаемого компанией в перспективе резкого роста спроса на черные
металлы не произошло, а наоборот, он снизился, и наличие избыточных
мощностей привело к крупным убыткам. Финансовые потери сопровож-
дали деятельность компании в течение десяти лет после национализации,
а в 1979 г. общий убыток от ее деятельности достиг 1,784 млрд. ф. ст.
Гигантские размеры потерь вынудили совет директоров инициировать
процесс реструктуризации с принятием кардинальных мер по сокращению
мощностей. Предложения совета директоров были одобрены правитель-
ством Великобритании. Оно было вынуждено выделить в 70-е годы около
3,3 млрд. ф. ст. для оказания финансовой помощи компании. В 1980 —
1985 гг. правительство вложило еще 4,5 млрд. ф. ст. в рационализацию
производства, увеличение объема оборотного капитала и т. п. В этот пе-
риод численность рабочих в компании снизилась со 160 до 53 тыс. чел.
Только в 1985 — 1986 гг. произошел перелом: из убыточной компа-
ния «Бритиш стил» вновь превратилась в прибыльное предприятие, и с
того времени неуклонно улучшала свое финансовое положение. В 1985 г.
прибыль компании составила 38 млн. ф. ст., в 1986 г. 178, а в 1987 г.
410 млн. ф. ст. Улучшению экономического положения фирмы во мно-
гом способствовала ее приватизация в 1988 г.
В ноябре 1988 г. на продажу было выставлено 2 млрд, обыкновенных
акций компании «Бритиш стил», из числа которых 884,4 млн. было раз-
мещено в различных учреждениях Великобритании, 451,6 млн. акций
предложено работникам компании и гражданам страны и 664 млн. разме-
щено за рубежом (в США, Канаде, Японии и Европе).
606
-----—----——-------
Продажа акций сотрудникам «Бритиш стил» осуществлялась в льгот-
ном режиме: две бесплатные акции, скидка при покупке акций на сумму
до 2200 ф. ст. и приоритетная возможность подписаться на акции на
сумму до 10000 ф. ст. Минимальная льгота каждому работнику в денеж-
ном выражении составила 620 ф. ст. плюс 2 ф. ст. за каждый год рабо-
ты; льгота работникам с 40-летним стажем — до 700 ф. ст. Затраты пра-
вительства на бесплатные, согласованные акции, а также акции со скид-
кой составили 18 млн. ф. ст. Пенсионерам была предоставлена льгота в
виде приоритетной заявки, однако на них не распространялись уступки в
цене для действующих работников.
Министерство финансов приняло постановление, согласно которому
цена акции объявлялась в 125 пенсов и ее следовало платить по частям:
60 и 65 пенсов. При этой цене рыночная капитализация должна соста-
вить 2,5 млрд. ф. ст., дивидендный доход до уплаты налогов 8%, отноше-
ние рыночной цены акции к доходу на нее — 5,7% (4,9% исходя из до-
хода после уплаты налогов). При размещении акций предпочтение было
отдано мелким инвесторам. Заявки, не превышающие 1000 акций в пре-
делах Великобритании были удовлетворены полностью; заявители же на
пакет более 1000 акций были вынуждены сократить их. Заявки работни-
ков компании также были удовлетворены полностью, они имели приори-
тет по сравнению с заявками пенсионеров. Размещение акций после пе-
рераспределения представлена ниже (в числителе — в миллионах штук, в
знаменателе — в процентах):
Покупатели акций
Великобритания
сотрудники компании и граждане
учреждения
Зарубежные организации
Всего
Прогноз Фактически
451,6/22,6 842/42,1
884,4/44,2 660/33,0
664/33,2 498/24,9
2000/100 2000/100
Общая стоимость акций, предложенных на продажу по фиксированной
цене 1,25 ф. ст., составила 2,5 млрд. ф. ст. После вычета бесплатных ак-
ций и акций со скидкой для работников валовая выручка от продажи
составила 2,482 млрд. ф. ст., а чистая выручка 2,436 млрд. ф. ст.
Пример приватизации компании «Бритиш стил» убедительно показал,
что фактической приватизации должно предшествовать осуществление четко
продуманной программы реструктуризации. С 1978 г. было закрыто около
20 устаревших сталеплавильных заводов, в числе действующих остались
лишь четыре крупных металлургических предприятия. Это привело к со-
кращению числа рабочих мест со 197 тыс. в 1978 г. до 36,3 тыс. в марте
1994 г., а также к снижению объема производства жидкой стали на 5 млн.
607
т/год (12,5 млн. т в 1993 г.). Принятые меры обеспечили рост производи-
тельности труда более чем в три раза — до 460 т/чел в год (1993 г.).
В процессе реструктуризации одним из ключевых элементов стали
консультации и переговоры между руководством компании и профсоюза-
ми. В достигнутых договоренностях были определены сроки закрытия
заводов, размеры выходных пособий, подлежащих выплате лицам, поте-
рявшим работу, а также механизмы оказания содействия уволенным ра-
бочим в занятости на будущее.
Как уже отмечалось, реструктуризация и приватизация предприятий в
большинстве случаев связаны со значительным сокращением количества
рабочих мест. Компания «Бритиш стил» разработала новые методы реше-
ния социальных проблем, возникающих при приватизации. В компании
имеется пенсионный фонд для всех сотрудников, в который каждый ра-
ботник вносит 5%, а компания — до 10% от его заработка. Такая система
позволяет не только обеспечить выход на пенсию работников, достигших
пенсионного возраста (65 лет), но и облегчает досрочный выход на пен-
сию. В период проведения реструктуризации увольняемые работники по-
лучали пособия различных видов, в том числе: единовременное пособие
согласно указу правительства о выплате пособий в случае увольнения по
сокращению штатов (компания выплачивала дополнительно еще 50% от
этой суммы); наградное единовременное выходное пособие компании,
размер которого зависит от возраста работника и его стажа, текущего
среднего заработка. При приеме на работу работника другой компании с
меньшей заработной платой «Бритиш стил» выплачивала 90% от суммы
предыдущей его заработной платы в течение 104 недель или пособие
дополнительно к государственному пособию по безработице, если работ-
ник являлся безработным. В рамках программы переподготовки уволен-
ный работник мог посещать созданные компанией специальные курсы и
имел право на получение учебного пособия в период обучения, а также
денежную компенсацию до уровня предыдущей заработной платы в тече-
ние 52 недель. В рамках таких программ многие сотрудники фирмы ста-
ли сварщиками или получили водительские удостоверения на управление
большегрузными транспортными средствами. Оказание консультативной
помощи и поддержки работникам, подлежащим увольнению, играло клю-
чевую роль в деятельности компании «Бритиш стил». Так, в 1975 г. спе-
циально были созданы новые рабочие места в рамках вновь учрежденной
компании «Бритиш стил индастри». Главная цель образования данной
компании заключалась в стимулировании экономического роста предпри-
ятий в районах ожидаемого появления негативных последствий структур-
ной рационализации в отрасли, укреплении и расширении экономичес-
кой базы, предоставлении гарантированной долгосрочной занятости.
608
;.., . 1.1 hi mil
•:. - у. :-.<-г-; - . -« ---- А-.-,^. _ ^-dSl - — •-
На основе накопленного опыта компания разработала и усовершенство-
вала целый ряд приведенных ниже программ поддержки:
1. Предоставление финансовой помощи предприятиям. Компания ока-
зывает финансовую поддержку небольшим и средним предприятиям с тем,
чтобы дать им возможность начать или расширить хозяйственную деятель-
ность. Размер такой помощи обычно составляет от 10 до 150 тыс. ф. ст.
2. Предоставление малым предприятиям, находящихся под руководством
компании, мастерских. Компания «Бритиш стил индастри» первой взяла
на вооружение концепцию предоставления небольшим предприятиям пол-
ностью оборудованных мастерских, в результате чего в настоящее время
она владеет структурной сетью в разных районах Великобритании.
Приватизация компании «Бритиш стил» показала, что этот процесс
имеет далеко идущие последствия, затрагивающие целые районы. Поэто-
му необходимы долгосрочное планирование и тщательная разработка про-
граммы реструктуризации. Один из важных уроков, который следует из-
влечь из реструктуризации и приватизации предприятий компании «Бри-
тиш стил», заключается в том, что задачу оказания помощи людям,
затронутым этими изменениями, нельзя целиком возлагать только на дан-
ную отрасль. Органы центрального и местного управления совместно с
представителями отрасли должны разработать комплексный подход к со-
зданию альтернативных возможностей занятости.
Опыт реструктуризации и приватизации компании «Бритиш стил» мо-
жет найти частичное применение в странах, находящихся на переходном
этапе, когда происходит перестройка не только черной металлургии, но и
одновременно всей экономики.
Германия. Ситуация в бывшей ГДР (Восточной Германии), которая
сейчас является частью одной из наиболее эффективно функционирую-
щих экономик, является специфическим случаем. В ГДР было учреждено
государственное агентство ТНА, которому была передана вся собственность
государственных предприятий. ТНА учреждено как независимый институт
в рамках государственного законодательства. Для выполнения своих задач
ему были предоставлены полномочия по продаже компаний своим и
иностранным инвесторам или приватизации предприятий через управле-
ние людьми, выкупающими предприятия. Свои решения ТНА основыва-
ло главным образом на результатах экономического анализа почти как
частная компания. Его деятельность контролировал Совет директоров,
который был подотчетен Исполнительному совету, состоящему из пред-
ставителей правительства и бизнеса. Правительство осуществляло свое
влияние на агентство через своих официальных представителей в Испол-
нительном совете и путем создания законодательной базы, в рамках ко-
торой ТНА развивало свою активность.
609
Начиная с конца 1990 и до середины 1993 гг. ТНА продало или зак-
рыло 13 тыс. предприятий и заключило более 40 тыс. контрактов. Глав-
ной его заботой было получить от покупателя обязательства относительно
гарантий по работе и инвестициям. Сообщалось, что в рамках этих кон-
трактов ТНА удалось получить обязательства по инвестициям в сумме до
179 млн. марок и обеспечить около 1,46 млн. рабочих мест путем полу-
чения гарантий по занятости. ТНА закончило свою деятельность в конце
1994 г. Одной из последних работ ТНА была приватизация крупнейшего
в ГДР металлургического комплекса EKO-Stahl в г. Айзенхюттенштадте.
ТНА закончило свою деятельность с огромным дефицитом. Этот дефицит
предусматривалось покрыть из федерального бюджета.
Основные показатели работы черной металлургии Восточной и Запад-
ной Германии за 1989 г. (перед воссоединением) представлены ниже:
Мощности по выплавке стали, млн.т/год
Производство жидкой стали, млн.т./год
Потребление стального проката на душу населения, кг
Доля в общем объеме,%:
листового проката
нержавеющей стали
ГДР ФРГ
8,9 47,1
7,8 41,1
345 485
50 67
5 21
Черная металлургия ГДР к 1989 г. имела ряд серьезных структурных
недостатков: 40% стали производили с использованием неэффективных,
экологически устаревших мартеновских печей; многие виды продукции не
соответствовали принятым в Западной Германии и ЕС стандартам; отрасль
утратила свои традиционные рынки сбыта в бывшем СССР и других
восточноевропейских странах; эффективность и производительность, как
и в других отраслях, были относительно низкими, большая численность
работающих не позволяла им конкурировать с западными компаниями.
В новых федеральных землях проводилась согласованная политика в це-
лях сохранения в ряде случаев даже нерентабельных производственных
предприятий для того, чтобы бывшая ГДР не превратилась в неиндустри-
альный регион в составе высокоразвитой в промышленном отношении
страны. Принятая концепция заключалась в поддержании так называемых
индустриальных центров, поощрения создания вокруг них других предпри-
ятий, сохранения по возможности всех бывших сталеплавильных заводов.
Черная металлургия в бывшей ГДР была сконцентрирована на трех
металлургических комбинатах. В целом на предприятиях черной металлур-
гии страны работало около 80 тыс. чел. После объединения Германии в
рамках первого шага на пути к приватизации комбинаты были преобра-
зованы в акционерные компании и компании с ограниченной ответствен-
ностью, а их многие непроизводственные единицы стали независимыми
610
ЭКОНОМИКА И УЦМШШ1Е
предприятиями. В результате в 1989 г. было создано 12 металлургических
компаний, на которых работало 67 тыс.чел.
В связи с неожиданным спадом спроса на продукцию черной метал-
лургии с 1990 г. и резким снижением производства стали (приблизитель-
но до 40% от объема, производившегося до объединения Германии) не-
избежным стало закрытие неконкурентоспособных предприятий. Этот про-
цесс затронул многие мартеновские производства.
Число занятых в черной металлургии объединенной Германии, вклю-
чая работников трубных и литейных предприятий, составило к началу 1996
г. около 120 тыс.чел. (непосредственно в сталеплавильном производстве
по классификации ЕОУС было занято 89 тыс.чел.). За 1991 — 1996 гг.
общее число работников черной металлургии Германии снизилось на 90
тыс.чел., в том числе на 60 тыс. — по классификации ЕОУС.
С учетом измененной структуры приватизированных предприятий и ут-
вержденных Европейской комиссией инвестиций, общая сумма которых
составляет около 2 млрд, марок, черная металлургия в новых землях по-
лучила хорошие шансы сохранить свое положение в рамках ЕС. За ис-
ключением завода «ЭКО Шталь АГ», на всех остальных металлургических
предприятиях Германии сталь будут выплавлять в электропечах. Действу-
ющие дуговые электропечи соответствуют требованиям международных
стандартов и оборудованы МНРС. Как ожидается, стальной лом будет по-
ставляться регионом. Запланированная модернизация станов горячей про-
катки в основном направлена на обновление и повышение эффективно-
сти систем автоматизации. Планируется строительство новых цехов в Ризе,
Фрейтале и Эйзенхюттенштадте. Если во Фрейтале планируется заменить
действующий прокатный стан, то строительство нового стана горячей
прокатки в Эйзенхюттенштадте впервые закроет технологический разрыв
между МНРС и станом холодной прокатки, что обеспечит непрерывность
производственного цикла.
Основная часть мощностей будет производить сортовой прокат, доля
которого составит около 60%. Такой относительно высокий процент обус-
ловлен структурой потребления в бывшей ГДР проката, пользующегося
высоким спросом в строительстве.
Италия. После Второй мировой войны развитие черной металлургии
Италии осуществлялось по следующей схеме: государственный сектор нес
ответственность за производство толстолистового и части сортового про-
ката из сталей углеродистых марок, а частный сектор — за производство
сталей специальных марок. В середине 50-х годов с целью индустриали-
зации аграрной южной части страны и исключения зависимости от им-
порта стали был построен новый государственный завод с полным цик-
лом производства в Таранто. В начале 90-х годов итальянская черная
611
ЛАВ/ 17
...................................:.........
металлургия являлась типичным примером распределения заводов практи-
чески поровну между государством (в основном на Юге) и частными
фирмами (в промышленно развитых северных районах Италии). При этом
государственная фирма «Ильва» была третьей в Европе по объемам про-
изводства плоского проката.
В эти же годы в структуре форм собственности в черной металлургии
Италии проявилась тенденция расширения частной собственности. Доля
частных компаний в общем объеме выплавки стали в 1993 г. достигла
64,6% (в 1985 г. она составляла 46,0%). Частные итальянские фирмы ди-
версифицировали свое производство и начали выпускать конкурентоспо-
собный плоский прокат и нержавеющую сталь. Фирма «Ильва» стала убы-
точной, в 1993 г. убытки достигли около 1,4 млрд. долл. Приватизация
стала единственной возможностью для решения проблем этой компании.
Структурная перестройка фирмы включала несколько последовательных
шагов в направлении приватизации.
Первый этап (1993 г.) заключался в выделении самостоятельной государ-
ственной компании, специализирующейся только на производстве плоского
проката, и передаче всех других подразделений фирмы в прямое подчине-
ние государственной холдинговой компании ПРИ. Около 1,65 млрд. долл,
долгов фирмы также переносились на последнюю. Этот план перестрой-
ки был более жестким, чем перестройка отрасли в 1988 г. с образованием
на базе фирмы «Финсидер» фирмы «Ильва», которой были переданы толь-
ко жизнеспособные производства подлежащей ликвидации «Финсидер». ЕС
потребовал снижения мощностей на 3 млн.т/год как основное условие
оказания государственной поддержки (около 5 млрд, долл.) фирме «Иль-
ва». Следующим шагом стало выделение двух основных производителей
плоского проката — заводов в Таранто и Нови Лигури — с долей частно-
го сектора 50%.
Заключительный шаг приватизации включал выделение двух компаний
для облегчения продажи: «Ильва Ламинати Пиани» с заводами в Таранто
и Нови Лигури и «Ассиан Спесиали Терни» с заводом в Терни, а также
ликвидацию оставшихся заводов.
Ключевой проблемой структурной перестройки государственной компа-
нии «Ильва» стала безработица в районе Таранто. Около 13,5 тыс.чел. по-
теряли работу, и правительство затратило на их переобучение и трудоус-
тройство около 1,08 млрд. долл. Основная часть программы приватизации
была завершена в июле 1994 г. после продажи завода специальных сталей
фирмы «Ассиан Спесиали Терни» германо-итальянскому консорциуму,
включающему германскую фирму «Крупп Хеш» и итальянские частные ком-
пании «Рива», «Агарини» и «Фалк». В конце 1994 г. была продана фирма
«Ильва Ламинати Пиани» — главный производитель плоского проката.
612
Франция. После Второй мировой войны во Франции были образованы
три новых группы металлургических предприятий: «Юзинор» (1945 г.),
«Сиделор» (1950 г.) и «Соллак» (1953 г.). С момента создания в 1951 г.
Европейского объединения угля и стали французская черная металлургия
столкнулась с сильной конкуренцией на международном рынке. Отрасль
остро нуждалась в значительной финансовой поддержке со стороны госу-
дарства, и в 1966 г. было подписано соглашение, регулирующее отноше-
ния между государством и предприятиями черной металлургии. Соглаше-
ние предусматривало изменение и рационализацию структуры отрасли,
закрытие устаревших предприятий с сокращением более 15 тыс. рабочих
мест и строительство новых заводов на побережье. В 1966 г. были созда-
ны две крупные корпорации: «Юзинор» и «Сасилор-Соллак», а также
начато строительство комбината в Дюнкерке.
С 1974 г. отрасль стала постоянно убыточной, отличалась избытком
мощностей и низкой производительностью труда. Начиная с 1977 г. было
разработано несколько планов структурной перестройки и модернизации
черной металлургии Франции, предусматривающих получение займов и
резкое сокращение числа рабочих мест (с 1977 по 1980 гт. — более 35 тыс.
чел.). Последние два десятиления отрасль непрерывно перестраивается, а
суммарная государственная помощь для вывода черной металлургии из
кризиса за этот период превысила 20 млрд. долл.
Этапы структурной перестройки группы включают: установление с 1979
г. финансового контроля в промышленности; национализацию практичес-
ки всех французских компаний черной металлургии в 1982 г. с объедине-
нием их в две крупные государственные компании: «Юзинор» и «Саси-
лор»; объединение в 1986 г. этих двух компаний (с целью исключения
внутренней конкуренции) в единую государственную компанию «Юзинор-
Сасилор», на долю которой приходится 95% всех сталеплавильных мощ-
ностей страны.
Группа «Юзинор-Сасилор» стала одной из крупнейших в мире, наибо-
лее конкурентоспособной из диверсифицированных компаний по произ-
водству черных металлов. В 1986 г. здесь было занято около 60 тыс. чел.
— во Франции, 21 — в Германии, 75 — в Италии, Испании, США.
В 1988 г. черная металлургия Франции впервые стала прибыльной
после 14 лет ежегодной убыточности (от 0,75 до 1,8 млрд. долл.). В пос-
ледующие три года группа «Юзинор-Сасилор» приносила чистую прибыль:
в 1988 г. 709 млн. долл., в 1989 г. 1,539 млрд, долл., в 1990 г. 560 млн.
долл. Однако в 1991 г. подобно всем металлургическим фирмам Западной
Европы группа опять стала убыточной (убыток 510 млн. долл.). Подобная
тенденция сохранилась и в последующие годы; убытки составили : 1992 г.
450, 1993 г. 970 млн. долл.
613
СТАТ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ... \/r '
Резкий спад в 1992—1993 гг. заставил группу продать ряд предприятий
с целью стабилизации финансового положения.
Сектор сортового проката, ядром которого является принесшая значитель-
ные убытки компания «Юниметал», в эти годы подвергся реорганизации в
наибольшей степени. В результате была закрыта компания SMN, продана
часть доли в секторе производства арматурной стали мелкосортного прока-
та, а также торгово-сервисный металлургический центр «Нозаль». Эта реор-
ганизация, приведшая к ликвидации сектора рядового сортового проката,
была дополнена изъятием капиталов из литейного сектора, продажей паке-
тов акций компаний «Джей энд Эл», «Южин» и Ричмонтской электростан-
ции. Реорганизация деятельности компании сопровождалась постоянным
сокращением персонала. В течение последних 20 лет численность рабочих
в компаниях, ныне входящих в группу «Юзинор-Сасилор», была сокраще-
на более чем в три раза — с 157 тыс. чел. в 1975 г. до 41 в 1993 г. Бла-
годаря финансовой поддержке в рамках помощи уволенным по сокраще-
нию рабочих мест социальные последствия реорганизации удалось сгладить.
В результате осуществления комплекса мер по перестройке компании
«Юзинор-Сасилор» были созданы предпосылки для приватизации, откры-
вающей широкие инвестиционные возможности для частных инвесторов.
Стратегия отказа от государственной помощи позволила компании значи-
тельно повысить производительность труда: с 11,10 чел.-ч/т стали в 1975 г.
до менее 3,0 в 1996 г.
В настоящее время группа «Юзинор-Сасилор» включает три отделения:
«Соллак», «Южин» и «Астер». Отделение по производству листового и
полосового проката «Соллак» — крупнейший производитель нелегирован-
ного листового проката — добилось наибольших успехов в группе. Два из
трех предприятий этого отделения, расположенные на побережье в горо-
дах Дюнкерке и Фосе, в основном заняты производством и обработкой
стального проката. Компания «Соллак» использует их в качестве базы для
разработки производства наукоемких продуктов. Отделение обладает вы-
сокой рентабельностью, что позволяет ему выдерживать периодические
спады и добиваться прекрасных результатов в период оживления спроса.
Отделение по производству листового проката из нержавеющей стали
«Южин», имеет хорошо налаженное производство во Франции и США.
Группе принадлежит лишь 59% ее капитала. Объединение с южноафри-
канской фирмой «Саманкор» и инвестиции в таиландскую фирму «Тай-
нох» укрепили положение этого отделения. Единственной серьезной угро-
зой на рынке для отделения в целом является промышленная группа
«Крупп-Хеш-Тиссен» (Германия).
Отделение по производству специальных сталей «Астер» менее перспек-
тивно. Оно отличается от отделений «Соллак» и «Южин» принципом орга-
614
низации и включает: завод «Аскометал», специализирующийся на произ-
водстве сортового проката из легированной стали, главным образом для
автомобилестроительной промышленности; предприятие «Крезо-Луар ин-
дустри», производящее толстые листы из специальных сталей; фирму
«ИМС», являющуюся дилером в области стальной металлопродукции, и
фирму «Юниметал», которая представляет интересы группы в литейном
производстве.
Значительные различия между представленными выше тремя отделени-
ями, неизбежно ведут к различиям в управлении каждым из них. Можно
ожидать, что компания «Юзинор-Сасилор» последует наблюдаемой в на-
стоящее время в черной металлургии ЕС тенденции к концентрации де-
ятельности на профилирующем направлении.
Швеция. В Швеции исторически с начала века большинство предпри-
ятий промышленности, работающих с такими основными национальными
ресурсами, как лес и полезные ископаемые, а также производящих чер-
ные металлы, были государственными.
После первого нефтяного кризиса 1974 г. черная металлургия Швеции
переживала застой, который в связи с полной ликвидацией шведского
кораблестроения, занимавшего второе место в мире и потреблявшего зна-
чительные объемы черных металлов, перешел в серьезный кризис. При
этом три крупнейших в стране металлургических завода — государствен-
ный в Лулеа и частные в Домнарвете и Окселесунде — стали убыточны-
ми. Развитию кризиса способствовали протекционистские меры по под-
держанию этих компаний. Эти проблемы привели к объединению трех
крупных сталеплавильных заводов с полным циклом. В 1978 г. была об-
разована новая компания «Свенект сталь АБ» (ССАБ), а в 1978—1982 гг.
проведена ее коренная реструктуризация. В результате структурной пере-
стройки значительно снизились производственные издержки благодаря
сокращению количества предприятий, выводу устаревших доменных печей
и прокатных станов, внедрению более эффективных технологий. За это
время мощности по выплавке снизились с 4 до 3 млн.т/год.
Основная концепция второго плана реструктуризации 1978 г. заключа-
лась в увеличении доли производства листового проката и концентрации
усилий на выплавке жидкой стали из железной руды. В результате этого
ассортимент продукции компании ССАБ претерпел изменения: в 1978 г.
она производила практически все виды углеродистой стали, листовой и
сортовой прокат, а в 1988 г. — лишь листовой прокат. В год создания
компании 50% ее активов принадлежали государству. С тех пор статус
собственности менялся несколько раз. В 1989 г., когда акции компании
были проданы ее работникам, населению и некоторым учреждениям, они
стали котироваться на фондовой бирже. С 1987 г. фирма стала прибыль-
615
ГЛАВА 17
ной, а в 1989 г. с прибылью в 250 млн. долл, она стала одной из самых
рентабельных металлургических компаний Европы.
В декабре 1991 г. парламент одобрил законопроект, предусматривающий
приватизацию 35 крупных государственных компаний, в том числе метал-
лургических. В 1992 г., правительство Швеции решило продать свою остав-
шуюся долю в ССАБ, оно владело 39,6% акций и 52,3% голосов, а на фирме
работало 10 тыс.чел. Другими крупными акционерами ССАБ были фирмы
«Скандия», «Васа» и СПП; шведские страховые компании. В течение двух-
недельного периода инвесторы могли купить финансовый пакет (или лот).
Как и компания ССАБ, другие металлургические предприятия Швеции
также пострадали от стагнации рынка, последовавшей за энергетическим
кризисом. В начале 80-х годов в Швеции было несколько производите-
лей сортового проката из рядовой стали (фирмы: «Смедьебакен», «Бокс-
холм», «Холмстад», «Кварнсхаммар», ‘Форсбака» и «Халлстахаммар»), Они
также прошли поэтапную реструктуризацию, в результате чего была обра-
зована единая компания «Фундия АБ», которая позднее сконцентрирова-
ла свое производство на заводах в Смедьебакене и Боксхольме. В 1991 г.
эта компания была куплена консорциумом финских и норвежских стале-
плавильных компаний, а с начала 1996 г. все акции компании «Фундия
АБ» принадлежат финской фирме «Раутаруукки».
По сравнению с другими странами (например, странами — членами
Европейского Союза) процесс реструктуризации и приватизации в Шве-
ции начался раньше, был более радикальным и позволил шведским ком-
паниям достичь и поддерживать более высокую степень использования
производственных мощностей, что является необходимым предварительным
условием обеспечения рентабельности производства. Следствием реструк-
туризации и приватизации явилось также резкое повышение конкурентос-
пособности, о чем наглядно свидетельствует анализ трех наиболее важных
показателей: фондоотдачи, энергопотребления и производительности тру-
да. Повышение фондоотдачи позволило производить в 1996 г. приблизи-
тельно тот же объем готового проката, что и в 1974 г., хотя выплавка
стали уменьшилась с 6,0 до 4,9 млн.т. С 1974 по 1996 гг. удельное энер-
гопотребление в черной металлургии снизилось на 40%. В то же время
вследствие роста производительности труда численность работающих в
отрасли сократилась с 52 тыс. чел. в 1974 до 21 в 1996 г., что соответ-
ствует повышению производительности труда на 5% в год. В качестве
примера повышения производительности труда можно отметить, что если
в 1978 г. компания ССАБ затрачивала на производство 1 т готового про-
ката 10,5 чел.-ч., то в 1996 г. этот показатель был на 4,0 чел.-ч ниже.
Помимо производственных затрат, важнейшее значение для повышения
рентабельности имеют специализация выпускаемой продукции и ориента-
616
ЭКОНОМИКА Ц УП^А^НИЕ
ция сбыта. Это объясняет, почему в период реструктуризации большин-
ство шведских компаний для усиления своих позиций стремилось найти
конкретные и долговременные рынки сбыта. Ключевыми аспектами для
компаний были концентрация потока продукции и сокращение ее номен-
клатуры, т. е. специализация на меньшем числе видов продукции.
В настоящее время темпы прироста капиталовложений в черной ме-
таллургии Швеции очень высоки. В конце 1995 г. фирма «Авеста Шеф-
филд» начала строительство нового цеха по производству заготовок из
нержавеющей стали. Объем капиталовложений составил около 600 млн.
швед, крон, которые предполагается использовать для строительства 75-т
электропечи и 85-т конвертера. За счет этого сталеплавильные мощности
фирмы увеличатся до 520 тыс.т/год.
В апреле 1995 г. был утвержден план расширения мощностей по про-
изводству толстого листа на заводе фирмы ССАБ. Планом предусмотрены
капиталовложения в сумме 1,65 млрд. швед, крон, которые будут направ-
лены на расширение производства толстого листа из закаленной стали.
План рассчитан на период до 1999 г.
Латинская Америка. Структурная перестройка и приватизация черной
металлургии стран Латинской Америки, где более 90% всего объема произ-
водства черных металлов в регионе приходится на четыре страны — Арген-
тину, Бразилию, Венесуэлу и Мексику, — особенно активно осуществля-
лись в начале 90-х годов. Кроме изменения структуры собственности в стра-
не, повышения эффективности производства и конкурентоспособности
продукции приватизация государственных металлургических предприятий по-
зволила этим странам решить проблемы экономического спада, стабилизи-
ровать экономические макропоказатели, успешно выйти на мировые рынки.
Еще до 90-х годов около 75% производства черных металлов в регионе
было сконцентрировано на государственных предприятиях, но к 1996 г.
эта доля снизилась до 8%. Динамика изменения структуры собственности
в черной металлургии этого региона с 1985 г. приведена ниже,%:
Страны 1985 г. 1989 г. 1990 г. 1992 г. 1993 г. 1994 г.
Аргентина 45,0 45,0 43,0 100,0 100,0 100,0
Бразилия 28,0 31,0 36,0 59,0 60,0 60,0
Венесуэла 5,0 5,0 5,0 5,0 5,0 5,0
Мексика 42,0 39,0 40,0 100,0 100,0 100,0
Чили 50,0 100,0 100,0 100,0 100,0 100,0
Итого по региону 24,0 25,0 27,0 76,0 92,0 92,0
Основным итогом приватизации большинства металлургических компа-
ний стало быстрое улучшение их производительных и экономических
показателей, успешный выход на международные рынки.
617
ЭКОЛОГИЧЕСКИ* И НСРГО-
ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОБЛЕМЫ
ЧЕРНОЙ И TAJ 1УРГИ
1. Черная металлургия кля истая-
№ загрязнения «яру» июж* дре-
ды
Л Лперго-жозюгтеская оменка же*
яшляур«и№в&№&я» г^оизведаапвл
3. Знер^жм&анн&жая
ewlcvw стали при максималь-
пом Ымртпе лопш
4. Энерго-жомгичссное кстество
ц^ншодспюа
Основой стратегии устойчивого развития любого государства является
переориентация производства на ресурсосберегающие технологии. Причем,
как показала международная экологическая конференция в Рио-де-Жаней-
ро, корень решения техногенной экологической проблемы не столько в
создании вспомогательной индустрии эффективных очистных аппаратов и
систем, сколько во внедрении новых технологий и структур производств,
обеспечивающих уменьшение потребления энергии и сырья при исполь-
зовании меньших площадей, и снижение выделений углеродсодержащих
(«парниковых»), токсичных и канцерогенных соединений.
Для металлургии, оказывающей значительное негативное влияние на
окружающую среду (ОС), характерны огромные объемы выбросов и сбро-
сов, разнообразие загрязняющих веществ, образование твердых отходов
геологического значения, большое потребление электроэнергии и топли-
ва. По объему вредных выбросов она ближе всего к электроэнергетике,
по количеству загрязняющих ОС ингредиентов и их агрессивности она не
уступает химической и нефтехимической промышленности.
Металлургия — один из крупных основных потребителей энергии, на-
прямую связанный с топливно-энергетическим комплексом (ТЭК) стра-
ны. В связи с этим проблемы ТЭК имеют самое непосредственное отно-
шение к металлургическому производству. Для ТЭК, как и для рудодобы-
вающей промышленности и других сырьевых отраслей, характерна
постоянно падающая эффективность инвестиций, обусловленная постоян-
ным ухудшением условий добычи сырья. Поэтому эффективность инвес-
тиций в энергосбережение, по крайней мере в течение нескольких деся-
тилетий, будет выше, чем в добычу природного газа, угля и других энер-
гоносителей. Металлургия же обладает одним из самых высоких
потенциалов энергосбережения — почти 40%. Снижение потребления про-
дукции ТЭК неизбежно ведет к уменьшению негативного воздействия на
ОС, так как добыча, транспортировка и переработка энергетического
сырья наиболее экологоемкий сектор промышленности.
Другая проблема российского ТЭК — начавшаяся в 80-х годах «газовая
пауза», связанная прежде всего с расширением применения природного газа
в электроэнергетике (до 62...64% в энергетическом балансе электростанций),
в ближайшие десятилетия закончится и наиболее вероятным доминирую-
щим естественным топливом на какой-то период будет уголь. Это приве-
дет к еще большему обострению и энергетических, и экологических про-
блем страны. В 1980—1990 гт. доля природного газа в балансе энергоноси-
телей России увеличилась вдвое, что, несмотря на рост энергопотребления,
привело за те же годы к снижению выбросов диоксида серы в Европейс-
кой части территории РФ на 2,5 млн. т, а удельные выбросы в энергетике
уменьшились с 12...16 до 7...10 г/кВт-ч, или на 1 т у.т. прямых затрат
первичного топлива — с 35...45 до 25...30 кг/т. В связи с завершением
«газовой паузы» доля природного газа в топливном балансе металлургии
РФ, видимо, стабилизируется на уровне 35...45%.
619
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ' J8
Динамика прогнозируемого мирового потребления первичной энергии
ископаемого топлива в целом такова, что можно ожидать спад добычи:
нефти — в начале, газа — в середине XXI в., угля — в середине следующего
века. Очевидно, на какой-то период каменный уголь станет главным иско-
паемым видом топлива. И это, конечно, повышает энергетический рейтинг
рудно-чугунного направления производства металла вплоть до середины
XXII в. В то же время, учитывая, что Россия обладает самыми мощными
запасами природного газа (около 40% от мировых), в XXI столетии его при-
менение в металлургии будет конкурировать с применением угля, особен-
но коксующегося, имеющего относительно ограниченное распространение.
В XXI в. предполагается интенсификация работ по различным видам
газификации и ожижения каменного угля непосредственно в местах его
добычи. С одной стороны, это повысит рентабельность работы шахт, уд-
линит срок их эксплуатации, с другой — даст дополнительный источник
газообразного и жидкого топлива.
Многие исследователи считают, что основными первичными энерго-
ресурсами в будущем станут прежде всего электроэнергия, вырабатывае-
мая на различного рода гелио-, гидро-, ветро-, термо- и, возможно, ядер-
ных установках, и биомасса с ее производными: биогаз (искусственный
природный газ), этанол, рапсовое масло и др. Электрические возобнов-
ляемые и нетрадиционные возобновляемые источники энергии постепен-
но заменят ТЭС, химические нетрадиционные возобновляемые источни-
ки энергии (прежде всего — биогаз) придут на смену ископаемым энер-
гоносителям в металлургические и другие технологии. По прогнозам, уже
в 2100 г. мировое потребление первичной энергии распределится следу-
ющим образом,%: электроэнергия 65, ископаемые энергоносители 35
(уголь 30, природный газ и нефть 5). В связи с этим временный «уголь-
ный приоритет» в энергоисточниках не может и не должен стать причи-
ной развития того или иного генерального направления в металлургии.
Скорее, уже сейчас, приоритет при прочих равных условиях должен быть
отдан электрическим и газовым технологиям.
Энергетический фактор приобретает все большее значение и в чисто
экологических вопросах. Научно-технический прогресс в перерабатываю-
щих отраслях промышленности теоретически может довести ее воздействие
на ОС почти до нулевого уровня. Но ни при каком уровне научно-тех-
нического прогресса нельзя уменьшить энергопотребление ниже опреде-
ленного значения, характерного для данного технологического процесса.
В таком гипотетическом случае воздействие на окружающую среду будет
отражаться в основном через добывающие предприятия, для которых ис-
ключить влияние на ОС даже теоретически невозможно. Таким образом,
можно считать, что чем больше энергопотребление при производстве про-
620
И ЭШ^ГО-ЭКО^иТ^Е^Е
дукции, тем менее эффективен процесс и по энергетическим, и по эко-
логическим показателям.
На возможность введения единого энергетического эквивалента природ-
ного богатства ОС и ее природных ресурсов впервые обратил внимание
еще в 1928 г. академик В. И. Вернадский. По общему признанию таким
эквивалентом может быть «работоспособная», «свободная» часть энергии
— эксергия. Эксергетические к.п.д. технологических и энергетических аг-
регатов значительно ниже тепловых его значений. Причем, если потенци-
ал энергосбережения для металлургии достигает 40%, то потенциал сбере-
жения эксергии весьма низок — не более 20%.
Эколого-эксергетическая оценка производства является наиболее уни-
версальной и объективной основой для ранжирования технологий по их
безотходности или влиянию на ОС. Однако и более простой энерго-эко-
логический анализ, особенно в условиях относительно низких показате-
лей энергосбережения в металлургии, позволяет достаточно адекватно ран-
жировать технологические процессы по их эффективности.
Для России с ее обширной территорией и суровыми климатическими
условиями энергетический фактор в оценке производства имеет особое
значение. Большие затраты энергии на компенсацию неблагоприятных
природных условий и транспорт ставят РФ в неравные конкурентные
условия с другими странами. В связи с этим для оценки качества новых
технологий большое значение имеют общенациональные составляющие
энергозатрат производства.
Очевидно, в современных условиях при оценке прогрессивности тех-
нологий различных производств энерго-экологический фактор становится
одним из ведущих, а в ряде случаев — определяющим. В связи с этим
можно говорить о новом для производства понятии — его энерго-эколо-
гическом качестве, определяемом количеством использованного основно-
го природного ресурса — энергии и экологической чистотой ее получения
и потребления.
Пока на Земле мы в основном используем «консервы солнечной энер-
гии», накопленные в течение миллионов лет в виде нефти, угля, газа и
друшх топливных энергоносителей. В целом запас этих «консервов» может
быть полностью исчерпан человеком в ближайшие 250 — 300 лет. Причем
затраты энергии — это не просто затраты уникального и очень ограничен-
ного природного ресурса, обеспечивающего переработку и круговорот дру-
гого ресурса (вещества), но и определяющего уровень воздействия на ОС.
В целом количество различного рода отходов во всех антропогенных про-
цессах и водопотребление пропорциональны затраченной энергии.
Современный принцип оценки энерго-экологического качества произ-
водства, одобренный комиссией ООН, включает расчет затрат энергии,
621
.....*
выбросов, сбросов и других отходов в цепи всего жизненного цикла со-
здаваемой продукции: добыча сырья, его подготовка, доставка, производ-
ство, реализация продукции, переработка или захоронение отходов. При
этом должны учитываться не только эксплуатационные, но и амортиза-
ционные энергозатраты и отходы.
Только при использовании этого принципа оценки энергетических зат-
рат и отходов можно получить результаты, в долгосрочной перспективе
не противоречащие основным экологическим законам природопользования:
1) закону снижения энергетической эффективности (закону убывающей
отдачи) природопользования;
2) закону неустранимое™ отходов и побочных воздействий производства;
3) закону постоянства количества отходов в технологических цепях
(последний созвучен со вторым).
Приведенные экологические законы убеждают в том, что ресурсосбе-
режение имеет предел при использовании традиционных технологических
решений и источников энергии. По истечении определенного интервала
времени (десятка, а то и сотни лет), в течение которого технологические
основы, применяемое сырье и источники энергии не претерпевают корен-
ных изменений, энергозатраты неуклонно начинают увеличиваться, а
удельный уровень отходов (на единицу энергии) квазистабилизируется на
каком-то относительно устойчивом значении.
Потенциал энергосбережения современных высокотемпературных процес-
сов (теплоэнергетики, металлургии и др.) может быть существенно повы-
шен путем создания энерго-металлургических территориальных комплексов,
включающих, с одной стороны, использование региональных топливных и
других ресурсов, с другой — использование сбросного низкопотенциального
тепла в гелиосистемах для производства биопродукции. К концу XXI в.
можно ожидать начала распространения различных гелиосистем, в том числе
с производством биопродукции. Например, распространение при металлур-
гических предприятиях, ТЭС многоярусных теплиц на сбросном тепле с
биоконверсией солнечной энергии, использованием микроводорослей (хло-
реллы, спирулины и др.) и метантенков позволяет одновременно произ-
водить биогаз (80% метана), товарный кислород и различные овощные
культуры. По натурным испытаниям МГУ с 1 га открытого водоема на
широте Ялты можно получить 130... 150 т у.т. в массе микроводорослей.
При круглогодичной эксплуатации гелиосистемы площадью 1 га на широ-
те Москвы может быть получено до 200 т у.т. биогаза, 340 тыс. м3 кисло-
рода и 20 т овощей (в сухой массе); а также усвоено 340 тыс. м3 углекис-
лого газа — главного «парникового» атмосферного компонента, ответствен-
ного за глобальное потепление на Земле. Основные проблемы создания
гелиосистем с производством биопродукции и использованием сбросного
622
..4'И>»"'ЧГ » j , . ДНИ «М ..1НЖВ ЛЧНИ} « ..П.пт.птп.п......--------I1W.I.W,,U..IUN|J.W>..»-—-...N.m^fjmiumnw.. . .....---—..
п W9 МЕТЩУРШИ
тепла: создание новых теплоизолирующих материалов с переменной про-
ницаемостью солнечного излучения (для летних и зимних условий), разра-
ботка новых систем тепличного хозяйства, позволяющих эксплуатировать
их в санитарных зонах предприятий (с подачей очищенного воздуха).
1. ЧЕРНАЯ МЕТАЛЛУРГИЯ КАК ИСТОЧНИК
ЗАГРЯЗНЕНИЯ ОКРУЖАЮЩЕЙ СРЕДЫ
Загрязнение атмосферы
С 1991 по 1997 гг. сохранялась тенденция к снижению антропо-
генного воздействия на окружающую среду [1]. В 1997 г. валовой выброс
вредных веществ в атмосферу в промышленности сократился в 1,8 раза,
в РФ от стационарных источников — в 1,65 раза, в черной металлургии
(ЧМ) — в 1,7 раза, в цветной (ЦМ) — 1,4 раза, в электроэнергетике (ЭЭ) —
в 1,7 раза, в химической и нефтехимической промышленности (ХиНХП) —
в 2,85 раза. Единственная причина снижения выбросов в эти годы — спад
производства, который даже несколько опережал снижение выброса вред-
ных веществ в атмосферу. Доля выбросов автотранспорта составила около
55% от промышленных.
В 1997 г. валовые выбросы вредных веществ от предприятий ЧМ до-
стигли 2379,5 тыс. т, что составляет около 15% от промышленного объе-
ма выбросов. За 90-е годы доля выбросов ЧМ от промышленных возрос-
ла примерно на 1%. На столько же возросла доля выбросов ЭЭ и соста-
вила 27,9%. Доля валовых выбросов ЦМ составила 22,8, ХиНХП 2,6%.
В промышленности в целом по массе доля выбросов CO,SO2, NOX и
дисперсных твердых частиц (тв.) составляет около 99,5% от всех выбро-
сов предприятий в атмосферу, в ЧМ и ЦМ 99%, в ХиНХП 51%. Доля
массы и ущерба по этим основным компонентам выбросов в некоторых
отраслях промышленности приведена ниже (в числителе — доля массы, в
знаменателе — доля ущерба, или приведенной массы, рассчитанной с
учетом значений показателей относительной агрессивности по рекомен-
дациям Временной типовой методики оценки экономического ущерба,
1983 г., 1986 г.),%:
Промышленность СО 28,2/2,0 S02 35,3/40,8 NO* 12,5/34,7 Тв. 23,1/22,5
ЭЭ 3,0/0,2 42,0/33,2 23,5/46,5 31,0/20,1
ЧМ 67,5/9,7 10,8/26,8 5,4/32,1 15,5/31,5
ЦМ 10,5/0,7 75,0/84,5 2,4/4,5 10,5/10,3
ХиНХП 28,0 16,3 6,8 —
623
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ' " \ ~ ~"' '' ~ Й
Видно, что по массе и агрессивности на долю газообразных выбросов
приходится 68...90%, максимальный ущерб ОС от выбросов промышлен-
ности в целом наносится SO2 (40,8%), электроэнергетики — NO* (46,5%),
черной металлургии — NO* и Тв.(32,1 и 31,5%), цветной металлургии —
SO2 (84,5%).
Распределение основных выбросов по видам металлургического произ-
водства приведено ниже, доля массы к итогу,%:
Агломерационное СО 75-80 so2 60-65 NO* 20-26 Тв. 30-35
Коксохимическое 7-8 1-2 8-9 2-3
Доменное 3-5 1-2 3-10 15-20
Сталеплавильное 5-6 0,1-0,2 5-7 15-25
Прокатное — 0,1-0,5 10-12 1-1,5
Огнеупорное и известковое 0,3-0,5 0,3-0,5 5-6 18-20
Энергетическое — 27-37 27-37 7-8
Следует отметить, что доля в экологическом ущербе от оксидов азота
постепенно увеличивается во всех развитых странах; возрастает она в Рос-
сии и в металлургии. В значительной степени это связано с теплотехничес-
ким совершенствованием использования топлива при его обычных методах
сжигания (увеличение температуры подогрева воздуха, улучшение смешения
газов). На комбинатах с традиционным двухстадийным получением стали
доля NO* в экологическом ущербе ОС достигает 42%, на ОАО ОЭМК 80%,
на предприятиях ОАО «Рудпром», ОАО «Ферросплав», ОАО «Росогнеупор»
18%, ОАО «Тулачермет» 27%, ОАО «Металлургический завод «Серп и мо-
лот», ОАО Косогорский металлургический завод, ОАО «Трубопром» 60%.
В настоящее время степень улавливания основных компонентов выбро-
сов в ЧМ составляет 85%, а коэффициент их обезвреживания и утилиза-
ции не превышает 65%. Оснащение основных металлургических агрегатов
пылеочистным оборудованием характеризуется следующими данными,%:
Коксовые печи:
загрузка шихты 100
выгрузка кокса 40
Агломерационные машины:
зоны спекания 100
зоны охлаждения 8
Доменные печи, загрузочные устройства 68
Литейные цехи:
неорганизованные выбросы 15
подбункерные помещения 57
624
ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ И ЭНЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОБЛЕМЫ МЕТАЛЛУРГИИ
Конвертеры:
технологические выбросы 100
аспирационные системы
неорганизованных выбросов 9
Электродуговые печи:
технологические выбросы 75
неорганизованные выбросы 9
Мартеновские печи:
технологические выбросы 40
неорганизованные выбросы 2
В металлургии нет практически оборудования для улавливания газооб-
разных выбросов. Частичное улавливание (до 20...25%) газообразных выб-
росов происходит лишь попутно с улавливанием пыли в получивших рас-
пространение аппаратах мокрой очистки.
По данным НПО «Энергосталь» удельные выбросы, усредненые по
переделам металлургической отрасли, по фактическим данным распре-
деляются следующим образом (в числителе — всего выбросов, в знаме-
нателе — твердых выбросов), кг/т продукции: коксохимическое произ-
водство 6,7/2,0; агломерационное производство 39,9/4,2; доменное про-
изводство 10,5/3,2; производство стали в целом 7,8/2,7; конвертерное
производство 4,9/1,2; электросталеплавильное производство 8,9/5,1; мар-
теновское производство 9,5/3,3; прокатное производство 2,2/0,2. Мини-
мально достижимый уровень выбросов предприятия с полным металлур-
гическим циклом, по данным НПО « Энергосталь», составляет 10,5 кг/т
стали ( 2,0 — твердые,8,5 — газообразные). Это в 5—6 раз меньше факти-
ческих значений удельных выбросов в металлургической отрасли РФ, но
почти на порядок хуже наилучших результатов, достигнутых, по данным
корпорации «Чермет» (работы И.В.Каленского), например на металлурги-
ческом предприятии «Фест Альпине Шталь» (Австрия, г. Линц), на пред-
приятии концерна «Тиссен Шталь АГ» (Германия, г. Дуйсбург).
Загрязнение атмосферного воздуха выбросами предприятий ЧМ с пре-
вышением норм наблюдается на расстоянии до 10... 15 км, что значитель-
но превосходит размеры санитарно-защитной зоны для крупных металлур-
гических предприятий (2 км). В городах, где размещены металлургичес-
кие предприятия, доля загрязнения атмосферы металлургическими
выбросами составляет: по пыли 65...95%, по оксидам азота 33...99%, по
сернистому ангидриду 55...95%, по оксиду углерода 60...98%.Превышение
ПДК в металлургических центрах достигает: Тв. 5—10 раз, оксиды азота
1,5—2 раза, сернистый ангидрид 2—3 раза, СО 2—5 раз.
Помимо основных компонентов выбросов металлургия является глав-
ным источником загрязняющих веществ: оксидов меди, хрома, никеля,
625
СТЛЛЬ ИЛ РУБЕЖЕ СТОЛЕ ТИЙ ...... ~ ....tjfyjU 13
кадмия, свинца, мышьяка, цианистого водорода, нафталина, серной кис-
лоты, фторидов. От металлургического производства в атмосферу посту-
пают неорганические и органические канцерогенные соединения: шести-
валентного хрома, мышьяка, никеля, полициклические ароматические уг-
леводороды (ПАУ). Из специфических вредных веществ металлургического
производства значительную долю составляют также сероводород, бензол,
аммиак и формальдегид.
Среднегодовые концентрации высокотоксичных соединений в воздуш-
ном бассейне городов с металлургическим производством превышают
ПДК. Например, в Нижнем Тагиле в последние пять лет концентрация
некоторых соединений в среднем составляла: бенз(а)пирена 7,8 ПДК,
формальдегида 4 ПДК, сероуглерода 2,6 ПДК, фенола 3 ПДК. К городам
с наибольшим загрязнением атмосферы металлургическими выбросами
можно также отнести Кемерово, Липецк, Новокузнецк, Магнитогорск,
Челябинск, Новотроицк и Череповец.
Лидером по многим специфическим вредным выбросам в металлургии
является коксохимическое производство. Так, на его долю по некоторым
компонентам приходится,%: H2S 40...50, S2C 100, NH3 95, С6Н5ОН 99,
С6Н6 100, CNH 99. В доменном производстве выбрасывается 30...45%
сероводорода, 5% аммиака, по 1% приходится на фенолы и цианистый
водород.
Наибольшее количество фтора и его соединений выделяется,%: в труб-
ном производстве 95, в метизном 3, в ферросплавном 0,9, электростале-
плавильном 0,1, прокатном 0,1. Выбросы кислот составляют,%: мартенов-
ское производство 20,прокатное 35, метизное 10, трубное 28.
Доля различных групп выбросов в экономическом ущербе ОС для ЧМ
России распределяется, примерно, следующим образом [2],%:
Неканцерогенная пыль, SO2, СО , NOX 75
С20Н12 и сажа, Cr(VI), Мп, С6Н5ОН 20
V2O5, F2 и его соединения, Ni, CNH, Pb, NH3 4
СлНда, S2C, As, H2S 0,7
Cl2, Hg, HCHO, ксилолы и др. 0,3
Доля в экономическом ущербе неканцерогенной пыли, SO2, СО и NO*
для других производств составляет, доли ед.: ЦМ 0,51, ЭЭ 0,96, ХиНХП
0,175, автотранспорт 0,5, коксохимическое 0,45, аглофабрики 0,55, домен-
ное, сталеплавильное и прокатное производство 0,83, угледобыча 0,67,
добыча нефти и газа 0,83, РФ в целом 0,67.
Для ряда цехов ЧМ характерно образование бенз(а)пирена (С20Н12) —
высокоактивного ПАУ. До 70% этого канцерогена выделяется в коксохи-
мическом производстве, 15...20% — в сталеплавильном, от 2 до 4% — в
626
ЖОЛОГИЧЕСКШ и Э1што-топ№<;т mg№№r,№3^faa
агломерационном, прокатном производствах и на ТЭЦ. Строгого учета
выбросов С20Н]2 на металлургических предприятиях не ведется. По оцен-
ке ОАО «Гипромез» на 1 млн.т производства стали в год выделяется около
150 кг бенз(а)пирена. По валу это составляет всего около 0,00025% от выб-
росов ЧМ, а по доле ущерба (или по приведенной массе) примерно 10%.
Очевидно, что такие специфические для металлургии вредные вещества,
как ПАУ, соединения шестивалентного хрома, никеля, кобальта, фтора и
другие в локальных зонах шлейфа их рассеяния загрязняют атмосферу не
меньше, а в ряде случаев и больше, чем традиционно нормируемые в
системах экологического мониторинга металлургического региона выбро-
сы СО, SO2, NOX и Тв. В технологических процессах металлургического
производства, осуществляемых в присутствии минеральных или органичес-
ких соединений хлора, неизбежно образование и чрезвычайно опасных
вредных веществ: полихлордибензодиоксинов (ПХДД), полихлордибензо-
фуранов (ПХДФ). Образование этих веществ изучалось (ФРГ) в процес-
сах подогрева металлического лома в специальных подогревателях и элек-
тропечах, при охлаждении запыленных газовых потоков. Отмечалось по-
явление ПХДД и ПХДФ как при недостатке кислорода в газе, так и при
его избытке; при наличии металлургической пыли, являющейся катализа-
тором в реакциях образования диоксинов, оптимальный температурный
интервал их образования — 200...450 °C. ПХДД и ПХДФ, как и ПАУ, ак-
тивно адсорбируются пылью. Содержание диоксинов в воздухе около аг-
ломерационных установок, электропечей, конвертеров и установок для по-
догрева лома составляло 3...35 нг/м3. Условная предельно допустимая кон-
центрация диоксинов в выбросах 0,1 нг/м3, т.е. в 30—350 раз ниже. ПДК
в атмосфере для 2, 3, 7, 8 — ПХДД 0,02...0,5 пг/м3.
Загрязнение воды
Среднегодовой сток рек России составляет 4262 км3, разведанные
запасы подземных вод 27 км3/год. Суммарный забор воды из природных
источников в 1993 г. составил 105,8 км3, из них промышленное водоснаб-
жение 46 км3 (44%), соответственно в 1997 г. — около 95 и 39,7 км3. В
промышленности потребность в воде на 22...23% удовлетворяется за счет
забора воды из природных источников, на 77...78% — за счет оборотного
и повторно-последовательного водоснабжения. Объем загрязненных сточ-
ных вод в РФ в 1991 г. составлял 28 км3, 1997 г. 23 км3, соответственно
объем промышленных сточных вод достигал 12,1 и 7,3 км3.
К основным предприятиям и хозяйствам, загрязняющим воду опасны-
ми веществами (нефтепродукты, фенолы, органические соединения, соеди-
нения металлов, аммонийный и нитратный азот), Госкомэкологии РФ
627
сТолгпй J ' 'гЛА&ь is
относит: черную и цветную металлургию, химическую и нефтехимическую,
нефтяную, газовую, целюллозно-бумажную промышленность, предприятия
сельского и коммунального хозяйства.
Водопотребление в ЧМ в 1993 г. составило 1,68 км3, в 1997 г. — 1,28
км3, водоотведение в эти же годы в поверхностные водоемы: 1,13 и 0,95
км3, объем загрязненных сточных вод 0,85 и 0,69 км3. В отрасли наибо-
лее высокий уровень оборотного и повторно-последовательного водоснаб-
жения (93...94%).
Предприятия металлургической отрасли значительно загрязняют повер-
хностные и подземные воды. Например, воды малых рек, находящихся в
зоне действия ОАО «Северсталь», сильно загрязнены ПАУ, нефтепродук-
тами (3...43 ПДК); в результате сброса сточных вод Первоуральского но-
вотрубного и Среднеуральского медеплавильного заводов в реке Чусовая
среднегодовая концентрация вредных веществ достигала: соединений меди
164 ПДК, марганца 39 ПДК, шестивалентного хрома 25 ПДК, цинка 13
ПДК. Еще больше загрязнена река Урал сбросами Орско-Халиловского
металлургического комбината (ОАО «НОСТА»), река Тагил загрязнена
настолько, что относится к рекам 7-го класса загрязнения — «чрезвычай-
но грязная».
К крупным очагам загрязнения подземных вод относятся металлурги-
ческие центры: Липецк, Череповец, Магнитогорск, Кемерово и др. На-
пример, загрязнения подземных вод Новолипецким металлургическим
комбинатом (1993 г.): роданидами — до 957 ПДК, цианидами 308 ПДК,
нефтепродуктами 80 ПДК, фенолами 50 ПДК.
Загрязнение почвы
Земельный фонд России составляет 1709,7 млн. га, в том числе
1100 млн. га (64,3%) находятся в зоне вечной мерзлоты; сельскохозяйствен-
ные угодья составляют 222 млн. га (13%), под строениями и сооружения-
ми занято 5,2 млн. га (0,3%); площадь эродированных почв 53,6 млн. га
(24,1% площади пашни). Общая площадь, занимаемая отвалами горных
пород, шлаков и шламохранилищами в металлургии, составляет около
0,1 млн. га. Площадь, загрязненная тяжелыми металлами и фтором, дос-
тигает 3,6 млн. га, площадь сильно загрязненных почв 0,73 млн. га.
Основные причины загрязнения почвы — выпадение загрязненных ат-
мосферных осадков и фильтрационное загрязнение. Хранилища металлур-
гических отходов являются крупными источниками фильтрационного заг-
рязнения вод. Использование металлургических и других отходов для из-
весткования, гипсования и удобрения почв приводит к токсическому
загрязнению их фтором, нитратами, хлоридами и металлами.
628
ЭКОЛОЦГ/Е кт "% ЭНЕРГО ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ проблемы металлургии
Металлургические комбинаты являются самыми мощными источника-
ми загрязнения почв как по интенсивности, так и по разнообразию заг-
рязняющих ингредиентов. Известно несколько десятков металлургических
центров, в почвенном покрове которых тяжелых металлов значительно
больше ПДК: Кемеровская область — свинец до 30 ПДК, Свердловская
область — свинец 5 ПДК, ртуть 7 ПДК и др. Почвы центров цветной и
черной металлургии сильно загрязнены фтором — до 150 ПДК.
Интенсивность выпадения металлов в районах расположения предпри-
ятий черной металлургии характеризуются следующими данными, (кг/км2
год): хром (в соединениях) — до 45, марганец 200, ванадий 250, кальций
60000, железо 20000, магний 6000. Скорость накопления металлов в по-
чве, определяемая временем удвоения их концентрации, около некоторых
металлургических центров составляет, лет:
РЬ Си Zn Ni Мп Со Cd Сг
Магнитогорск 46,0 0,1 1,7 0,6 81,0 9,5 — —
Новокузнецк 0,9 0,4 2,2 3.3 23,0 — 3,7 27,0
Особенно опасно накопление металлов в почве одновременно с повы-
шением ее кислотности, приводящей к их выщелачиванию и увеличению
химической активности. Такое сочетание факторов наряду с прямым воз-
действием атмосферных загрязнений часто является главной причиной
деградации лесных экосистем металлургических регионов.
Влияние загрязнения окружающей среды
на здоровье населения
Загрязнение ОС является одним из основных факторов (наряду с
социально-экономическими и медико-биологическими), влияющих на каче-
ство жизни и здоровье населения. Загрязнение атмосферного воздуха и воды
оказывает как прямое, так и косвенное влияние на состояние здоровья
людей. Косвенное влияние загрязнения воздуха выражается в накоплении
вредных веществ в растениях и животных, используемых в дальнейшем в
качестве пищевых продуктов. Например, в огородных культурах, выращен-
ных на землях, расположенных в зоне 2... 15 км вокруг ОАО «КМК», со-
держится: меди 2...15, цинка 30...185, свинца 10...15, кадмия 2...9 ПДК.
По данным государственных докладов о состоянии окружающей при-
родной среды в 1992—1997 гг. почти третья часть работающих на метал-
лургических предприятиях подвергаются воздействию вредных выбросов,
концентрация которых на рабочих местах, как правило, выше ПДК. Наи-
более загрязнен воздух рабочей зоны в коксохимическом, агломерацион-
ном, доменном и сталеплавильном производствах. Так, на некоторых ра-
629
СШЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ ' ' , ..; ЭД*
бочих местах коксовых батарей концентрация пыли составляет 25...50 ПДК.
Значительные превышения ПДК наблюдаются также на рабочих местах: в
подбункерных помещениях и литейных дворах доменных печей, в шихто-
вых отделениях сталеплавильных агрегатов, в миксерных отделениях, в
травильных цехах и на других участках, не оборудованных специальной
защитой, укрытиями и системами аспирации газов. Основные виды проф-
заболеваний металлургов — пневмокониозы и пылевой бронхит (до 40%).
В местах расположения металлургических предприятий доля заболеваний
населения, вызванных загрязнением ОС, по различным источникам состав-
ляет 10...40% от общего числа заболеваний, причем дети особенно воспри-
имчивы к загрязнению ОС. Болезни дыхательных путей от загрязнения воз-
духа составляют 30...80%, эндокринные заболевания, болезни нервной сис-
темы, злокачественные опухоли и заболевания крови от загрязнения воды —
до 40%. В металлургических регионах общее число заболеваний населения
в результате загрязнения ОС на 10... 12% выше, чем в среднем по стране.
В последнее время особую роль в заболеваемости населения отводят
питьевой воде. Источники питьевой воды металлургических регионов заг-
рязнены соединениями металлов, фторидами, цианидами, фенолами, неф-
тепродуктами, флотореагентами, взвешенными веществами, ПАУ и диокси-
нами. Увеличение загрязнения питьевой воды связано с малоэффективной
очисткой сточных вод, возрастанием поступлений загрязняющих веществ в
водоемы из атмосферы и фильтрационным загрязнением подземных вод.
Как уже отмечалось, все крупные металлургические центры (Череповец,
Липецк, Тула, Новокузнецк, Челябинск, Волгоград и др.) относятся к зо-
нам с максимальным загрязнением поверхностных и подземных вод. Обыч-
ные методы очистки не обеспечивают удаления из воды тяжелых металлов,
фенолов, пестицидов и ПАВ, слабо эффективны при очистке от нефтепро-
дуктов, соединений железа и марганца. Особую опасность представляет
наличие в воде растворимых высокомолекулярных углеводородов и ПАВ
(поверхностно-активных веществ, применяемых, например, при флотации),
способных образовывать чрезвычайно токсичные и канцерогенные комплек-
сы и ассоциативы с тяжелыми металлами, хлором и другими элементами.
Платежи за загрязнение окружающй среды
Налоги и платежи, связанные с охраной ОС и рационализацией
природопользования, во многих государствах начали играть существенную
роль в защите природы с 1960 г. С 1 января 1993 г. на территории РФ
действует постановление Правительства РФ № 632 от 28 августа 1992 г.
«Об утверждении Порядка определения платы и ее предельных размеров за
загрязнение окружающей природной среды, размещение отходов, другие
630
ПРОБЛЕМЫ Л^|^Й№г
виды вредного воздействия», которое является основным документом, на
основании которого взимается плата за загрязнение ОС и в металлургии.
Однако резкое отставание величины инденсакции платежей за загряз-
нение ОС от инфляции в стране в настоящее время привело к тому,
что эти платежи составляют всего 0,05...0,08% от себестоимости метал-
лургической продукции. В такой ситуации многие металлургические
предприятия предпочитают платить, а не заниматься охраной природ-
ной среды. Для исправления этого ненормального положения требуется
повышение размера платежей почти на два порядка от их существую-
щего значения.
Субъективность в определении размера платежей за загрязнение ОС
сказывается и на показателях их распределения по основным группам
платежей в металлургии: плата за загрязнение воздушного бассейна 10%,
плата за загрязнение водного бассейна 15%, плата за хранение отходов
75%. Такое распределение не соответствует действительному распределе-
нию уровней ущерба ОС. По всем показателям воздействия на ОС на
первом месте должна стоять плата за загрязнение атмосферы и сброс
воды — 90% (в соответствии с рекомендациями «Методики определения
предотвращенного экологического ущерба», утвержденной председателем
ГКРФ по охране ОС 30.11.99 г.).
Главные направления снижения вредного воздействия на
окружающую среду
Воздействие на ОС любого производства определяется массой и
токсичностью (канцерогенностью) его отходов: прямых, под которыми
обычно понимают бесполезно затраченные для человека природные ресур-
сы, и отложенных, или отходов потребления. Для природы все, что про-
изводит человек — и полезное для него, и бесполезное, — является отхо-
дами. Поэтому при решении вопроса о снижении воздействия производ-
ства на ОС необходимо иметь ввиду не только уменьшение прямых
отходов, но и снижение удельного потребления природных ресурсов и
опасности отходов.
Основные тенденции экономии природных ресурсов в производстве: 1)
применение экологически чистых, малоотходных технологий; 2) замкну-
тость и непрерывность технологий, максимальное вовлечение в производ-
ственный цикл отходов производства и отходов потребления.
Остановимся на наиболее опасных отходах, связанных с загрязнением
атмосферного воздуха, и проблемах решения вопроса загрязнения воды.
Отходы металлургического производства в атмосферу можно условно
разделить на три группы:
631
С^АЛЬ11А РУБЕЖВ СГОДЕПЙ ГЛАВА 18
I. Дисперсные (в основном твердофазные) выбросы.
II. Газообразные кислотообразующие выбросы.
III. Супертоксичные, канцерогенные и другие горючие выбросы.
Группа выбросов I. К этой группе относятся выбросы возгонного или
диспергационного происхождения. В высокотемпературных металлургичес-
ких процессах практически все выбросы так или иначе связаны с возго-
нами компонентов металлошихты и топлива, т.е. процессами испарения,
кипения или образованием новых летучих соединений. В процессе охлаж-
дения технологических газов, изменения их окислительного потенциала
возгоны конденсируются или переходят в твердофазные оксидные соеди-
нения. Разная температура кипения составляющих металлургической ших-
ты приводит к обогащению выбросов легкокипящими компонентами.
В составе металлургических шламов и пылей наблюдается повышение
концентрации (в порядке убывания) цинка, свинца, стронция, олова.
Например, содержание цинка в шламах доменных печей и конвертеров
превышает уровень концентрации в исходной шихте на несколько поряд-
ков и часто достигает 1...3% . Обычно в таких шламах одновременно на-
блюдается значительная концентрация свинца и щелочных металлов. В
современных металлургических процессах, по существу, происходит час-
тичная возгонная очистка металлошихты, без которой нельзя получить
качественной стали.
Использование шламов, обогащенных цинком, свинцом, щелочными и
другими металлами в процессе агломерации ограничено, так как приво-
дит к накоплению этих элементов в шихтовых материалах, изменению
параметров производства и снижению качества продукции. Переработка
таких шламов требует собственных технологий, например с применением
установок ПЖВ-Ромелт [3], с использованием вельц-процесса.
Таким образом, возгонка и улавливание примесей шихтовых материа-
лов является эколого-технологическим рафинировочным мероприятием,
преследующим прежде всего улучшение качества металла и защиту ОС.
Одновременно, используя собственную технологию по переработке шла-
мов , удается получить товарный шлам с содержанием в нем до 30...50
Zn%, представляющий ценность для цветной металлургии.
Дисперсная фаза, полученная из возгонов цветных металлов, характе-
ризуется малой величиной медианного размера частиц - порядка 0,1 мкм.
Средние размеры возгонных частиц оксидов железа сталеплавильных шла-
мов составляют 0,5... 1,0 мкм. Эффективное улавливание таких высокодис-
персных частиц требует обязательного применения очистных аппаратов
фильтрационного действия (обычно рукавных фильтров) или электрофиль-
тров. В аппаратах мокрой очистки высокодисперные составляющие цвет-
ных металлов практически не улавливаются.
632
ДОЛОГИЧЕСКИЕ И ЭИЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОБЛЕМЫ МЕТАЛЛУРГИИ
Образование железосодержащих возгонов, которые в основном образу-
гся в сталеплавильных процессах, в определенной степени поддается тех-
элогическому регулированию. В основе этого — снижение температуры
электрической дуге, в ядре кислородной зоны при продувке металла. Как
оказывает практика (применение постоянного тока в дуговых печах, из-
[енение конструкции кислородных фурм, донная продувка и пр.), техно-
огически можно в 3—7 раз уменьшить вынос пыли из сталеплавильных
ггрегатов.
Шламы и пыли диспергационного происхождения имеют относительно
грубодисперсный состав: размер частиц обычно >10 мкм. Для эффектив-
ного улавливания частиц таких размеров можно было бы использовать,
например, различные циклонные аппараты. Однако в связи с тем, что
выбросы обычно смешанного возгонно-диспергационного образования,
такие аппараты можно устанавливать лишь для грубой очистки газов от
металлургической пыли, а в качестве окончательной тонкой очистки сле-
дует использовать фильтрационные или электрические аппараты. По срав-
нению с распространенной в России мокрой очисткой с применением
различных скрубберов это наиболее экономичный и экологичный способ
очистки металлургических газов от пыли. Резкое различие дисперного
состава металлургических пылей позволяет использовать системы улавли-
вания пыли с сепарацией частиц, например возгонной пыли цветных
металлов от пыли черных металлов, что облегчает утилизацию частиц.
Группа выбросов II. К этой группе можно отнести наиболее распрост-
раненные в ЧМ выбросы — оксиды серы и азота, а также галогены.
Содержание оксидов серы и галогенов в газовой фазе в первую очередь
зависит от их концентрации в исходном сырье или топливе, во вторую —
от окислительно-восстановительного потенциала атмосферы, величины
диспергирования конденсированной фазы, основности шлака и темпера-
туры процесса. Наличие связанного азота в органической части топлива
также влияет на образование оксидов азота.
Распределение среднеотраслевых удельных выбросов оксидов серы и
азота по переделам, кг/т продукции (числитель — SO2, знаменатель —
NOX): агломерационное производство 5,0/0,6, доменное 0,35/0,1, производ-
ство стали 0,3/1,3 (мартеновское 0,4/1,9, конвертерное 0,3/0,4, электроста-
леплавильное 0,2/0,85), прокатное 0,3/0,3, коксохимическое 1,8/0,3.
Основные первичные и вторичные источники серы в металлургическом
производстве: металлошихта, уголь, кокс, коксовый и доменный газы,
доменный шлак. В коксе содержится преимущественно органическая сера,
значительно содержание в нем и сульфидной серы, в небольших количе-
ствах — сульфатная сера, и в очень малых — элементарная сера. С рудой
сера вносится в основном в виде пирита FeS, частично в виде сульфатов. В
21 — 1473
633
rJUBAIS
прямом коксовом газе основной источник серы — сероводород 5...20 г/м3,
в очищенном — до 20 мг/м3. Содержание сероводорода в доменном газе
может достигать 300 мг/м3. При сжигании доменного и коксового газов
практически вся сера сероводорода переходит в SO2, концентрация сер-
нистого ангидрида в продуктах горения этих топлив изменяется в преде-
лах 15...400 мг/м3.
Степень перехода серы в газовую фазу из шихтовых материалов зави-
сит от технологического процесса: при агломерации газифицируется до 98%
всей серы (сульфатной 40...70%), в доменном производстве 4...5% при
выплавке передельного чугуна (15.„20% — литейного, 40...45% — при вып-
лавке ферромарганца и ферросилиция), при грануляции доменных шлаков
10...20% (при мокрой переработке шлака образуется: сероводорода 500...600,
сернистого ангидрида 50... 150, серной кислоты 10...40 г/т шлака), на уста-
новках ПЖВ-Ромелт — около 50%, в конвертерном переделе 10... 15% (сера
в дисперсной и газовой фазах, в газообразном состоянии — до 1%).
Выход оксидов азота с технологическими газами и продуктами горе-
ния различных топлив определяется содержанием в газовой фазе кисло-
рода и максимальной температурой в зоне реакций. Определенное влия-
ние на процесс образования NO* может оказать содержание азота в орга-
нической массе твердого или жидкого топлива. Наиболее вероятная
концентрация NO* в продуктах горения за различными металлургически-
ми агрегатами 150...500 мг/м3, в некоторых случаях (мартеновские печи,
ДСП) она может достигать 2000...3500 мг/м3.
Существенно снизить выбросы оксидов серы в металлургическом про-
изводстве технологическими методами практически невозможно. Даже пе-
ревод серы в шлаки оказывает лишь временный эффект: при переработке
шлаков значительная часть серы переходит в газовую фазу. Основной путь
снижения выбросов SO2 на металлургическом производстве — это очистка
коксового, доменного и агломерационного газов. В настоящее время прак-
тически весь коксовый газ подвергается очистке, очистка агломерационно-
го газа есть только на двух комбинатах (ОАО ММК, ОАО КМК — изве-
стняковый метод). Необходим более жесткий стандарт на очистку коксо-
вого газа от сероводорода (не более 10 мг/м3). Возможно также
перераспределение топливного баланса с переводом прокатного производ-
ства и других относительно мелких топливопотребителей на природный газ
и направление всех искусственных газов на ТЭЦ или другим крупным
потребителям топлива, за которыми по новым экологическим требовани-
ям должны быть установлены современные сероочистные сооружения.
Из современных методов десульфурации продуктов горения можно от-
метить: полусухие методы фирмы «АББ Флект» (США), фирмы «Тампел-
ла Лифак» (Финляндия), мокрые методы различных фирм. Все перечис-
634
ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ И ЭНЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ тОЩМЫЛЙЕТ^Э^ГЙИ
ленные методы одновременно с удалением оксидов серы позволяют уда-
лить и другие кислые газообразные компоненты. В качестве абсорбента
наиболее часто используется известь с водой в распыленном состоянии,
реже — раствор карбамида (NH2)2CO, также в распыленном состоянии. В
первом случае наряду с SO2 в значительной степени улавливаются НС1 и
HF, в последнем случае одновременно с SO2 хорошо улавливается NO*.
Стоимость очистки газов от SO2 при начальной концентрации серни-
стого ангидрида в газах 1000...2000 мг/м3, коэффициенте очистки 88...89%
составляет 300...500 долл/т уловленного продукта. В качестве побочного
продукта образуется гипс (CaSO4 • 2Н2О). Суммарные инвестиции для элек-
тростанций составляют 550...600 долл/кВт, затраты на эксплуатацию 3
долл/МВт-ч. По данным РХТИ им. Д.И. Менделеева при использовании
карбамида степень очистки газов от SO2 и NO* мокрым способом дости-
гает 98...99%, побочный продукт — сульфат аммония [4].
В большинстве случаев эффективная система очистки от оксидов серы
включает, как минимум, три основных аппарата: электрофильтр, реактор-
абсорбер и электрофильтр или рукавный фильтр в качестве конечного
уловителя. В случае использования в качестве конечного аппарата рукав-
ного фильтра в системах полусухого улавливания диоксида серы с приме-
нением извести, известняка или гидроксида кальция слой осевшей на
ткани пыли увеличивает степень улавливания SO2 за счет адсорбционного
эффекта на ее поверхности.
Лишь в Японии нашли распространение крупные аппараты по очистке
отходящих газов от оксидов азота. В большинстве случаев они установлены
за энергетическими котлами. Используется главным образом каталитичес-
кий аммиачный метод. Однако отмечается при этом дополнительное заг-
рязнение продуктов горения N2O и остаточным NH3. Отмечается, что при-
менение аммиака связано с риском. Капитальные затраты на этот метод
очистки составляют 60... 130 долл/кВт мощности источника эмиссии NO*.
При нейтрализации оксидов азота могут быть использованы различные
заменители аммиака — аммонийные соединения, в частности карбамид,
однако и они не нашли широкого применения.
Технологические методы снижения выбросов оксидов азота постепен-
но становятся приоритетными в США, Западной Европе и в Японии. В
их основе — снижение максимальной температуры факела. Для металлур-
гических процессов наиболее перспективен метод постадийного сжигания
топлива. Его применение при факельном сжигании топлива в печах по-
зволяет снизить концентрацию NO* в несколько раз (до 100 мг/м3 —
предел, связанный с образованием «быстрых» NO*).
Очистка газов от галогенов не является в ЧМ проблемной задачей. Из
галогенов на первом месте — загрязнение фтором, основным источником
635
21*
которого является флюорит CaF2. Целесообразно просто отказаться от
применения такого материала в ЧМ.
Группа выбросов III. В эту группу можно включить: оксид углерода,
сажу, цианистый водород, аммиак, диоксины, ПАУ и другие углеводоро-
ды. Они очень разные по степени опасности, но их объединяет то, что
все они горючие. Для каждого из них в зависимости от температуры
можно подобрать тот или иной метод дожигания (каталитический или го-
могенный). Однако анализ известных данных показывает, что реально
можно рассчитывать только на высокотемпературные гомогенные методы
дожигания этих вредных выбросов. Основные условия этих методов: хо-
рошее смешение компонентов горения, содержание свободного кислорода
в зоне реакции 1...3%, минимальная температура при дожигании СО, NH3,
CNH составляет 850 °C, ПАУ и углеводородов 950 °C, сажи 1150 °C, ди-
оксинов 1450 °C. Для предотвращения вторичного образования диоксинов
в запыленных потоках необходимо их предварительное высокотемператур-
ное (выше 550 °C) обеспыливание и последующая закалка газов. В каче-
стве фильтровального материала в этом случае могут быть использованы
углеродные силицированные ткани и другие термостойкие материалы.
В ЧМ 10...30% выбросов являются неорганизованными, т.е. попадают
в атмосферу, минуя очистные устройства. Ликвидация такого вида выбро-
сов является не менее важной задачей, чем оснащение технологических
агрегатов высокоэффективными очистными системами. Основное направ-
ление подавления неорганизованных выбросов — укрытие металлургичес-
ких агрегатов и создание аспирационных систем для улавливания газов и
пыли, выделяемых вспомогательным оборудованием, при разливке метал-
ла, перегрузке сыпучих материалов, при прокатке и т.д.
Одновременно единственным и радикальным решением защиты водной
среды от металлургических сбросов является полное прекращение сброса
не только загрязненных, но и «очищенных» вод. С экологической точки
зрения термин «очищенная вода» на металлургическом предприятии мо-
жет применяться только в тех случаях, когда речь идет не о возможности
сброса ее в водоемы, а лишь о возможности использования в обороте без
ухудшения характеристик технологического процесса. Очевидно, решить
проблему загрязнения речной воды и водоемов металлургическими пред-
приятиями в конечном итоге можно только путем создания замкнутого
бессточного водоснабжения. Для ЧМ в целом — это пока проблема буду-
щего. К ее решению достаточно близко подошло лишь ОАО «Северсталь».
Основные показатели водопотребления и водоотведения в ЧМ РФ мож-
но характеризовать следующими данными. Удельное водопотребление свежей
воды на производственные нужды 7... 19 м3/т стали, сброс сточных вод 4...21
м3/т, объем оборотной и последовательно используемой воды 160...490 м3/т
636
mimm^
стали. Видно, что водопотребление и водоотведение на предприятиях с пол-
ным металлургическим циклом колеблется в весьма широких пределах. По
зарубежным данным (Германия), потребление на 1т стали свежей воды со-
ставляет всего 4,2 м3, сброс сточных вод 2,5 м3, объем оборотной воды
102 м3. Среднеотраслевой расход энергии на 1м3 оборотной воды 300 Вт-ч.
Основные условия снижения расхода свежей и сбросной воды: макси-
мальное вовлечение воды в оборотный цикл, очистка отработанной воды
до нужного качества, стабилизация химического состава воды, охлаждение
и снижение потерь воды, использование дождевых вод. Сложной задачей
при бессточном водоснабжении является стабилизация воды. С увеличе-
нием уровня оборотного водоснабжения качество воды без соответствую-
щей ее стабилизационной обработки ухудшается, в ней происходит накоп-
ление солей, которые становятся причиной образования твердых отложе-
ний в трубопроводах. Решение проблемы бессточного оборотного
водоснабжения предполагает не только очистку воды от различных приме-
сей и элементов, ее деминерализацию — обессоливание и стабилизацию
воды, но и термическую обработку осадка с получением продуктов, при-
годных для утилизации. Наиболее сложны для очистки маслоэмульсион-
ные сточные воды, отработанные травильные и обезжиривающие растворы
и другие промышленные стоки. Для них используют электродиализ, обрат-
ный осмос, электрофлотацию, ионный обмен, биологические методы.
В ряде случаев значительное снижение расхода воды можно обеспечить
при внедрении «маловодных» или «безводных» технологических процессов:
сухой очистки газов, полусухой или сухой грануляции шлака, водовоздуш-
ного охлаждения проката и элементов конструкций печей.
Для уменьшения загрязнения подземных вод необходима ликвидация
отвалов, реконструкция и герметизация шламохранилищ, организация со-
ответствующих могильников для захоронения металлургических отходов.
Пока наиболее трудно решается проблема ликвидации отвалов. Для ее
решения требуется в каждом конкретном случае не только серьезное тех-
нико-экономическое обоснование и экологическая экспертиза предлагае-
мых способов переработки, но и наличие соответствующих потребителей
шлаковых отходов. В последнее время из-за сокращения спроса снизилась
реализация щебня, гранулированного шлака, графитовой спели и другой
продукции переработки шлаковых отходов и уловленной пыли.
Таким образом, проблемы защиты ОС от воздействия металлургического
производства прежде всего связаны с перевооружением его технологических
процессов, переработкой отходов, ликвидацией неорганизованных выбросов,
применением современных очистных устройств и внедрением систем бессточ-
ного оборотного водоснабжения, рекультивацией отвалов и нарушенных зе-
мель, строительством современных могильников неутилизируемых отходов.
637
2. ЭНЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА
МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПРОИЗВОДСТВА
Рассмотрим последовательно энергетическую и экологическую
стороны оценки металлургического производства, выделив в ней общена-
циональные составляющие: транспортировку, производство электроэнергии
и добычу топлива.
Энергетическая оценка
При принятой постановке задачи целесообразно сгруппировать ос-
новные составляющие энергетической оценки по следующим направлениям:
1. Прямые затраты электроэнергии и топлива (за вычетом образовав-
шихся и в дальнейшем используемых ВЭР) в основной технологической
цепи основных цехов и производств продукции.
2. Косвенные затраты электроэнергии и топлива в отрасли или в тех-
нологически связанных друг с другом комбинированных производствах:
2.1. В смежных с основной технологической цепью цехах и производ-
ствах энергоносителей потенциальной энергии давления и тепловой энер-
гии газа или жидкости (сжатого газа, сжатых и разделенных на составля-
ющие воздуха, воды, пара и т.д.).
2.2. Скрытые в сырье и других используемых материалах, капитальных
сооружениях, оборудовании, инструменте, в переработке или захоронении
отходов.
3. Косвенные затраты электроэнергии и топлива в общенациональном
масштабе:
3.1. На транспортировку энергоносителей, сырья, продукции и отходов
(сюда же относят и транспортные отраслевые затраты энергии), на обору-
дование и капитальные сооружения транспортных систем;
3.2. На капитальные сооружения, оборудование и функционирование
топливно-энергетического комплекса (ТЭК). На потери при преобразова-
нии топливной энергии в электрическую (включая и на ТЭЦ отрасли).
3.3. На общенациональные и социальные составляющие отрасли.
Прямые затраты энергии
Черную металлургию России на 90% характеризует работа восьми
ОАО с традиционным двухстадийным производством стали: ОАО ММК,
ОАО НТМК, ОАО КМК, ОАО «НОСТА», ОАО «Северсталь», ОАО
НЛМК, ОАО «Запсиб», ОАО «МЕЧЕЛ». По данным корпорации «Чермет»,
в 1995 г. средневзвешенный по этим комбинатам среднегодовой интеграль-
ный прямой расход энергии (по фактическим данным цехов) на произ-
водство 1 т проката в основной технологической цепи составил:
638
ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ И ЭИЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОБЛЕМЫ МЕТАЛЛУРГИИ
Электроэнергия, кВт • ч/т 478
Топливо, кг у.т. 1078
Первичная энергия, кг у.т. 1245
Косвенные отраслевые затраты энергии
Всего расход скрытой энергии смежных цехов производств отрас-
ли составил: топлива 213 кг у.т./т, электроэнергии 185 кВт • ч/т. Общий
же расход косвенных затрат энергии при производстве проката в отрасли:
топлива 213 кг у.т./т, электроэнергии —364 кВт*ч/т.
При расчете расхода энергии, связанного с амортизацией капитальных
вложений, принимали: удельные капитальные вложения на 1 т вводимой
годовой мощности проката в отраслевом разрезе 470 долл/т (в народнохо-
зяйственном 520 долл/т), норма амортизации 7%, энергоемкость нацио-
нального дохода 4,5 кг у.т./долл. с долей электроэнергии 0,2.
Косвенный общенациональный расход энергии
1. Транспортные энергозатраты. Для обслуживания ЧМ в основ-
ном используют три вида транспортных систем: железнодорожную, трубо-
проводную и ЛЭП (линии электропередачи). Для нашей страны характер-
ны перемещения грузов и энергии на большие расстояния. Так, средняя
дальность перевозки некоторых грузов для металлургии по железной доро-
ге в 1997 г. составляла, км: руда железная 778, лом черных металлов 847,
заготовки стальные 2922 и т.д. По данным Комиссии Европейского Сооб-
щества (1993 г.) грузоперевозки железной руды и коксующихся углей в
расчете на 1 т чугуна характеризовались следующими данными, т • км: ОАО
«Северсталь» 5300, ОАО НЛМК 5200, ОАО ММК 4700, ОАО ЗСМК 3900.
Средняя транспортная нагрузка при перевозке металлургических грузов
по железной дороге для РФ может быть принята 4000 т*км, причем из
них 2500 — с электротягой, 1500 — с дизельной тягой. По нормативным
данным расход электроэнергии на тягу поездов (МИИТ, 1997 г.) с учетом
массы локомотива, вагонов, потерь в контактной сети и прогона порож-
няка затраты электроэнергии на перевозку полезного груза (нетто) состав-
ляют 25 Вт*ч/(т*км), дизельного топлива 15 г у.т./(т*км). Энергозатраты
на капитальные сооружения и оборудование железнодорожного транспор-
та определяли из расчета: удельные капиталовложения на 1 т*км 0,1 долл.,
энергоемкость национального дохода 4,5 кг у.т./долл. с долей электроэнер-
гии 0,2 , норма амортизации 3%.
В целом затраты энергии на железнодорожный транспорт в расчете на
одну тонну проката составили: электроэнергии 94 кВт-ч, топлива 65 кг
у.т., первичной энергии 98 кг у.т., доля амортизации 55%. С учетом по-
грузочно-разгрузочных работ и внутриотраслевого перемещения грузов
639
общие затраты энергии на транспортировку сыпучих и кусковых матери-
алов оцениваются в НО кг у.т./ т проката (электроэнергия 100 кВт-ч,
топливо 75 кг у.т.).
Прямые затраты энергии (амортизация капитальных сооружений и обо-
рудования учтена отдельно в показателях ТЭК) в трубопроводном транс-
порте в настоящее время составляют около 40 Вт • ч/(т у.т. • км), при пе-
редаче электроэнергии по ЛЭП 20 Вт • ч/(МВт • ч • км). Принимая среднее
расстояние трубопроводного транспорта для ЧМ 4500 км, а ЛЭП 1500 км
и учитывая, что общее потребление нефтегазового топлива, необходимого
для функционирования металлургической отрасли с учетом общенацио-
нальных затрат примерно равно 900 кг у.т./т проката, потребление элек-
троэнергии составляет 1530 кВт-ч/т проката (эти данные находятся как
сумма всех топливных и электроэнергетических затрат с учетом амортиза-
ции капитальных сооружений и оборудования в национальном масштабе
и энергобалансов в ЧМ и РФ в целом). В итоге потребление энергии при
трубопроводном транспорте газа и нефти составит 162 кВт-ч/т проката,
при передаче электроэнергии 46 кВт-ч/т проката, что в сумме примерно
равно 73 кг у.т./т проката.
2. Топливно-энергетический комплекс. Производство электроэнергии и до-
быча топлива сами по себе являются весьма значительными потребителя-
ми энергии. Их энергетическая эффективность характеризуется коэффи-
циентом энергоотдачи — отношением полученной энергии к полным энер-
гозатратам на создание и функционирование объекта выработки энергии
или добычи топлива [5].
С учетом динамики снижения коэффициентов энергоотдачи удельные
величины энергозатрат ТЭК в настоящее время могут быть приняты: элек-
троэнергетика (при термодинамическом к.п.д. преобразования энергии
100%) 77 г у.т.ДкВт • ч), нефтегазовая промышленность 140 кг у.т./т у.т.,
угольная промышленность 310 кг у.т./т у.т. В соответствии с энергобалан-
сом РФ доля электроэнергии во всех энергозатратах ТЭК составляет 0,2.
При суммарном потреблении на 1 т проката (с учетом затрат энергии
и в ТЭК) электроэнергии 1530 кВт • ч, газа и нефти 900 кг у.т., каменно-
го угля 1000 кг у.т. затраты энергии на создание и функционирование
ТЭК составят: топливо 443 кг у.т., электроэнергия 317 кВт-ч, первичная
энергия 554 кг у.т.
Основные источники электроэнергии: КЭС, ГЭС, АЭС и ТЭЦ. На
долю отраслевых ТЭЦ в среднем в ЧМ приходится около 20% электро-
энергии, хотя по комбинатам выработка электроэнергии ТЭЦ весьма раз-
лична, например на ОАО «Северсталь» доля собственной электроэнергии
составляет около 40%, на ОАО НЛМК 25%. Расход первичной энергии
на отраслевых ТЭЦ составляет, г у.т./(кВт • ч): 360...420, для ТЭС страны
640
320...330. Здесь для пересчета единиц электроэнергии в топливные едини-
цы принята средняя величина 350 г у.т./(кВт-ч). Электроэнергия ГЭС и
АЭС (ее около 30%) отдельно не учитывалась.
3. Общенациональные и социальные составляющие отрасли. Общенацио-
нальная часть металлургической отрасли в стоимостном выражении оце-
нивается в 50 долл, на 1 т годовой мощности прокатного производства.
По затрате энергии это соответствует примерно И кг у.т. и 8 кВт-ч элек-
троэнергии.
Производство проката на одного работающего в металлургии составля-
ет около 70 т/чел.-год, что соответствует 0,014 чел.-год/т проката. При
удельном расходе энергии 7000 кг у.т./чел. в год можно в первом при-
ближении оценить социальные энергозатраты, приходящиеся на 1 т про-
ката, 80 кг у.т. и 55 кВт-ч электроэнергии.
Общая энергетическая оценка
Интегральный расход энергии при производстве 1 т проката по
усредненным данным работы комбинатов ЧМ РФ в 1995 г. и результатам
экспертной оценки косвенных энергозатрат в отрасли и стране приведе-
ны в табл. 18.1.
Обращает внимание, что от суммы затрат электроэнергии ее прямые
затраты составляют всего около 31%. Из них на чисто технологические
затраты приходится и того меньше (15...25%). В то же время почти 41%
электроэнергии расходуется на транспорт и ТЭК.
С учетом амортизации капитальных сооружений трубопроводного транс-
порта и ЛЭП (она учтена в статье ТЭК) общие транспортные затраты
составляют около 10% первичной энергии, или 240 кг у.т.
Таблица 18.1. Расход энергии при производстве проката
Направление затрат энергии Электроэнергия Топливо Первичная энергия
кВт-ч % кг у.т. % кг у.т. %
Прямые 478 31,2 1078 56,7 1245 51,1
Косвенные отраслевые: потенциальная энергия давления 179 11,7 — 63 2,6
скрытая энергия 185 12,1 213 11,2 278 11,4
Косвенные национальные: транспортные 308 20,1 75 3,9 183 7,5
ТЭК 317 20,7 443 23,4 554 22,8
социально-отраслевые 63 4,2 91 4,8 113 4,6
Всего 1530 100,0 1900 100,0 2436 100,0
641
СГДЖ Z/4 РЛЖЕЖР СТОЛЕТИЙ . ............. ..... . ... . ........... ... ..... ТЛАВА 1?
------------------------------------------------------------------------------------------------------------- •
В ТЭК основная доля энергозатрат, связанных с металлургией, это
затраты в угольной промышленности — 56%. В сумме с транспортными
затратами затраты энергии в угольной промышленности составляют по-
чти 25% всех затрат первичной энергии, или половину от прямого по-
требления энергии в отросли.
Таким образом, из итогов энергетического анализа ЧМ РФ следует
вывод о специфике структуры энергопотребления и о большой доле не-
производительных для отрасли энергозатрат.
При сложившихся балансах потребления топлива баланс всех статей
энергозатрат первичного топлива для ЧМ РФ приведен ниже,%:
Природный газ Уголь Нефть
РФ в целом 52 20 28
Электроэнергетика 62 28 10
Прямой текущий баланс для ЧМ 32 68 —
Приведенный баланс для ЧМ 43 49 8
С учетом приведенных балансов потребление
1 т проката распределится следующим образом,
Природный газ
натурального топлива на
кг у.т.:
1047
Каменный (и бурый) уголь 1194
Нефть 195
Экологическая оценка
В металлургии большое самостоятельное значение в воздействии
на окружающую среду имеют выбросы. Данные о выбросах за 1995 г. при-
ведены в табл. 18.2.
Средневзвешенная натуральная масса выбросов вредных веществ на
комбинатах с двустадийным производством стали (без учета сомнительных,
по нашему мнению, данных ОАО НТМК и ОАО «МЕЧЕЛ») на 1 т у.т.,
израсходованного в отрасли, составляет 56 кг, с учетом затрат электро-
энергии 50 кг. Натуральная масса вредных выбросов на взаимосвязанных
с металлургией производствах и в стране в целом по данным Государ-
ственного комитета по охране ОС в 1995 г. составила, кг/т у.т.:
Электроэнергетика 24,5 Угольная промышленность 3,6*
Страна в целом 30,0 Нефтедобыча з,Г
Газовая промышленность 0,7* Нефтепереработка 3,5**
’Добытого.
Переработанного.
642
Таблица 18.2. Распределение выбросов по комбинатам ЧМ, кг
ОАО ММК ОАО НТМК ОАО КМК ОАО «НОСТА» ОАО «Северсталь» ОАО НЛМК ОАО «Запсиб» ОАО «МЕЧЕЛ» ОАО ОЭМК
39,1 23,5 На 52,2 1 т стали 40,9 (без Рудпрома и Росогнеупоров) 48,3 50,8 53,9 26,8 17,2
50,5 34,3 59,7 На 1 49,7 т стали в целом 58,8 62,6 65,7 35,1 28,5
56,9 42,9 75,5 На 1 65,1 т проката в 69,4 целом 68,0 75,8 44,6 30,4
45,7 28,9 На 65,9 1 т у.т. топлива, израсходованного в отрасли 48,3 59,4 57,5 63,2 37,6 —
Приведенная масса прямых удельных выбросов в основных производ-
ствах ЧМ по усредненным данным приведена ниже (в числителе - кг/т
продукции, в знаменателе — кг/т у.т.):
Коксохимическое 150/800
Агломерационное 700/4600
Доменное 120/170
Сталеплавильное 120/1100
Прокатное 120/580
Огнеупорное 200/800
По приведенным значениям удельных выбросов видно, что агломера-
ционное производство значительно превосходит все другие переделы в ЧМ.
Энерго-экологическая оценка
Удельные значения выбросов по переделам ЧМ сильно отлича-
ются. Видимо, это естественно для отдельных звеньев любой технологи-
ческой системы. Различия в значениях удельных выбросов на единицу из-
расходованной энергии по комбинатам менее значительны. Для металлур-
гии же в целом эта удельная величина выбросов (назовем ее, выражая
выбросы в приведенной массе, ущербоемкостью потребляемой энергии) от-
носительно стабильна и в определенном смысле является параметром ме-
таллургической системы, зависящим от уровня развития технологий и
источников энергии.
Сравним ущербоемкость потребляемой энергии в металлургии с этим
же параметром в тесно взаимодействующих с ней системах: электроэнер-
гетике и стране в целом. Интегральные показатели относительной агрес-
сивности (в скобках — опасности) и значения выбросов для этих энерго-
потребляющих систем приведены ниже:
643
Металлургия Электроэнергетика Россия
Интегральный показатель агрессивности ( опасности) 10,5 (10,3) 21,5(21,1) 18,5(16,8)
Выбросы, кг/т у.т. 50 24,5 30
Ущербоемкость, прив. кг/т у.т. 520(515) 527(517) 555(505)
Важно отметить, что значения ущербоемкости потребляемой энергии в
трех крупных системах: металлургии, электроэнергетике и в стране в це-
лом практически не различаются. Ущербоемкость потребляемой энергии
в этих системах для текущего этапа научно-технического развития РФ в
первом приближении может быть принята 525 прив. кг/т у.т. Учитывая
известную условность в определении показателей агрессивности и опас-
ности и реально достижимую точность информации по натуральной мас-
се выбросов, допущение о равнозначности ущербоемкости энергии в рас-
смотренных системах, по нашему мнению, вполне обоснованно.
Естественно, при таком подходе результаты энергетического анализа
металлургии в целом можно легко перевести в результаты экологической
нагрузки на ОС по различным направлениям затрат энергии, прив. кг/т
проката:
Прямые затраты
Косвенные затраты:
отраслевые
национальные
Всего
1,245 525 = 653,6
0,341 525 = 179,0
0,850 525 = 446,2
1278,8
Конечно, при анализе отдельных металлургических технологий и даже
комбинатов подобными обобщениями в значении ущербоемкости энергии
удастся воспользоваться только дифференцировано: прямые приведенные
выбросы определяются по конкретным данным, косвенные — с использо-
ванием единых или раздельных значений ущербоемкости энергии, потреб-
ляемой в электроэнергетике или в стране на нужды металлургического
производства.
По отдельным энергоносителям ущербоемкость на стадии их преобра-
зования или добычи в расчете на производство 1 т проката характеризу-
ется следующим образом, прив. кг:
Преобразование топлива в электроэнергию 282
Добыча топлива:
природный газ 5
уголь 45
нефть 3
644
Добыча угля по воздействию на ОС составляет 16% от ущерба, нано-
симого ОС при выработке электроэнергии.
Ущербоемкость потребляемой энергии в значительной степени зависит от
очистки газов, хотя известно, что ее возможности в защите ОС ограничены.
Для оценки эффективности защиты природы путем очистки газов восполь-
зуемся обобщенным значением ущербоемкости потребляемой энергии.
Из простых арифметических преобразований следует, что при ущербо-
емкости потребляемой энергии 525 прив. кг/т у.т. очистка газов даст
положительный общенациональный эффект защиты ОС, если концентра-
ция вредного вещества на входе в аппарат или систему очистки:
С > 0,2 aW/x\A,
где С — концентрация вредного вещества, г/м3; W — затраты энергии на
перемещение газов в системе очистки, Вт* ч/м3; а — коэффициент амор-
тизационных и побочных энергозатрат; т] — коэффициент очистки; А —
показатель относительной агрессивности вредного вещества.
Для примера рассмотрим два случая очистки газов от сталеплавильной
пыли: с использованием труб Вентури и электрофильтра. В первом случае
затраты энергии по фактическим данным на 1 м3 газа распределились
следующим образом, Вт-ч: привод дымососа 4,2, оборотный цикл водо-
снабжения 0,35, обезвоживание шлама 0,15, привод вентилятора для по-
дачи воздуха к топке подогрева газов после их мокрой очистки — 0,07,
сжигание природного газа в топке подогрева 5,5 (по электроэнергии),
амортизация капитальных сооружений 0,3. Всего затраты энергии на очи-
стку газов в трубах Вентури составляют 10,57 Вт • ч/м3 (или W = 4,2;
а = 2,5). Аналогично для электрофильтра: привод дымососа 0,8, работа
электрофильтра 0,4, амортизация капитальных сооружений 0,42; всего для
электрофильтра 1,62 Вт-ч/м3 (или W = 0,8; а = 2). Принимая в обоих
случаях А = 20, получим: для труб Вентури при т] = 0,8, С = 0,132 г/м3,
для электрофильтра при т] = 0,95 концентрация пыли С = 0,017 г/м3.
Аналогичный расчет для рукавного фильтра дает С = 0,015 г/м3.
Приведенные данные показывают, что очистка газов для относительно
«грязного» современного металлургического производства является необхо-
димой и обоснованной мерой защиты ОС. Однако с уменьшением концен-
трации вредных веществ в отходящих газах эффект очистки газов в защите
природы может оказаться даже отрицательным (при G4 < 20 прив. г/м3).
Таким образом, расход первичной энергии и приведенные массы вред-
ных выбросов для действующего металлургического производства стального
проката в России распределяются следующим образом,%: прямые 51, кос-
венные отраслевые 14, косвенные общенациональные 35. Общий расход
первичной энергии на 1 т проката 2400...2450 кг у.т., в том числе расход
645
' ЖШ is
..л г^;;::;, -^„^..л.,,.^, ,^..^ .- и.^.-.....-. .ч- , и,;,:,^. - —• ^.:... .Л*—.—_L
электроэнергии 1530 кВт-ч. Только 55% электроэнергии расходуется в
отрасли, на транспортировку материалов и энергоносителей 20%. В ТЭК
основная доля энергозатрат и выбросов, связанных с металлургией, при-
ходится на угольную промышленность (56%). При оценке перспектив
новых альтернативных металлургических процессов и решений должны
быть учтены как отраслевые, так и общенациональные результаты энер-
го-экологического анализа. Общенациональные показатели более чем на
треть определяют энерго-экологическое качество металлургического про-
изводства. Очистка газов в металлургии РФ при соответствующем реше-
нии аспирации неорганизованных выбросов, выборе очистных устройств
и эффективной их эксплуатации на данном этапе является важнейшей
мерой защиты ОС.
3. ЭНЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ПРОИЗВОДСТВА
СТАЛИ ПРИ МАКСИМАЛЬНОМ ОБОРОТЕ ЛОМА
В настоящее время прогнозируется развитие металлургии в трех
направлениях переработки минерального сырья: с использованием домен-
ных печей, установок ПЖВ-Ромелт и процессов получения губчатого
железа. В связи с этим рассмотрим производство стали с использованием
лома в трех соответствующих системах, которые, по нашим представле-
ниям, могут оказаться конкурентами в наступающем веке:
I. Металлургическая традиционная система выплавки стали с примене-
нием доменных печей, конвертеров и ДСП.
II. Металлургическая система производства стали с использованием
установок ПЖВ-Ромелт, конвертеров и ДСП.
III. Металлургическая система получения стали с использованием про-
цесса «Мидрекс» и ДСП.
Все варианты рассмотрены при максимально возможном обороте лома
черных металлов (ЛЧМ). Во всех трех случаях долю выплавки стали из
минерального сырья приняли 33%, из ЛЧМ 67%. Способы подготовки
лома и распределения его по источникам образования также приняты
одинаковыми. С учетом прогнозов распределения лома по источникам об-
разования принято: оборотный лом 25%, лом металлообработки 10%, амор-
тизационный лом 65%. Энерго-экологические характеристики систем ус-
ловно разделили на три подсистемы: переработки минерального сырья,
выплавки стали и подготовки ЛЧМ.
Для проведения энерго-экологических оценок получения стали в ука-
заных металлургических системах были приняты исходные показатели,
приведенные в табл. 18.3.
646
Таблица 18.3. Исходные данные для расчета
Производство Расход первичной энергии, кг у.т./т Доля электроэнергии, % Приведенная масса выбросов, прив. кг/т:
в производстве при выработке электроэнергии
Доменное 900 15 470 71
ПЖВ-Ромелт 800 15 200 63
Мидрекс 820 15 170 64
Конвертерное 50 60 25 16
Электропечное 260 85 70 115
Средневзвешенные отраслевые энерго-экологические показатели оборот-
ного производственного лома без учета его подготовки к плавке: расход
первичной энергии 1280 кг у.т./т, в том числе расход электроэнергии
660 кВт-ч/т (18% по первичной энергии), приведенная масса выбросов в
технологическом производстве 670 прив.кг/т, при выработке электроэнер-
гии 120 прив. кг/т.
Прогнозируемая энергоемкость используемого в ЧМ РФ лома, подго-
товленного к плавке:
Электроэнергия, кВт-ч/т
Топливо, кг у.т. / т
Первичная энергия
219,1
275,4
352,1
В расчетах учтена энергоемкость оборотного лома и энергозатраты
подготовки всех видов лома к плавке.
Масса вредных выбросов, образующихся при сборе, транспортировке и
подготовке лома к плавке, оценивается в 1,0 кг/т лома. Основной состав
вредных выбросов,%: пыль 70, СО 14, NOX 12, SO2 1,5, углеводороды 2,5.
Интегральный показатель агрессивности по первым четырем компонентам
составляет 17,2 прив.кг/кг выбросов, с учетом других (специфических)
компонентов в целом он оценивается в 18...20 прив.кг/кг выбросов.
Ущербоемкость потребляемой энергии при подготовке ЛЧМ к плавке
с учетом транспортных и других затрат энергии в среднем оценивается
около 700 прив.кг/т у.т. Средневзвешенные энергозатраты на подготовку
1 т лома различных источников образования составляют 32,1 кг у.т.
Данные энерго-экологической сравнительной оценки в альтернативных
способах производства стали при использовании приведенных выше ис-
ходных показателей приведены в табл. 18.4 и 18.5.
Приведенные в табл. 18.4 значения энергоемкостей, например, для
системы I и исходных данных, указанных в настоящей главе, получены
следующим образом:
647
Таблица 18.4. Отраслевые энергетические показатели выплавки стали в сравниваемых
системах
Система, тип пла- вильного агрегата Энерго- затраты при плавке, т у.т./т Состав и энергоемкость металлошихты Доля в системе, % Средняя энерго- емкость, т у.т./т
компо- ненты шихты масса, т/т удельная энерго- емкость, т у.т./т энерго- емкость, т у.т./т
I Конвертер 0,05 Чугун 0,854 0,9 0,768 44 0,416
ЛЧМ 0,284 0,352 0,1 — —
Флюс 0,1 0,3 0,03 — —
ДСП 0,26 ЛЧМ 1,15 0,352 0,405 56 0,406
Флюс 0,2 0,3 0,06 — —
Итого - - — — — 0,822
II Конвертер 0,05 Чугун 0,854 0,8 0,683 44 0,380
ЛЧМ 0,284 0,352 0,1 — —
Флюс 0,1 0,3 0,03 — —
ДСП 0,26 ЛЧМ 1,15 0,352 0,405 56 0,406
Флюс 0,2 о,з 0,06 — —
Итого - — — — — — 0,786
III
ДСП 0,26 Окатыши 0,38 0,82 0,311 100 0,887
ЛМЧ 0,77 0,352 0,271 — —
Флюс 0,15 о,з 0,045 — —
Итого — — - — — — 0,887
Конвертер:
ДСП:
Итого:
(0,854-0,9 + 0,284-0,352 + 0,03 + 0,05)-0,44 = 0,416;
(1,15-0,352 + 0,06 +0,26)-0,56 = 0,406;
0,416 + 0,406 = 0,822 т у.т./т стали.
Аналогично для табл. 18.5 приведенная масса выбросов для системы I:
Конвертер: [(470+71) • 0,854+700 • 0,0321 • 0,284+(670+120) • 0,284 • 0,25+41] • 0,44=248,8;
ДСП:[(670+120) • 1,15 • 0,25+700 • 0,0321 • 1,15+185] • 0,56 = 273,26;
Итого: 248,8 + 273,26 = 522,1 прив.кг/т стали.
Необходимо отметить, что несмотря на сделанный определенный про-
гноз в развитии металлургии, принятые в расчетах исходные энерго-эко-
логические характеристики отражают фактическое среднестатистическое
состояние металлургического производства в РФ. По ряду показателей они
648
Таблица 18.5. Отраслевые экологические показатели выплавки стали в сравниваемых
системах
Система, тип плавильного агрегата прив. кг/т Выбросы при плавке, прив. кг/т Выбросы при подготовке шихты, прив. кг/т Всего выбросов, прив. кг/т Доля в системе, % Приведенная масса выбросов, прив. кг/т
I Конвертер 41 524,5 565,5 44 248,8
ДСП 185 303 488 56 273,3
Итого — - — — 522,1
II Конвертер 41 287 328 44 144,3
ДСП 185 303 488 56 273,3
Итого - — - — 417,6
III ДСП 185 258,3 443,3 100 443,3
могут быть улучшены при внедрении известных новых технологических ре-
шений. Увеличение применения лома, в свою очередь, вносит дополни-
тельные изменения в технологию плавки стали, обусловленные корректи-
ровкой состава шлака и его количества. Использование загрязненного лома
(это относится прежде всего к амортизационному) связано с соответству-
ющим увеличением энергетических расходов, увеличением продолжитель-
ности плавки в связи с выходом большего количества шлака, возрастани-
ем потерь железа. Затрудняет выплавку стали и непостоянство состава лома.
С увеличением использования амортизационного лома обостряются и
проблемы защиты окружающей среды от галогеноводородов, диоксинов,
фуранов, серы, фосфора, свинца и других вредных веществ. Очевидна
необходимость применения новых способов и средств подготовки и очи-
стки лома, возможно включающих криогенное дробление и сепарацию
лома в тяжелых суспензиях и другие новые и все более эффективные
технологии защиты природы.
Энергозатраты на решение новых прогнозируемых проблем оцениваются
в 20...50 кг у.т./т, приведенные выбросы 15...40 прив.кг/т.
Из данных табл. 18.4 и 18.5 следует, что лучшие показатели достига-
ются при выплавке стали в системе с применением установок ПЖВ-Ро-
мелт. В последнее десятилетие такой вывод стал уже традиционным.
Причем в рассматриваемых результатах расчетов не были учтены соответ-
ствующие изменения в энерго-экологических показателях ЛЧМ каждой
системы, не учитывалась скрытая энергия и выбросы от амортизации
649
a
капитальных сооружений и оборудования, что дополнительно усилило бы
II направление. Однако в целом преимущество системы с использовани-
ем установок ПЖВ-Ромелт перед другими системами не столь высоко,
чтобы сделать однозначный вывод в пользу развития металлургии только
с ее применением. Так, смена обычных ДСП на шахтные [6] практичес-
ки сравнивает показатели выплавки стали во II и III системах. В свою
очередь, замена процесса «Мидрекс» на процесс кислородной конверсии
природного газа также может привести к улучшению энергетических и
экологических показателей III системы. Есть резервы и в улучшении по-
казателей системы I, связанные прежде всего с введением новых техно-
логий коксования и агломерации.
Значительные коррективы в характеристики выплавки стали по различ-
ным технологиям вносит учет общенациональных топливно-энергетичес-
ких затрат. Как было показано выше, они более чем на треть определяют
энерго-экологическое качество металлургического производства. При уче-
те общенациональных показателей заметно увеличиваются преимущества
III системы производства стали, в основе которой применение газообраз-
ного топлива. С уменьшением расхода покупного лома показатели каж-
дой из приведенных систем производства стали ухудшаются.
Таким образом, можно ожидать, что системы производства стали с
применением процесса ПЖВ-Ромелт и газовосстановительных процессов
будут развиваться, ограничивая производство стали с применением тради-
ционных доменных технологий. Однако, учитывая точность возможных в
настоящее время энерго-экологических оценок различных технологических
направлений и относительно небольшие энерго-экологические их разли-
чия, может оказаться, что на развитие этих систем главное влияние ока-
жет не столько энерго-экологическое качество технологий, сколько нали-
чие доступного для добычи топлива или других энергоносителей.
Для каждой из этих систем применение новейших технологий перера-
ботки ЛЧМ, особенно для обычно загрязненного амортизационного лома,
доля которого в общем балансе металла непрерывно увеличивается, будет
иметь важнейшее значение в качестве ее энерго-экологических показателей.
Производство стали, конечно, не укладывается в рассмотренные схе-
мы. Предполагаемое развитие мини- и микрометаллургических заводов, для
которых лом потребления является основным сырьевым материалом,
уменьшит поступление лома на традиционные металлургические предпри-
ятия. Однако существование подобных производств возможно только на-
ряду с предприятиями, использующими рудное сырье.
При выплавке стали в рассмотренных выше системах без применения
ЛЧМ, при прочих равных исходных данных, энергоемкость (числитель, т
у.т.) и приведенная масса выбросов (знаменатель, прив.кг) составят: I (без
650
ДСП) 1,07/636,1, II (без ДСП) 0,96/330,3, III 1,248/454,1. Видно, что при
нулевом использовании лома отраслевые энерго-экологические показате-
ли, особенно по приведенной массе выбросов, изменились в пользу сис-
темы производства стали с процессом ПЖВ-Ромелт. Причем выбросы
вредных веществ в этой системе даже уменьшились. Такой гипотетичес-
кий случай, при котором применение средневзвешенного лома из различ-
ных источников образования становится невыгодным, объясняется высо-
ким значением энерго -и ущербоемкости оборотного лома. С уменьшени-
ем образования оборотного лома энерго-экологическая эффективность
применения средневзвешенного лома во всех системах производства ста-
ли повышается. При этом необходимо отметить, что речь идет не об
уменьшении вовлечения лома любых источников образования в рециклинг
металла, а об уменьшении образования оборотного лома, т.е. совершен-
ствовании металлургического производства.
Таким образом, при рассмотрении использования ЛЧМ в сбалансиро-
ванных металлургических системах при максимально возможном его обо-
роте различия в энерго-экологических показателях в прогнозируемых на-
правлениях развития металлургии сглаживаются и находятся в пределах,
компенсируемых технологическими мероприятиями. Есть все основания
предполагать, что наибольшее влияние на стратегию развития металлур-
гии в рамках рассмотренных технологических процессов будет оказывать
энергетическая база страны, так как по энерго-экологическим показате-
лям они мало различаются.
4. ЭНЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКОЕ КАЧЕСТВО ПРОИЗВОДСТВА
Как философская категория понятие «энерго-экологическое каче-
ство производства» должно отражать его существенную определенность,
благодаря которой оно является именно этим, а не иным объектом — про-
изводством. В этом смысле можно говорить об энерго-экологическом ка-
честве конкретных производств, например, доменном, сталеплавильном и
др. в ряду аналогичных технологических процессов. Это как бы качество
металлургического производства на уровне конкретного передела — цеха
или агрегата по выпуску данного профиля продукции. Естественно, при
таком подходе основными количественными показателями энерго-эколо-
гического качества должны быть: расход энергии и приведенная масса
отходов на единицу продукции. Достижение лучших значений этих пока-
зателей позволяет ориентироваться в качестве конкретных технологичес-
ких процессов, потенциале возможного ресурсосбережения (включая, ко-
нечно, и экологического ресурса, связанного с выбросами, сбросами и дру-
651
аошш ' ' ~ ,/,Z
гими отходами), установить нормативно-техническую и технологическую
базу природоохранной деятельности в металлургии.
Новый подход к нормированию, например газовых выбросов ТЭС,
разрабатывается в теплоэнергетике. В его основе при оценке экологичес-
кого качества работы ТЭС — использование нормативных значений раз-
личных выбросов на выработанный 1 кВт-ч , установленных по уровню
лучших отечественных и зарубежных показателей работы аналогичных
агрегатов [7].
Аналогичные нормативные энерго-экологические показатели качества
должны быть установлены и в металлургии. Переход на энерго-экологи-
ческое нормирование работы, например металлургических агрегатов, в
перспективе даст возможность квалифицировать их по энергетическим
затратам, отказаться от громоздкой системы нормирования с неоднократ-
ным проведением расчетов рассеивания, фонового загрязнения, установ-
лением квот ПДВ, выделенных предприятию, цеху и агрегату, ввести
простую и эффективную систему контроля за выполнением установлен-
ных удельных нормативов.
По имеющимся в настоящее время данным, уже можно установить
вполне объективные нормативные энерго-экологические показатели для
большинства металлургических агрегатов, уровень выполнения которых
дает право квалифицировать агрегат по энерго-экологическому качеству его
эксплуатации и технологическому процессу. В этих показателях могло бы
быть учтено и техническое качество продукции.
К производствам с высокими потенциальными возможностями улучше-
ния энерго-экологических показателей можно отнести: электросталепла-
вильное, конвертерное, прокатное, литейно-прокатное и др. Для примера
остановимся на электросталеплавильном и прокатном производствах.
Рассмотрим результаты энерго-экологической оценки работы печей ЭСПЦ
ОАО «Северсталь», выполненной применительно к условиям работы печей
цеха до реконструкции (в составе цеха: четыре печи ДСП-100, печь-ковш,
три электрофильтра, скруббер Вентури) и после реконструкции (в составе
цеха: одна шахтная ДСП — ДШСП-125/150, печь-ковш, три прежних элек-
трофильтра). Годовое производство стали ЭСПЦ в 1997г. составило 0,722
млн. т, производство стали после реконструкции — до 1,1 млн. т/год
По данным комбината и фирмы «Фукс» количество вредных выбросов
в сравниваемых вариантах работы ЭСПЦ (по проекту для II этапа с ук-
рытием печи) составит, т/год:
Пыль СО SOx NO. HF HCN
До реконструкции 2838 1894 59,5 266,8 8,9 17,2
После реконструкции 29,5 46,0 25,8 46,0 7,7 2,8
652
Видно,, что в результате реконструкции натуральная масса выбросов
снизится почти в 30 раз, приведенная — в шесть раз. Благодаря измене-
нию системы газоотвода, сокращению числа печей и замены вытяжного
зонта на укрытие объем эвакуируемых газов уменьшится с 330000 до
76000 м3/ч, что, в свою очередь, позволяет отказаться от аппаратов мок-
рой очистки технологических газов и перейти на использование только
электрофильтров, которые до реконструкции эксплуатировали в системе
очистки аспирационных газов. Это обеспечивает сокращение энергозатрат
на транспортировку газов через систему очистки: до реконструкции 50...55,
после 2...2,5 кВ*ч/т. В шахтной части новой печи, помимо ее основного
назначения — подогрева лома, осуществляется дожигание СО, испарение
и частичное дожигание масла. Для окончательного сжигания испаривше-
гося с лома масла в системе предусматривается дополнительная камера
дожигания. Многоступенчатое дожигание СО и масел резко сокращает
выброс СО, практически подавляет выбросы бенз(а)пирена и его анало-
гов, затрудняет образование диоксинов, исключает попадание масел в
электрофильтр.
При фильтрации газов через слой лома и его подогреве вынос пыли
из печи сократится с 18...20 до 12...14 кг/т стали, температура газов после
печи не превысит 850 °C. Изменение системы контроля и автоматическо-
го управления печью и переход на режим с восстановительной атмосфе-
рой позволяют снизить образование оксидов азота в 5—6 раз. Снижение
SOX почти в два раза может быть обеспечено путем изменения шлакового
режима работы печи и очисткой газов в электрофильтре (улавливается SO3
в виде тумана серной кислоты).
Итог энергетической оценки производства стали из лома в ДСП и
ДШСП ОАО «Северсталь»: после реконструкции печей с организацией
подогрева лома расход электроэнергии снижается с 520 до 370 кВт*ч/т,
или на 40%.
Приведенный пример наглядно показывает, на сколько велик потен-
циал ресурсосбережения даже в относительно благополучной области —
электрометаллургии (ОАО «Северсталь»); одновременно можно снизить
энергозатраты на очистку газов (почти в 20 раз!), на плавление металла и
добиться снижения выбросов токсичных газов более чем на порядок.
В качестве другого примера потенциала ресурсосбережения рассмотрим
результаты экспертизы эффективности энергопотребления и связанные с
ними решения экологических вопросов для условий работы оборудования
и печей стана 2000 ЛПЦ-2 того же комбината, проведенной сотрудниками
прокатного цеха, КИПиА, ОАСУ и представителями МИСиС в 1998 г. i
Широкополосный стан горячей прокатки 2000, автоматизированный с
помощью фирмы «Сименс» и полностью управляемый двумя УВМ, вве-
653
ден в строй в 1975 г. В составе стана четыре нагревательных печи с ша-
гающими балками (проектная производительность при холодном посаде до
420 т/ч), группы клетей, система охлаждения полосы, агрегаты смотки
полосы в рулоны и вспомогательное оборудование. Уровень комплексной
автоматизации стана 2000 АО «Северсталь» превосходит существующий в
настоящее время уровень автоматизации стана 2000 ОАО НЛМК и ОАО
ММК. Очевидно, уровень техники и управления стана 2000 ОАО «Север-
сталь» вполне современный, даже по зарубежным стандартам.
Удельные затраты топлива на нагрев металла в печах с шагающими
балками составляют 101... 107 кг у.т., удельный цеховой расход электро-
энергии 90... 112 кВт-ч/т. В печах с шагающими балками окисляется 2%
металла. В системе испарительного охлаждения балок расходуется почти
35% тепла. С уходящими продуктами сгорания в атмосферу выбрасывает-
ся 0,75 кг/т металла оксидов азота. Масса косвенных выбросов, связан-
ных в основном с производством электроэнергии и окислением металла,
составляет 2,5 кг/т, из них примерно половина приходится на комбинат.
Результаты экспертной оценки возможного энергосбережения и умень-
шения вредных выбросов в атмосферу на стане 2000 ОАО «Северсталь»
представлены в табл. 18.6.
В результате проведенных мероприятий удельный расход топлива со-
ставит 55...60 кг у.т./т стали, т.е. сократится почти в два раза, удельный
Таблица 18.6. Энергосбережение и снижение вредных выбросов
Мероприятие Экономия первичной энергии, кг у.т. Изменение количества выбросов, кг/т
прямых (NOX) косвенных
Оптимизация нагрева и поступления металла в печь 10 -0,07
Внедрение частотно- регулируемых приводов 3,5 — -0,04
Перераспределение топлива по зонам печи 10 -0,35 -0,55
Теплоизоляция подовых балок печей 20 -0,14 —
Увеличение подогрева воздуха 4 +0,14 -
Консервация «лишней» печи 8 -0,06 —
Горячий посад слябов 7 -0,05 —
Герметизация дымоотводящего тракта 15 — -0,08
654
ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ И ЭНЕРГО-ЭКОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОЕ>ЛЕМЫ МЕШЛУРГИИ
расход электроэнергии уменьшится на 8 кВт-ч/т стали. Окиление метал-
ла в печах снизится на 10 кг/т. Выбросы оксидов азота с уходящими из
печей продуктами сгорания сократятся в 2,5 раза, на 0,6...0,7 кг/т умень-
шатся косвенные выбросы.
Из рассмотренных примеров видно, что потенциал сбережения энерге-
тических и экологических ресурсов в металлургии России при существу-
ющем ее уровне очень высок: одновременно мотуг быть снижены (в не-
сколько раз!) и удельные энергозатраты, и выбросы вредных веществ.
Очевидно до соблюдения законов экологии по росту удельных энергозат-
рат и отходов природопользования еще в металлургии так далеко, как
далеко в ней до исчерпания потенциала ресурсосбережения.
Потенциал ресурсосбережения в металлургии значителен не только по
внутриотраслевым показателям ее работы, но и по внешним нацио-
нальным энерго-экологическим параметрам. Для металлургии особенно
важны энерго-экологические параметры используемой электроэнергии.
Доля внешней общенациональной электроэнергии, используемой в метал-
лургии, в среднем составляет около 80%. Основная часть этой энергии
вырабатывается на электростанциях РАО «ЕЭС России» при конденсат-
ном режиме с расходом топлива около 330 г у.т.ДкВт • ч). Затраты топли-
ва на ТЭЦ комбинатов составляют: при выработке только электроэнергии
360—420, электроэнергии и тепла — около 200 г у.т.ДкВт • ч), что соответ-
ствует тепловым к.п.д. 30...35 и 62%. Во всех предшествующих расчетах
принимали: 1 кВт-ч эквивалентен первичной энергии 350 г условного
топлива. - В целом для оценки энергозатрат в металлургии это правильно
только в том случае, если выработку электроэнергии на ТЭЦ отрасли при
тепловом потреблении принять на установившемся в настоящее время
уровне 30%, а в конденсатном режиме 70%. При 100% комбинированной
выработке электроэнергии и тепла затраты первичной энергии, как уже
отмечалось, составят около 200 г у.т.ДкВт • ч). В этом случае, например
для ОАО «Северсталь», на котором вырабатывается около 40% собствен-
ной электроэнергии, эквивалент 1 кВт-ч составит в среднем не 350, а
280 г у.т., что заметно увеличивает число аргументов в пользу примене-
ния электроэнергии для нагрева и плавления металла.
Показатели энерго-экологического качества в общенациональном мас-
штабе могут быть выражены через энерго- и ущербоемкость националь-
ного дохода. Важнейшим фактором энерго-экологического качества на
любом уровне его определения, как уже отмечалось, является топливная
структура отрасли или страны. Сравним в связи с этим топливные со-
ставляющие РФ, США и Японии.
В РФ в 1985—1995 гг. изменения в топливном балансе следующие: доля
природного газа возросла с 35 до 50%, доля нефти и нефтепродуктов сни-
655
зилась до 28%, доля угля практически не изменилась и осталась на уровне
20%. Доля выбросов, приходящихся на автотранспорт, возросла с 31 до 40%.
Структура потребления энергоресурсов в США и Японии за этот пе-
риод практически не изменилась, доля автотранспортных выбросов сохра-
нилась на уровне 50%. В США на долю природного газа в топливном
балансе страны приходится около 25%, на долю угля 35...38%, в Японии:
газ — около 12%, нефть — более 50%.
Выбросы в США и Японии в последнее десятилетие стабилизировались
на уровне 47...52 (в среднем 50 кг/т у.т.). Несмотря на некоторое совер-
шенствование технологических решений и активное внедрение средств
очистки газов, они выше, чем в РФ, более чем на 30%. Различия в эко-
логической чистоте природного сырья в сравниваемых странах оказались
определяющими в величине удельных выбросов вредных веществ.
Однако если расчет выбросов вести на единицу выпускаемой продукции
или доллар, то все получается не в пользу России. В настоящее время энер-
гоемкость национального дохода России составляет около 4,5 кг у.т./долл.,
что больше почти в пять раз, чем в США, и в 10 раз, чем в Японии.
Соответственно выбросы вредных веществ в настоящее время составляют:
Россия 180, США 40, Япония 19 г/долл.
Количество выбросов, приходящихся на единицу первичного условного
топлива, позволяет сравнивать самые различные технологические процес-
сы, комбинации производств и энергопотребляющие системы. Так, удель-
ные величины натуральной массы выбросов составляют примерно, кг/т у.т.:
печи индивидуального пользования и мелкие бытовые котельные на угле
205, автотранспорт 150, черная металлургия 50, ОАО ММК 45, промыш-
ленность РФ 35, электроэнергетика 24,5, ОАО ОЭМК 24. Уместно подчер-
кнуть, что удельные значения выбросов в электроэнергетике существенно
ниже, чем в среднем в металлургической отрасли. В свою очередь, выбро-
сы ОАО ОЭМК ниже, чем в электроэнергетике, и почти в два раза ниже,
чем в целом в черной металлургии и на комбинатах с традиционным двух-
стадийным получением стали. Приведенные удельные значения выбросов
для черной металлургии и электроэнергетики также хорошо коррелируются
с видом используемого топлива — применение природного газа во всех
случаях дает положительный эффект по снижению выбросов. Так, на ОАО
ОЭМК, в топливном балансе которого в основном природный газ, выбросы
минимальны, далее идет электроэнергетика — 62% природного газа в топ-
ливном балансе, за ней следует черная металлургия — 35% природного газа.
Очевидно, что сжигание угля в бытовых котельных и других устройствах
индивидуального отопления с экологической точки зрения недопустимо.
Распределение топлива на металлургическом предприятии также явля-
ется серьезным фактором в показателях выбросов вредных веществ. По
656
данным ОАО «Гипромез» (работы В.Н. Шаприцкого) только при перерас-
пределении топлива на металлургическом предприятии можно на 15...25%
уменьшить приведенную (с учетом агрессивности) массу выбросов. Напри-
мер, применение природного газа в доменных печах не позволяет реали-
зовать его экологические преимущества, и он может быть с большей
пользой для защиты ОС заменен на пылеугольное топливо, а освободив-
шийся природный газ использован в других цехах. Совершенно недопус-
тимо применение доменного газа для сушки печей и ковшей, а также
использование его для подогрева лома и в других низкотемпературных
условиях сжигания.
Отраслевые энергозатраты на 1 т стали, выплавленной в США или Япо-
нии в настоящее время меньше, чем в России в 1,3—1,5 раза. Общенаци-
ональные же значения энергоемкости стали, произведенной в этих странах,
меньше российских: в США 1,8—2,0, Японии 2,0—2,2 раза. В этих странах
в несколько раз меньше, чем в РФ, и выбросы вредных веществ, приходя-
щиеся на 1 т стали. И это при том, что доля природного газа в топливном
балансе ЧМ РФ около 35%, США 22%, Японии 1%. Удельный расход при-
родного газа в доменном производстве США почти в пять раз (в ФРГ —
в 13 раз) меньше, чем в РФ. В США и ФРГ около 60% природного газа
используется в прокатном и трубном производствах, в России же 16%.
В целом на данном уровне эффективности энергоиспользования и по-
давления вредных выбросов в металлургии установить четкую взаимосвязь
энерго-экологических параметров применительно к отдельным переделам
и технологиям невозможно. Поэтому предпринимаются попытки их вы-
ражения через различные условные показатели. Наиболее четко такой под-
ход выражен в работе [8], в которой предлагается эколого-энергетическое
качество производства выражать через энергетическую величину, подоб-
ную технологическому топливному числу (ТТЧ), — технологическое эко-
логическое число (ТЭЧ). ТЭЧ, как и ТТЧ, представляется в килограммах
условного топлива, и это позволяет их рассматривать совместно, выражая
энерго-экологический качественный показатель производства через сумму
этих величин. ТЭЧ пропорционально суммарной удельной приведенной
массе вредных выбросов, экологическим платежам по действующим нор-
мативам и другим стоимостным показателям. В целом такой подход к
выражению энерго-экологического качества производства был бы полно-
стью правомерен и корректен, если бы не резкое несоответствие плате-
жей фактическому экологическому ущербу и неопределенность применя-
емых в работе стоимостных топливных показателей.
Таким образом, на данном этапе развития металлургического производ-
ства в РФ возможно одновременное сокращение удельных энергозатрат,
вредных выбросов и других загрязнений ОС.
657
Черная металлургия России является крупным потребителем энерго-
ресурсов и мощным источником загрязнения окружающей природной
среды. Однако потенциал сбережения экологических и энергетических ре-
сурсов в металлургии настолько значителен, что даже при современном
научно-техническом развитии отрасли можно резко сократить удельные
энергозатраты и загрязнение ОС. Основные направления снижения воз-
действия металлургии на ОС лежат как в области усовершенствования
технологических процессов, так в области развития энвайронменталисти-
ки металлургического производства, ликвидации неорганизованных выб-
росов и экономии транспортных расходов. Важнейшая проблема — ис-
пользование сбросного низкопотенциального тепла газов и воды. В ка-
кой-то степени она решается на отраслевых ТЭЦ, что одновременно
снижает энергоемкость используемой на предприятиях электроэнергии. В
связи с этим целесообразно развитие отраслевых ТЭЦ с выработкой соб-
ственной электроэнергии по тепловому графику в парогазовом цикле.
Дальнейшее направление решения проблемы применения сбросного теп-
ла и повышения энерго-экологических показателей металлургического
производства видится в разработке и реализации новых электрогенериру-
ющих систем и систем с биоконверсией солнечной энергии. Проблемы
сокращения транспортных затрат, использования низкопотенциального
тепла, ресурсов лома черных металлов, местных топливных и других ис-
точников энергии — далеко не полный перечень причин целесообразно-
сти создания региональных энерго-металлургических комплексов.
В настоящее время потенциал ресурсосбережения в металлургической
отрасли настолько значителен, что практически исключает возмозможность
надежного прогнозирования конкурентоспособности различных технологи-
ческих процессов в будущем на основании их фактических энерго-эколо-
гических показателей. Только на основании прогноза в изменении этих
показателей с учетом возможного ресурсосбережения, структурных измене-
ний в отрасли и изменений в ресурсной базе страны можно оценить дол-
госрочную конкурентоспособность тех или иных традиционных и зарожда-
ющихся новых технологий. Пока главным фактором перспективности раз-
вития известных металлургических технологий производства стали
представляется состояние энергетической базы страны. Очевидно, извест-
ный экологический закон о многообразии видов должен проявляться и в
металлургии путем одновременного развития нескольких сравнительно эф-
фективных технологий, какими в настоящее время являются традиционное
доменное производство, производство ПЖВ-Ромелт и прямое восстановле-
ние железа. Увеличение выплавки электростали при максимально возмож-
ном обороте ЛЧМ — один из первостепенных факторов повышения энер-
го-экологических показателей металлургического производства в XXI в.
658
Библиографический список
К главе 1
1. Wiltshire В., Homer D., Coore N.L. Technological and economic trends in steel, industries.
Pinerudge prees Ltd., Swansea Kingdom, 1982, p.12—16. Цитируется по источнику [2].
2. Значение черной металлургии для экономической деятельности стран — членов ЕЭК
Женева: Европейская экономическая комиссия ООН, 1989.
3. Ashbu M.F, Jones D.R.H. Indeniurwerkstoff. В.: Springer Verlag, 1986.
4. Лякишев Н.П., Банных О.А. и др. // Металлы. — 1991. — № 6. — С. 5—16.
5. Чихос X. // Черные металлы, май 1995 г., с. 24—31.
6. Черная металлургия России и стран СНГ в XXI веке. Международная конференция.
Москва, 6—10 июня, 1994 г. — М.: Металлургия, 1994. — Т. 1—4.
7. Комптон У.Дейл, Тьюстон Норман А. // В мире науки. — 1986. — № 12.
К главе 2
1. Юзов О.В. Тенденции развития мирового рынка стали // Сталь. — 1998. — № 12. — С.
55-61.
2. Steel Statistical Yearbook. — Brussels: International Iron and Steel Institute, 1998. - 257 p.
3. The Steel Market in 1996 and the outlook for 1997 and 1998. — Paris: OECD, 1997. — P.44.
4. Вестник деловой и коммерческой информации. - 1999. — № 22 (23). — С.7—8.
5. Steel Times International. — 1999. — V.23. — № 2. — Р.8.
К главе 3
1. Железорудная база России / Под ред. В.П.Орлова, М.И.Веригина, М.И.Головкина. — М.:
ЗАО «Геоинформмарк», 1998. — 842 с.
2. Mining J. 1999. № 8537. - С. 482-483.
3. Kirk W.S. // Metals and Minerals Reviev. — 1998. — C. 67—69.
4. Новости черной металлургии России и зарубежных стран. — 1998. — № 1. — С. 96—102.
5. Новости черной металлургии России и зарубежных стран. — 1998. — № 3. — С. 92—94.
6. Новости черной металлургии России и зарубежных стран. — 1996. — № 1. — С. 98—103.
7. Пчелкин С.А., Юртаев А.А. Газовщик шахтной печи металлургии. — М.: Металлургия, 1991.
- 127 с.
8. Юсфин Ю.С., Гиммельфарб А.А., Пашков Н.Ф. Новые процессы получения металла. — М.:
Металлургия, 1994. — 320 с.
9. Материалы симпозиума по сталеплавильным цехам на базе прямого восстановления.
Москва (16 — 17 мая 1985 г.). — М.: Черметинформация, 1985.
10. Davis G, McFarlin J, Pratt H // Ironmaking and Steelmaking. — 1982. — V.9. — № 3. — P.
93-127.
11. Мацуока С. Новости черной металлургии за рубежом. — 1995. — № 4. — С. 41—50.
12. Попов ГФ., Волобуев В.Ф. Ресурсы вторичных черных металлов. — М.: Металлургия, 1996.
- 128 с.
13. Аврашков Л.Я. // Сталь. — 1998. — № 7. — С. 69—72.
14. Аврашков Л.Я. Вторичные черные металлы: ресурсы, эффективность переработки и ис-
пользования. — М.: Финансы, 1997. — 144 с.
15. Попов Г.Ф. и др. // Сталь. — 1992. — № 3. — С. 87—88.
16. Бургман В., Лурье В., Рот ЖЛ. Труды пятого конгресса сталеплавильщиков. — М.: ОАО
«Черметинформация», 1999. — С. 182—190.
К главе 5
1. Лисин В.С., Юсфин Ю.С. Ресурсо-экологические проблемы XXI века и металлургия.— М.:
Высшая школа, 1998 — 447 с.
2. Пашен П. Сообщение на российско-австрийском семинаре «Ресурсосбережение и рецик-
линг в металлургии».— М.: 2000, апрель.
3. Юсфин Ю.С., Черноусов П.И., Карпов Ю.А. и др. Микроэлементы в доменном производ-
стве АК «Тулачермет» // Сталь.— 1997.— № 5.— С. 5—8.
4. Юсфин Ю.С., Карабасов Ю.С., Черноусов П.И. и др. Техногенные месторождения — новое
явление мировой цивилизации // Экология и промышленность,— 1997,— №7.— С. 33—38.
5. Юсфин Ю.С., Черноусов П.И. Большие проблемы от микропримесей // Металлы Евра-
зии- 1999- №2 - С. 84-85.
659
К главе 7
1. Баптизманский В.И., Бойченко Б.М., Черевко В. П. Тепловая работа кислородных конвер-
теров — М.: Металлургия, 1988 — 172 с.
2. Производство основных видов продукции и использование материальных ресурсов на пред-
приятиях черной металлургии России. Сб. / ОАО «Черметинформация», М.: 1998—1999.
3. Исаев В.А. Труды IV конгресса сталеплавильщиков. — М.: ОАО «Черметинформация»,
1997. - С. 31-34.
4. Киселев А.Д., Зинуров И.Ю., Галян В.С. // Сталь. — 1999. — № 11. С. 31—33.
5. Деппнер К.Х. // Steel limes International (на русском языке). — 1999. Сентябрь. — С. 4—5.
6. Явойский В.И., Бородин Д.И., Тимофеев В.Т. // Сталь. — 1985. — №9. — С. 26—30.
7. Меркер Э.Э. Проблемы дожигания оксида углерода и утилизации пыли в конвертере. —
М.: Металлургия, 1996. — 192 с.
8. Баптизманский В.И. Механизм и кинетика процессов в конвертерной ванне. — М.: Ме-
таллургиздат, 1960. — 284 с.
9. Бородин Д.И., Ойкс Т.Н. // Изв. вузов. Черная металлургия. — 1967. — № 5. — С. 26—30.
10. Меджибожский М.Я. Основы термодинамики и кинетики сталеплавильных процессов. —
Киев—Донецк: Вища школа, 1986. — 280 с.
11. Охотский В.Б., Баптизманский В.И. Физико-химические основы кислородно-конвертер-
ного процесса. — Киев—Донецк:Вища школа, 1981. — 184 с.
К главе 8
1. Югов И. И. Состояние и перспективы развития конвертерного производства стали // Тр.
IV конгресса сталеплавильщиков. — М.: ОАО «Черметинформация», 1997. — С. 41—45.
2. Бойченко Б. М., Поляков В. Ф., Харахулах В. С. Состояние и проблемы сталеплавильного
производства Украины // Вестник Приазовского Государственного Технического Универ-
ситета. — 1999. — № 7. — С. 17—23.
3. Капустин Е.А., Сущенко А.В. В сб.: Вопросы теории и практики сталеплавильного произ-
водства. — М.: Металлургия, 1991. — С. 57—78.
4. Chatterjee A., Lindfars A., Wester J. Process metallurgy of LD steel-making // Ironmak. and
Sleetmak. - 1976. - N 1. - P. 21-32.
5. Арсентьев П.П., Яковлев B.B., Комаров C.B. Конвертерный процесс с комбинированным
дутьем. - М.: Металлургия, 1991. — 176 с.
6. Окороков Б.Н., Смирнов Е.А. // Сталь. — 1989. — №7. — С. 19—23.
7. Гусев А.А., Окороков Б.Н., Коминов С.В. Описание заключительного этапа продувки в
конвертерном процессе. — Изв. ВУЗов. ЧМ. — 1999. — №2. — С. 49—58.
8. Янке Д., Нойхоф Г., Гутте X., Шульц Т. // Изв. ВУЗов. ЧМ. — 1999. — №12. - С. 12—20.
К главе 9
1. Лопухов ГА., Кацов Е.З. Производство чугуна и стали. Итоги ВИНИТИ науки и техни-
ки. - М. - 1989. - №19. - С. 3-88.
2. Лопухов ГА. // Электрометаллургия. — 1999. — №8. — С. 2.
3. Труды V конгресса сталеплавильщиков. — М.: ОАО «Черметинформация», 1999.
К главе 10
1. Szekely J. et. al.: Ladle metallurgy, Springer-Verlag, 1989. — P. 286
2. Поволцкий Д.Я., Кудрин B.A., Вишкарев А.Ф. Внепечная обработка стали. М.: «МИСИС»,
1995. - 256 с.
3. Фундаментальные проблемы российской металлургии на пороге XXI века. Т. I. Метал-
лургия черных металлов. — М.: РАЕН, 1998. — С. 168—269.
4. Theol L.L. Steel Times International, May. — 1995. — P. 39—42.
5. Каблуковский А.Ф., Ябуров С.И., Нигазлин A.H. и др. // Электрометаллургия. — 1998. —№
3. - С. 24-28.
6. Вагнер Ф., Великонья М. Steel Times International. 1999. — № 7. — С. 12—14.
7. Фукс Г, Кнапп X., Гелер К. Электрометаллургия. — 1999. —№ 12. — С. 20—24.
8. Чумаков С.М., Алымов А.А., Свяшин А.Г. и др. // Изв. Вузов. Черная металлургия. — 1993.
- № 10. - С. 17-19.
9. Рымкевич В.С.. Буцкий Е.В., Иодковский С.А. и др. // Электрометаллургия. — 1996. — № 5.
- С. 23-26.
10. Уточкин Ю.И., Павлов А.В., Менделев В.А. Тр. I конгресса сталеплавильщиков. — М.: ОАО
«Черметинформация», 1993. — С. 204—207.
660
11. Vtochkin Yu.I., Pavlov A.V. and Hocking M.G. Ironmahing and Steelmaking, 1996. — V. 23. —
№ 1. - P. 40-45.
12. Proc. 4-th Int. Conference on Molten Slags and Fluxes. Japan. ISIY 1992. — 635 p.
13. Proc. 5-th Int. Conference on Molten Slags, Fluxes and Salts. Australia. ISIY 1997. — 881 p.
14. Proc. 6-th Int. Conference on Molten Slags, Fluxes and Salts. Finland 2000.
К главе 11
1. Маторин В.И., Либерман А.Л., Кан Ю.Е. // Электрометаллургия. - 1999. — №7. С 17—21.
2. Труды четвертого конгресса сталеплавильщиков. — М.: ОАО «Черметинформация», 1997.
- 338 с.
3. Хорбах У, Коккентидт И., Юнг В. // Черные металлы. — 1998. — Май. С. 19—20.
4. Маторин В. И., Либерман АЛ., Кан Ю.Е. // Электрометаллургия. — 1999. — № 8. С 45—48.
5. Кан Ю., Кугушин А. // Бюл. АО «Черметинформация». — 1998. — № 7—8. С 18—22.
6. Роде В., Флемминг Г. // Черные металлы. — 1996. - Февраль. — С. 57—68.
7. Зенк Д., Эспенхан М., Шмиц В. // Черные металлы. — 1998. — Сентябрь—октябрь. — С.
51-58.
8. Сивак Б. А., Майоров А.И., Ротов И.С. Горизонтальные машины непрерывного литья за-
готовок состояние и перспективы // Бюл. АО «Черметинформация». — 1998. — № 3. —
С. 7-22.
К главе 13
1. Гессингер Г.Х. Порошковая металлургия жаропрочных сплавов / Пер. с англ. — Челябинск
Металлургия, Челяб. отд, 1988. — 320 с.
2. Портной К.И., Бабин Б.Н., Светлов И.Л. Композиционные материалы на никелевой ос-
нове. — М.: Металлургия, 1979. — 264 с.
3. Fe Al 40 Grade 3. Material datasheet. Technologies Avancees. CEREM. Рекламный проспект
фирмы CEREM (Франция)
4. Grant P. // Powder Metallurgy. — 1997. — V. 40. — № 2. — P. 104—105.
5. Монокристаллы никелевых жаропрочных сплавов / Р.Е. Шалин, ИЛ. Светлов, Е.Б. Ка-
чанов и др. — М.: Машиностроение, 1997. - 336 с.
6. Жаропрочность литейных никелевых сплавов и защита их от окисления / Б.Е. Патон,
Г.Б. Строганов, СТ Кишкин и др. — Киев: Наукова думка, 1987. — 256 с.
7. Terrones М., Grobert N., Hsu W.K etc. // MRS Bulletin, August 1999. — V. 24. — № 8. —
P. 43-49.
8. Порошки цветных металлов: Справочник / Под ред. С.С. Набойченко. — М.: Металлур-
гия, 1997. — 542 с.
К главе 14
1. Радюкевич Л.В., Никитина Л.А. // Сталь. — 2000. — № 1. — С. 35—41.
2. Лисин В.С. Ц Сталь. - 1999. - № 10. - С. 1-5.
3. Катнин В., Антипин В. Мировая черная металлургия на рубеже XXI века, состояние и
перспективы // Новости черной металлургии за рубежом. Приложение 2. 2000. — С. 3—18.
4. Шевцов А.З. // Бюлл. «Черная металлургия». — 1999. — № 9—10. — С. 3—5.
5. Бродов А.А. Состояние и проблемы развития черной металлургии // Бюлл. «Черная ме-
таллургия». — 2000. — № 1—2. — С. 9—13.
6. Черная металлургия России и стран СНГ в XXI веке. Межд. конф. Москва, июнь 6—10,
1994. — М.: Металлургия, 1994. — Т. 1—4.
7. Controlled Isothermal Rolling of Hot Strip // Steel Times. — 1994. — № 8. — P.318, 319.
8. Зиновьев A.B. // Новости черной металлургии за рубежом. — 1995. — № 1. — С. 81—92.
9. Flemming G., Hennig W., Hofmann F. e.a. MPT International. — 1997. - V. 20. — № 3. — P.
64-76.
10. Зиновьев A.B., Поляшов B.C. // Итоги науки и техники. ВИНИТИ. Прокатное и воло-
чильное производство. — 1988. — Т.15. — С. 90—143.
11. Глуховский Е.С. И Бюлл. «Черная металлургия». — 1999. — № 7—8. — С. 36—32.
12. Кугушин А.А. // Бюлл. «Черная металлургия». — 1999. — № 3—4. — С. 27—32.
13. Кугушин А.А. // Бюлл. «Черная металлургия». — 1999. — № 7—8. — С. 10—16.
14. Смирнов В.К., Шилов В.А. // Бюлл. «Черная металлургия». — 1999. — № 1—2. — С. 13—19.
75. Потапов И.Н., Полухин НИ. Технология винтовой прокатки. - М.: Металлургия, 1990. —
334 с.
16. Матвеев Б.Н., Никитина Л.А. // Производство проката. — 1999. — № 12. — С. 28—32.
661
17. Зимовец В.Г. Современное производство стальных труб. — 2-е изд., перераб. и доп. —
г. Волжский, 1998. - 516 с.
18. Гальперин М.Я., Кауфман Ю.Г, Юкилевич Б.И. Развитие производства горячекатаных труб
за рубежом. Обзор, информ. Ин-т «Черметинформация». — 1990. — 35 с.
19. Столяров В., Морозов Ю., Матросов Ю. // Металлоснабжение и сбыт. — 1999. — № 7. —
С. 66-69.
20. Теория ковки и штамповки / ЕЛ. Унксов, У. Джонсон, В.Л. Колмогоров и др. — 2-е изд.,
перераб. и доп. — М.: Машиностроение, 1992. — 720 с.
21. Атрошенко А.П., Федоров В.И. Металлосберегающие технологии кузнечно-штамповочного
производства. — Л.: Машиностроение, 1990. — 279 с.
22. Изготовление полых профильных заготовок. / Б.А. Романцев, И.Н. Потапов, А.В. Гонча-
рук, В.А. Попов. — М.: НПО «Информация и технико-экономические исследования». —
1992. - 265 с.
К главе 15
1. Ульянин Е.А., Сорокина НА. Стали и сплавы для криогенной техники: Справочник. — М.:
Металлургия, 1984. — 208 с.
2. Гольдштейн Я.Е., Мизин В.Г. Инокулирование железоуглеродистых сплавов. — М.: Метал-
лургия, 1993. — 416 с.
3. Голованенко С.А., Фонштейн Н.М. Двухфазные низколегированные стали. — М.: Метал-
лургия, 1986. — 208 с.
4. Лузгин В.П., Явойский В.И. Газы в стали и качество металла. — М.: Металлургия, 1983. — 232 с.
5. Попова Л.Е., Попов А.А. Диаграммы превращения аустенита в сталях и бета-раствора в
сплавах титана: Справочник термиста. 3-е изд. — М.: Металлургия, 1991. — 504 с.
6. Диаграммы горячей деформации, структура и свойства сталей: Справочник. / Под ред.
М.Л.Бернштейна. — М.: Металлургия, 1989. — 544 с.
7. Сварка и свариваемые материалы: Справочник / Под ред. В.Н.Волченко. т.1. Сваривае-
мость материалов. — М.: Металлургия, 1991. — 528 с.
8. Контроль качества термической обработки стальных полуфабрикатов и изделий: Справоч-
ник /Под ред. В.Д.Кальнера. — М.: Машиностроение, 1984. — 384 с.
9. Узлов И.Г, Парусов В.В., Гвоздев Р.В., Филонов О.В. Управляемое термическое упрочне-
ние проката. — Киев: Техшка, 1989. — 118 с.
10. Гусева С.С., Гуренко В.Д., Зварковский ЮД. Непрерывная термическая обработка автоли-
стовой стали. — М.: Металлургия, 1979. — 224 с.
11. Спектор А.Г., Зельбет Б.М., Киселева С.А. Структура и свойства подшипниковых сталей.
— М.: Металлургия, 1980. — 264 с.
12. Голиков И.Н., Масленков С.Б. Дендритная ликвация в сталях и сплавах. — М.: Металлур-
гия, 1977. - 224 с.
13. Малиночка Я.Н., Ковальчук Г.З. Сульфиды в сталях и чугунах. — М.: Металлургия, 1988. —
248 с.
14. Панченко Е.В., Скоков Ю.А., Кример Б.И., Арсентьев П.П., Попов К.В., Цвилинг М.Я. Ла-
боратория металлографии / Под ред. Б.Г.Лившица. — М.: Металлургия, 1965. — 440с.
15. Гудремон Э. Специальные стали. Т.1, 2. — М.: Металлургия, 1960. — 1640 с.
16. Дефекты стали: Справочник / Под ред. С.М.Новокщеновой, М.И.Виноград. — М.: Ме-
таллургия, 1984. — 200 с.
17. Ершов Г. С., Позняк Л.А. Микронеоднородность металлов и сплавов. — М.: Металлургия,
1985. - 216 с.
18. Герасимова Л.П., Ежов А.А., Маресев М.И. Изломы конструкционных сталей: Справоч-
ник — М.: Металлургия, 1987. — 272 с.
19. Явойский В.И., Близнюков С А., Вишкарев А.Ф., Горохов Л.С., Хохлов С.Ф., Явойский А. В.
Включения и газы в сталях. — М.: Металлургия, 1979. — 272 с.
20. Губенко С.И. Трансформация неметаллических включений в стали. — М.: Металлургия,
1991. - 224 с.
21. Калинников Е.С. Хладостойкая низколегированная сталь (выплавка и свойства) — М.:
Металлургия, 1976. — 288 с.
22. Чистая сталь / Пер. с англ, под ред. А.Г.Шалимова — М.: Металлургия, 1987. — 368с.
23. Матросов Ю.И., Литвиненко Д.А., Голованенко С.А. Сталь для магистральных трубопрово-
дов. — М.: Металлургия, 1989. — 288с.
24. Штремель М.А. Прочность сплавов. Ч. 1. Дефекты решетки. Изд. 2-е. — М.: «МИСИС»,
1999. - 384 с.
662
25. Международный транслятор современных сталей и сплавов / Под ред. В.С.Киршенбау-
ма - М., 1992. Т. 1 - 1104 с., т. 2 - 556 с.
26. Кугушин А.А, Узлов И.Г., Калмыков В.В. и др. Высокопрочная арматурная сталь. — М.:
Металлургия, 1986. — 272 с.
27. Качанов Н.Н. Прокаливаемость стали. Изд. 2-е. - М.: Металлургия, 1977. — 192 с.
28. Геллер Ю.А. Инструментальные стали. Изд. 5-е. — М.: Металлургия, 1983. — 526 с.
29. Рахштадт А.Г. Пружинные стали и сплавы. Изд. 3-е. — М.: Металлургия, 1982. — 400 с.
30. Гольдштейн М.И., Попов В.В. Растворимость фаз внедрения при термической обработке
стали. — М.-. Металлургия, 1989. — 200 с.
31. Металловедение и термическая обработка стали: Справ, изд. — 3-е изд., перераб. и доп.
Т. 1. Методы испытаний и исследования / Под ред. МЛ.Бернштейна, АГ.Рахштадта. —
М.: Металлургия, 1983. — 325 с.
32. Научные школы Московского государственного института стали и сплавов (Технологи-
ческого университета) — 75 лет. Становление и развитие / Под ред. Ю.С. Карабасова. —
М.: «МИСиС», 1997. - 630 с.
33. Броек Д. Основы механики разрушения / Пер. с англ. — М.: Высшая школа, 1980. — 360 с.
34. Катыс Г.П. Обработка визуальной информации. — М.: Машиностроение, 1990. — 320 с.
35. Методы акустического контроля металлов / АПАлешин, В.Е.Белый, А.Х.Вопилкин и др. /
Под ред. Н.Г.Алешина. — М.: Машиностроение, 1989. - 456 с.
36. Неразрушающий контроль и диагностика: Справочник / В.В.Клюев, Ф.Р.Соснин, В. Н. Фи-
линов и др./ Под ред. В.В.Клюева. — М.: Машиностроение, 1995. — 488 с.
37. Неразрушающий контроль. Кн. 5. Интроскопия и автоматизация неразрушающего конт-
роля: Практ. пособие/ В.В.Сухоруков, Э.И.Вайнберг, Р.-Й.Ю.Кажис, А.А. Абакумов / Под
ред. В.В.Сухорукова. — М.: Высшая школа, 1993. — 329 с.
38. Ноулер ДА. Статистические методы контроля качества продукции / Пер. с англ. — М.:
Изд-во стандартов, 1989. — 386 с.
39. Богатырев А.А., Филиппов ЮЛ- Стандартизация статистических методов управления ка-
чеством. — М.: Изд-во стандартов, 1989. — 254 с.
40. Нейроинформатика / Под ред. ЕА.Новикова. — Новосибирск: Наука, 1998. — 296 с.
К главе 16
1. Глудкин О.П., Горбунов Н.М., Гуров А.И., Зорин Ю.В. Всеобщее управление качеством. —
М.: Радио и связь, 1999, с. 3—4.
2. Жеребин А.М., Жулинский С.Ф., Самойлов В.П. Основы современного менеджмента и ка-
чества. — М.: Фонд «Новое тысячелетие», 1998, с. 77—107.
3. Чайка И.И. Стандарты ИСО серии 9000 версии 2000 г. // Методы менеджмента каче-
ства. — 2000. — № 1. — С. 4—8.
4. Анализ «МакКинзи». Черная металлургия, 1999.
5. Флинт КБ. Взгляд американца на системы управления предприятиями в России // Стан-
дарты и качество. — 2000. — №2. — С. 38—40.
6. Кузнецов В.В. О стандартизации и сертификации в металлургическом комплексе // Стан-
дарты и качество. — 1999. — №6. — С. 17—23.
7. Ильенкова СД, Ильенкова НД-, Мхитарян В.С. Управление качеством. — М.: Юнити, 1998,
с. 102-128.
8. Путь к совершенству. Премия правительства Российской Федерации в области качества:
Сб./Сост. Альперин Л.Н., Матвеева ИВ. Под общ.ред. Е.В. Белова. — М.: Стандарты и
качество, 1999. — 144 с.
К главе 18
1. Экологическая безопасность, устойчивое развитие и природоохранные проблемы /Дани-
лов-Данильян В.И., Осипов В.И, Махутов Н.А. и др. — М.: МГФ «Знание», 1999.— 704 с.
2. Состояние загрязнения воздуха и выбросы вредных веществ в атмосферу городов и про-
мышленных центров РФ. Т. «Выбросы вредных веществ». — М.: АОЗТ «Текст»,1994. — 412с.
3. Роменец В.А.Ц Изв. вузов. Черная металлургия. - 1999. - № 11. - С. 13-23.
4. Зайцев В.А., Кучеров АА., Пятина Т.Б., Коваленко АП. // Хим.пром. — 1993. — № 3—4. —
С. 39-47.
5. Алексеев В. В., Синюгин О. А. // РХЖ. - 1997. - Т. 41. - № 6. - С. 120-125.
6. Фукс Г, Гелер К // Сталь. - 1999. - № 3. - С. 20-23.
7. Глебов В.П., Тумановский АГ. // РХЖ. - 1997. - Т. 41. - № 6. - С. 45-50.
8. Лисиенко В. Г, Дружинина О. Г, Морозова В. А. // Изв. вузов. Черная металлургия. —
1999. - № 9. - С. 61-65.
663
Учебное пособие для вузов
Белянчиков Лев Николаевич
Бородин Дмитрий Иванович
Валавин Валерий Сергеевич
Гаси к Михаил Иванович
Григорян Вули Аршакович
Дуб Алексей Владимирович
Ефименко Георгий Григорьевич
Зиновьев Александр Васильевич
Капустин Евгений Александрович
Карабасов Юрий Сергеевич
Кочетов Александр Иванович
Кряковский Юрий Васильевич
Кудря Александр Викторович
Лопухов Геннадий Алексеевич
Лузгин Валерий Павлович
Нечкин Юрий Михайлович
Окороков Борис Николаевич
Павлов Александр Васильевич
Пашков Николай Фомич
Полховская Татьяна Михайловна
Романцев Борис Алексеевич
Семин Александр Евгеньевич
Уточкин Юрий Иванович
Черноусов Павел Иванович
Шевелев Леоннд Николаевич
Штремель Мстислав Андреевич
Шульц Леоннд Александрович
Юзов Олег Вениаминович
Юсфин Юлиан Семенович
СТАЛЬ НА РУБЕЖЕ СТОЛЕТИЙ
Под научной редакцией Ю. С. Карабасова
Редакторы издательства
О. В. Иванова, И.Е. Оратовская, Л.М. Цесарская
Художественный редактор Э.А. Кулакова
Корректор В. С. Колганова
Оригинал-макет и оформление А. И. Гавриченков
ИБ № 61
ЛР № 020777 от 13.05.98
Подписано в печать 10.04.2001. Формат бумаги 70x100 1/16
Бумага офсетная № 1. Печать офсетная.
Усл.-печ. л. 51,0. Уч.—изд. л. 49,5. Тираж 1000 экз.
Изд. № 188/064-А Заказ № 1473
•МИСИС» 119991 ГСП Москва, В-49, Ленинский проспект, 4
Отпечатано в «ППП «Типография «Наука»
121099, г. Москва, Г-99, Шубинский пер., 6