Дослідження закономірностей рідкофазного відновлення металів і розробка технології виплавки ливарних сплавів з оксидовміщуючих матеріалів

Размещено на http://www.allbest.ru/

НАЦІОНАЛЬНА АКАДЕМІЯ НАУК УКРАЇНИ

ФІЗИКО-ТЕХНОЛОГІЧНИЙ ІНСТИТУТ МЕТАЛІВ ТА СПЛАВІВ

АВТОРЕФЕРАТ

дисертації на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук

Дослідження закономірностей рідкофазного відновлення металів і розробка технології виплавки ливарних сплавів з оксидовміщуючих матеріалів

Спеціальність 05.16.04 - ливарне виробництво

ЯСИНСЬКА ОЛЕНА ОЛЕКСАНДРІВНА

Київ - 2009

Дисертацією є рукопис.

Робота виконана в Фізико-технологічному інституті металів та сплавів Національної академії наук України

Науковий керівник - доктор технічних наук, старший науковий співробітник Костяков Володимир Миколайович, Фізико-технологічний інститут металів та сплавів НАН України, провідний науковий співробітник

Офіційні опоненти: доктор технічних наук, професор Ладохін Сергій Васильович, Фізико-технологічний інститут металів та сплавів НАН України, завідувач відділу

доктор технічних наук, старший науковий співробітник Шейко Іван Васильович, Інститут електрозварювання ім. Є.О. Патона НАН України, провідний науковий співробітник

Захист відбудеться “25” червня 2009р. о 10³⁰ на засіданні спеціалізованої вченої ради Д 26.232.01 Фізико-технологічного інституту металів та сплавів НАН України, за адресою: 03680, м. Київ, МСП, пр. Вернадського, 34/1.

З дисертацією можна ознайомитись у бібліотеці Фізико-технологічного інституту металів та сплавів НАН України, за адресою: 03680, м. Київ, МСП, пр. Вернадського, 34/1.

Автореферат розісланий “14” травня 2009р.

Вчений секретар спеціалізованої вченої ради доктор технічних наук М.І. Тарасевич

АНОТАЦІЯ

Ясинська О.О. Дослідження закономірностей рідкофазного відновлення металів і розробка технології виплавки ливарних сплавів з оксидовміщуючих матеріалів - Рукопис.

Дисертація на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук за спеціальністю 05.16.04 - “Ливарне виробництво”. - Фізико-технологічний інститут металів та сплавів НАН України, Київ, 2009.

Дисертаційна робота присвячена дослідженням закономірностей рідкофазного відновлення оксидних матеріалів та розробці ресурсозберігаючого процесу одержання сплавів з техногенних відходів у дугових печах. Встановлено вплив інтенсифікації теплообмінних процесів в рідкій ванні на швидкість протікання реакцій відновлення оксидів заліза та утворення металевої фази. Розкрито більш повно механізм процесу рідкофазного відновлення оксидів металів. Показано, що відновлення оксидів металів відбувається в твердорідкій фазі в зоні інтенсивного теплообміну. Інтенсивне кипіння шлаку суттєво прискорює тепло- та масообмін, в результаті чого відновлювальні процеси повністю завершуються до моменту розплавлення шихти. Досліджено фізико-хімічні процеси при рідкофазному відновленні металів з оксидовміщуючих матеріалів. Встановлено вплив інтенсивності перемішування шлаку та технологічних факторів на поведінку вуглецю, заліза та легуючих елементів Cr, Ni, V, а також сірки та фосфору. Проведені дослідження якості та властивостей сплавів, виплавлених з відвального електросталеплавильного шлаку. В результаті встановлено, що використання оксидних матеріалів при виплавці сплавів дозволяє одержувати метал з достатньо низьким вмістом газів та неметалевих включень.

Досліджено енергетичні параметри процесу та вплив технологічних факторів на економічні показники рідкофазного відновлення оксидних матеріалів. Запропоновані емпіричні залежності для визначення енергоємності та додаткових витрат при рідкофазному відновленні. Розроблено технологічні схеми одержання сплавів з рудної сировини, металургійних шлаків, гальваношламів та відпрацьованих нікель- та ванадійвміщуючих каталізаторів.

Ключові слова: оксидовміщуючі матеріали, рідкофазне відновлення, теплообмін, фізико-хімічні процеси, якість сплавів, енергетичні показники.

оксид залізо рідкофазний металевий

АННОТАЦИЯ

Ясинская Е.А. Исследование закономерностей жидкофазного восстановления металлов и разработка технологии выплавки литейных сплавов из оксидосодержащих материалов - Рукопись.

Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук по специальности 05.16.04 - “Литейное производство”. - Физико-технологический институт металлов и сплавов НАН Украины, Киев, 2009.

Диссертационная работа посвящена исследованиям закономерностей жидкофазного восстановления оксидосодержащих материалов и разработке ресурсосберегающего процесса получения сплавов из техногенных отходов в дуговых печах. С помощью математического моделирования и экспериментальных исследований раскрыт более полно механизм жидкофазного восстановления. Показано, что восстановление оксидосодержащей шихты осуществляется в твердожидкой фазе в зоне интенсивного теплообмена. Интенсивное кипение шлака обуславливает повышение скорости массообмена, в результате чего восстановительные процессы полностью завершаются к моменту расплавления шихты.

Проведены исследования физико-химических процессов, протекающих в плавильной ванне при жидкофазном восстановлении оксидов металлов. Установлено, что на поведение углерода, железа, легирующих элементов (Cr, Ni, V), серы и фосфора оказывают влияние технологические факторы процесса. Изучены технологические особенности получения сплавов из различных оксидосодержащих материалов в дуговой печи. Установлено, что наиболее продолжительным и энергоемким является восстановительный период плавки, определяющий энергозатраты на плавку в целом. Показано, что при жидкофазном восстановлении оксидов металлов достигаются высокие степени восстановления металлов: железа - 95-97 %, хрома - 94-96 %, никеля - 98-100 %, ванадия - 78-98 % и достаточно высокий (до 35 %) выход металлической основы.

Исследовано качество сплавов, выплавленных из хромсодержащей лигатуры и отвального электросталеплавильного шлака. Показано, что при использовании в шихте лигатуры содержание газов в сплавах в два раза ниже по сравнению с легированием хромом из отвального шлака. Концентрация кислорода и азота в сплавах, выплавленных с использованием лигатуры, составляет до 0,015 и 0,0047 % соответственно. В сплавах, легированных хромом из отвального шлака, содержится до 0,028 % кислорода и до 0,0086 % азота. Показано, что все сплавы независимо от вида шихты характеризуются наличием мелких (в основном размером до 1,25 мкм) сульфидов и силикатов марганца, преимущественно равномерно распределенными в металлической матрице.

Исследованы энергетические параметры процесса и влияние технологических факторов на экономические показатели жидкофазного восстановления оксидных материалов. Предложены эмпирические зависимости для определения энергоемкости и дополнительных затрат при жидкофазном восстановлении оксидных материалов. Разработаны технологические схемы получения сплавов из оксидных материалов и дана оценка их экономической эффективности.

Ключевые слова: оксидосодержащие материалы, жидкофазное восстановление, теплообмен, физико-химические процессы, качество сплавов, энергетические показатели.

THE SUMMARY

E.A. Yasinskaya. Research of conformity to the law of liquid-phase renewal of metals and development of technology of smelting of casting alloys from oxide materials - The manuscript.

The dissertation on gaining of scientific degree of candidate of engineering sciences after speciality 05.16.04 - Foundry. - Physical-Technological Institute of Metals and Alloys of National Academy of Sciences of Ukraine, Kiev, 2008.

Dissertation work is devoted to researches of conformities to the law of liquid-phase renewal of materials oxides and development of process of receipt of alloys from wastes in arc stoves. Influencing of intensification of heat-exchange processes is set in liquid bath on speed of flowline of reactions of renewal of oxides of iron and formation of metallic phase. It is shown, that renewal of oxides of metals takes place in the hard-liquid phase of boiling slag in the area of intensive heat exchange. The intensive boiling of slag substantially promotes speed of processes heat- and mass- exchange, what restoration processes are fully completed as a result of to the moment of melting of charge. Processes physical and chemical are explored at liquid-phase renewal of metals from oxide materials. Influence of intensity of interfusion of slag and technological factors is set on the conduct of carbon, iron and alloying elements Cr, Ni, V, and also sulphur and phosphorus. The conducted researches of quality and properties of the alloys smelted from spoiled electric furnace melting slag. It is set as a result, that the use of materials oxides at smelting of alloys allows to get a metal with enough low maintenance of gases and non-metal inclusions.

The power parameters of process and influencing of technological factors are explored on the economic indicators of liquid-phase renewal of materials oxides. Offered empiric to dependence for determination of expenditures of energy and additional charges at liquid-phase renewal. The technological charts of receipt of alloys are developed from ore raw material, metallurgical slag, galvanic slurries and the worked nicel- and vanadium catalysts.

Keywords: oxide materials, liquid-phase renewals, heat exchange, processes physical and chemical, and quality of alloys, power indexes.

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

Актуальність проблеми.

В металургії, машинобудуванні та ряді суміжних галузей промисловості утворюється велика кількість дешевих і доступних вторинних матеріалів та напівпродуктів, які містять такі ефективні зміцнюючі елементи, як хром, нікель, ванадій, молібден та ін. у вигляді оксидних сполук. Використання відходів при виробництві металопродукції дозволяє економити сировину, паливо і енергію, розширює сировинну базу промисловості, зменшує негативний вплив відходів на природне середовище. В даний час проблема утилізації таких відходів висувається на перший план, оскільки в Україні відсутні сировинні ресурси для виробництва більшості феросплавів. Серед відомих способів утилізації відходів найбільш перспективним є рідкофазне відновлення, яке достатньо легко реалізується в існуючих плавильних агрегатах. Однак, для реалізації вказаної технології необхідно провести додаткові дослідження для з'ясування механізму рідкофазного відновлення оксидів металів та отримання технологічних параметрів, що забезпечують високу ефективність процесу.

Зв'язок дисертації з науковими програмами, планами, темами. Дисертаційна робота виконувалась у відділі процесів плавки та рафінування сплавів Фізико-технологічного інституту металів та сплавів НАН України відповідно до планів науково-дослідних робіт за темами: 1.6.5.041 «Розробка технології отримання шихтової заготовки та лігатур з сировинних матеріалів та відходів, які містять Cr, Ni, Mo» (номер держреєстрації 0104U007751); 1.6.5.495 «Створення технології з переробки твердих гальванічних відходів та відпрацьованих каталізаторів, що містять Ni, Cr, Mo та інші кольорові метали» (номер держреєстрації 0102U002168); ІІІ-1-2.498 «Розробка економічних методів підвищення механічних та експлуатаційних властивостей литих виробів з чавуну і сталі шляхом оптимізації витрат складових компонентів та використання відходів» (номер держреєстрації 0102U005226); 1.6.5.535 «Дослідження рідкофазних суміщених фізико-хімічних процесів і розробка нових багатофункціональних способів плавки та рафінування розплавів з використанням вторинної сировини» (номер держреєстрації 0104U007752); 1.6.5.577 «Дослідження процесів газореагентної взаємодії компонентів в розплаві при концентрованому нагріванні та рідкофазному відновленні металів з низькосортної шихти та техногенних відходів» (номер держреєстрації 0108U004471).

Мета і задачі досліджень. Мета досліджень - встановити закономірності рідкофазного відновлення металів на основі дослідження тепло- та масообміну у плавильній ванні та створити технології виплавки сплавів.

Для досягнення поставленої мети необхідно було вирішити наступні задачі:

- дослідити теплообмін між рудно-вугільним окатишем і шлаком, що кипить, в процесі плавки та встановити вплив інтенсивності теплообміну на фізико-хімічні процеси відновлення оксидів металів;

- дослідити фізико-хімічні процеси при рідкофазному відновленні заліза та легуючих елементів з різних оксидних матеріалів;

- визначити технологічні параметри процесу рідкофазного відновлення легуючих елементів з оксидовміщуючих матеріалів;

- дослідити якість, структуру та властивості сплавів, виплавлених з використанням лігатур та відвального електросталеплавильного шлаку;

- встановити вплив технологічних факторів на енергоємність і економічні показники рідкофазного відновлення оксидних матеріалів;

- розробити технологічні схеми одержання сплавів з техногенних відходів та виконати оцінку їх економічної ефективності.

Об'єктом досліджень є процес рідкофазного відновлення заліза та легуючих елементів.

Предметом дослідження є фізико-хімічні, тепло- та масообміні процеси при рідкофазному відновленні металів.

Методи дослідження. Математичне моделювання; метод енергетичної дисперсії; хімічний аналіз; метод вакуумного плавлення зразків металу; оптична та електронна мікроскопія; аналітична оцінка енергоємності та ефективності процесу.

Наукова новизна отриманих результатів:

1. Встановлено, що відновлення оксидів металів відбувається в твердорідкій фазі, яка інтенсивно перемішується, за рахунок чого досягається підвищення швидкості теплопереносу в 2 рази та масопереносу - в 6 разів.

2. Показано, що інтенсивне перемішування шлаку при рідкофазному відновленні забезпечує високі ступені вилучення металів: заліза - до 95-97 %, хрому - до 94-96 %, нікелю - до 98-100 %, ванадію - до 78-98 %. Вихід металевої основи при цьому становить до 35 %.

3. Запропоновано емпіричне рівняння для визначення енерговитрат при рідкофазному відновленні металів. Показано, що при виплавці нержавіючої сталі з використанням оксидів хрому та нікелю енерговитрати збільшуються на 23 %, а для сталі з вмістом хрому до 30 % вони зростають на 45 % порівняно зі звичайною плавкою.

4. Запропоновано аналітичну залежність для оцінки додаткових витрат при рідкофазному відновленні та показано, що заміна брухту залізовмісткою сировиною (рудна сировина, металургійні шлами та шлаки, окалина та ін.) практично не збільшує витрати на виплавку металу, але підвищує його якість за рахунок зменшення вмісту домішок кольорових металів.

Практичне значення одержаних результатів. Розроблено методику розрахунку витрат шихтових матеріалів та енерговитрат при відновлювальній плавці, особливістю якої є використання у шихті рудної сировини та техногенних відходів, що містять оксиди заліза та цінних легуючих елементів.

Результати проведених теоретичних та експериментальних досліджень дозволили розробити ряд технологій одержання сплавів з оксидовміщуючих матеріалів, застосування яких дозволяє знизити вартість легуючих елементів за рахунок використання більш дешевих оксидних матеріалів. Зокрема, створена технологія отримання високовуглецевого ферохрому з вмістом хрому до 45-48 %, відмінністю якої є застосування в якості шихти відвального електросталеплавильного шлаку. Після проведення дослідно-промислових випробувань вказана технологія передана ЗАТ “Феротрейдинг” (м. Запоріжжя) для впровадження у виробництво.

Розробка та впровадження високоефективної технології отримання лігатур з оксидних матеріалів сприятиме розширенню виробництва високоякісних виливків з легованих чавуну і сталі, а також знизити собівартість лиття на 20-25 %.

Особистий внесок здобувача. При безпосередній участі автора досліджені і теоретично обґрунтовані процеси теплообміну між рудно-вугільним окатишем і шлаком, що кипить [1-3]. Здобувачем виконано аналіз одержаних наукових результатів дослідження фізико-хімічних процесів, що протікають при рідкофазному відновлюванні [4, 5]. Дисертантом досліджено якість і властивості сплавів, виплавлених з відвального електросталеплавильного шлаку методом рідкофазного відновлення [6, 7]; у співпраці встановлено вплив технологічних факторів на енерговитрати та економічні показники рідкофазного відновлення оксидів металів [8-10]. Автор приймала активну участь у розробці технологій отримання лігатур і сплавів з оксидовміщуючих матеріалів [11-16].

Апробація результатів дисертації. Основні наукові положення і результати дисертаційної роботи доповідались і обговорювались на: ХІ міжнародній науково-технічній конференції “Теория и практика сталеплавильных процессов” (м. Дніпропетровськ, 2005р.); міжнародному науково-технічному конгресі “Экономический путь к высококачественному литью” (м. Запоріжжя, 2005р.); міжнародній конференції “Экология промышленных предприятий. Утилизация отходов. Очистка сточных вод. Защита воздушной среды” (Крим, 2005р.); ІІ міжнародній науково-практичній конференції “Литье - 2006” (м. Запоріжжя, 2006р.); міжнародному науково-технічному конгресі “Процессы плавки, обработки и разливки металлов: отливки, слитки, заготовки” (м. Київ, 2006р.); міжнародній науково-технічній конференції “Неметалеві вкраплення і гази у ливарних сплавах” (м. Запоріжжя, 2006р.); київській конференції молодих вчених “Новітні матеріали та технології” НМТ-2006 (м. Київ, 2006р.); ІІІ міжнародній науково-практичній конференції “Литье - 2007” (м. Запоріжжя, 2007р.); міжнародному науково-технічному конгресі “Современные материалы и технологии в металлургии и машиностроении” (м. Київ, 2007р.); IV міжнародній науково-практичній конференції “Литье - 2008” (м. Запоріжжя, 2008р.); науково-практичній конференції молодих вчених “Метали: одержання, обробка, застосування” (м. Київ, 2008р.); міжнародній науково-технічній конференції “50 лет в Академии наук: ИЛП, ИПЛ, ФТИМС - прошлое, настоящее, будущее” (м. Київ, 2008р.).

Публікації. Результати дисертаційної роботи викладені в 16 публікаціях в періодичних виданнях, рекомендованих ВАК України.

Структура та обсяг роботи. Дисертаційна робота складається зі вступу, шести розділів основної частини, загальних висновків, списку використаних літературних джерел з 207 найменувань та 1 додатка. Загальний обсяг дисертації - 228 сторінок, в тому числі 10 сторінок - додаток. Дисертація містить 49 рисунків та 52 таблиці.

ОСНОВНИЙ ЗМІСТ РОБОТИ

У вступі наведена загальна характеристика роботи, обґрунтована її актуальність, сформульовані мета і задачі досліджень, визначені наукова новизна та практичне значення отриманих результатів. Наведені відомості про особистий внесок здобувача та про апробацію результатів досліджень.

Перший розділ оглядовий і висвітлює проблему утворення та накопичення відходів, що містять залізо та легуючі елементи. Розглянуто процеси безкоксової металургії заліза та переробки техногенних відходів. Показано, що одним з найбільш ефективних способів є рідкофазне відновлення, яке достатньо легко реалізується в існуючих плавильних агрегатах, і дозволяє одержувати сплави з відходів машинобудівного та металургійного виробництв.

Слід зазначити, що процеси, які відбуваються в рідкій ванні при відновлювальній плавці оксидних матеріалів недостатньо вивчені. Результати виконаних досліджень не розкривають механізм рідкофазного відновлення оксидних матеріалів та часто мають вузькоспрямований характер. Недостатньо вивчені фізико-хімічні процеси, що протікають у ванні печі, вплив технологічних факторів на енерговитрати і додаткові витрати на відновлення оксидів металів. Отриманих даних недостатньо для розробки високоефективних технологічних процесів одержання лігатур і сплавів з відходів. На підставі цього аналізу сформульовано та визначено задачі досліджень.

У другому розділі наведені методики досліджень, обробки експериментальних даних, підібране оснащення та вибрані матеріали. В якості шихтових матеріалів використовували чавунний брухт, відходи сталі Ст.3, гальваношлами, металургійні шлами та шлаки, відпрацьовані нікелеві та ванадієві каталізатори, відвальні електросталеплавильні шлаки. В якості відновлювача використовували вуглець у вигляді електродного бою та коксу. Для отримання шлаку потрібної основності застосовували вапно або вапняк. Використовували стандартні феросплави: ферохром ФХ800Б, феросиліцій ФС65, феромарганець ФМн75, силікомарганець СМн17. Для отримання хромистих чавунів використовували лігатуру, яка попередньо була виплавлена з відвального електросталеплавильного шлаку та мала наступний хімічний склад, масова частка, %: 7,8 С; 0,16 Si; 2,1 Mn ; 48,7 Cr; 1,5 Ni; 0,017 S; 0,073 P; 39,65 Fe. Дослідні плавки проводили в дуговій печі постійного струму. Контроль температури здійснювали вольфрам-ренієвою термопарою марки ВР-20/5. Для виявлення хімічного складу дослідних сплавів застосовували спектральний та хімічний методи аналізу. Металографічні дослідження проводили на електронному мікроскопі JSM-840 та оптичних мікроскопах “NEOPHOT-32” та “POLYVAR MET”. Вміст кисню та азоту в металі визначали методом вакуумного плавлення на газоаналізаторах RO-316 і TN-114 фірми “LEСO” (США).

Третій розділ. З використанням математичних моделей було досліджено кінетику нагріву рудно-вугільного окатиша в шлаку, що кипить. При моделюванні було прийнято: окатиш має форму кулі діаметром 12 мм; нагрівання окатишу відбувається в ізотермічних умовах (при постійній температурі шлаку - 1550 ⁰С). В результаті обчислювального експерименту були отримані температурні криві, які описують розігрів рудно-вугільного окатишу, що знаходиться в об'ємі розплавленого шлаку, при різних умовах нагрівання: без урахування переміщення окатиша та з урахуванням його руху (рис. 1, 2).

При нагріванні окатиша у спокійному стані перепад температур по його перерізу в початковому періоді становить до 380 ⁰С. По мірі прогрівання окатиша перепад температур поступово зменшується до 80 ⁰С на 5-й секунді і в подальшому нагрів окатиша здійснюється практично безградієнтно (рис. 1), тобто відбувається вирівнювання температури по його перерізу. Виконані розрахунки дозволили встановити, що час відновлювальних процесів при розігріві до температури 1000 ⁰С (рис. 1, б) складає 15 с. При переміщенні окатиша у шлаку, що кипить, за рахунок збільшення швидкості його руху у в'язкому шлаку з 0,02 до 0,54 м/с спостерігається інтенсифікація процесів теплообміну на границі окатиш-шлак (рис. 2). Це призводить до зростання температурного градієнту по перерізу окатиша. Показано, що до 2-ї секунди процеси нагрівання та відновлення спостерігаються лише в поверхневих шарах окатиша (перепад температур по радіусу окатиша досягає 1500 ⁰С) з подальшим різким зростанням температури у центральних областях. Час повного відновлення при таких умовах нагрівання становить 3,27 с.

При обробці результатів чисельних експериментів методами регресійного аналізу була отримана система рівнянь, яка пов'язує величини коефіцієнту теплообміну (б) зі швидкістю переміщення окатиша у шлаку, що кипить.

Таким чином, за допомогою методів математичного моделювання була встановлена закономірність нагріву рудно-вугільного окатиша в шлаку, що кипить, у початковому періоді, який характеризується протіканням відновлювальних процесів, і в другому періоді - повним розплавленням заліза. Однак дані обчислювального експерименту потребують підтвердження, тому на моделюючій установці (рис. 3) були виконані дослідження тепло- та масообміну при нагріванні рудно-вугільного окатиша у шлаку, що кипить. Кипіння шлаку імітували обертанням тиглю зі шлаком. Для обробки результатів експериментів була розроблена спеціальна методика, що дозволила отримати достатньо достовірні дані, які описують процес теплообміну в системі “окатиш-шлак”.

Розрахунки проводили за умови, що процес нагрівання окатиша відбувається при незмінній температурі розплав-леного шлаку (t_ш = 1550 ⁰С). При розрахунках коефіцієнт темпера-туропровідності, теплоємність та теплопровідність матеріалу ока-тиша були прийняті постійними та являли собою середні значення вказаних теплофізичних власти-востей в інтервалі температур 0-1200 ⁰С.

Для визначення параметрів процесу теплообміну використо-вували графіки, які побудовані у вигляді рівняння, згідно якому безрозмірна температура окатиша є функцією безрозмірних критеріїв Біо і Фур'є, та безрозмірної координати. Графіки побудовані за розрахунковими значеннями критерію Фур'є, та літературними даними, окремо для поверхні, центру та середини радіусу окатиша:

(1)

де и - безрозмірна змінна температура; - безрозмірний критерій Біо; - безрозмірний критерій Фур'є; - безрозмірна координата; r - поточне значення радіусу, м; R - радіус окатиша; б - коефіцієнт тепловіддачі, Дж/м²·с·⁰С; л - коефіцієнт теплопровідності окатиша, Дж/м·с·⁰С; - коефіцієнт температуропровідності окатиша, м²/с; с - теплоємність окатиша, Дж/кг·⁰С; с - щільність окатиша, кг/м³.

За визначеною експериментально температурою центру окатиша (t_ц) розраховували безрозмірну температуру центру окатиша (и_ц):

(2)

де t₀ - початкова температура окатиша, ⁰С; t_ш - температура шлаку, ⁰С.

Потім по графіку знаходили значення безрозмірного критерію Біо і по формулі розраховували коефіцієнт тепловіддачі (б):

(3)

По відомим значенням критеріїв Біо і Фур'є, згідно графіків, знаходили безрозмірну температуру поверхні (и_п) та середини радіусу (и_см) окатиша. Після цього по формулі розраховували абсолютні значення температури поверхні та середини радіусу окатиша:

(4)

де t - шукана температура поверхні або середини радіусу окатиша, ⁰С.

Експериментальні та розрахункові дані показали, що початковий період нагрівання окатишів характеризується підвищеними значеннями критерію Біо. В цей період зміна температурного поля суттєво залежить від початкового теплового стану тіла. В подальшому значення критерію Біо залишаються практично незмінними (табл. 1-2). Це свідчить про настання регулярного режиму нагрівання, при якому розподіл температури по об'єму окатиша не залежить від початкових умов, а визначається умовами нагрівання та теплофізичними властивостями матеріалу окатиша.

Таблиця 1. Експериментальні та розрахункові параметри процесу нагрівання окатиша у нерухомому шлаку

ф, с	tц, 0С	иц	Fo	Bi	Biср	ип	tп, 0С	бср, Дж/(м2·с·0С)
5	81	0,04	0,064	-	0,366	-	-	73,26
10	116	0,063	0,129	0,55		0,217	353
15	173	0,1	0,193	0,405		0,246	396
20	248	0,149	0,257	0,385		0,277	444
25	322	0,197	0,32	0,37		0,325	517
30	395	0,245	0,386	0,36		0,368	583
35	465	0,29	0,45	0,355		0,405	640
40	530	0,333	0,515	0,355		0,445	701
45	597	0,377	0,58	0,355		0,483	759
50	664	0,421	0,64	0,365		0,515	808
55	726	0,46	0,7	0,37		0,544	852
60	784	0,5	0,77	0,373		0,575	900
65	843	0,538	0,84	0,375		0,595	930
70	894	0,571	0,9	0,38		0,627	979
75	941	0,602	0,965	0,387		-	-

Таблиця 2. Експериментальні та розрахункові параметри процесу нагрівання окатиша у шлаку, що обертається зі швидкістю Vш= 0,04 м/с

ф, с	tц, 0С	иц	Fo	Bi	Biср	ип	tп, 0С	бср, Дж/(м2·с·0С)
5	75	0,036	0,064	-	0,715	-	-	143
10	169	0,097	0,129	0,87		0,321	511
15	298	0,18	0,193	0,725		0,402	635
20	430	0,268	0,257	0,76		0,483	759
25	550	0,346	0,32	0,75		0,548	858
30	650	0,41	0,386	0,695		0,583	912
35	741	0,47	0,45	0,685		0,63	984
40	825	0,526	0,515	0,685		0,67	1045
45	922	0,59	0,58	0,715		0,705	1099

Збільшення швидкості обертання шлаку призводить до зростання інтенсивності теплообміну між розплавленим шлаком та окатишем, про що свідчить підвищення коефіцієнту тепловіддачі (рис. 4).

При введенні окатиша у розплавлений шлак, який має більш високу температуру, між шлаком та окатишем виникає процес теплообміну, і окатиш починає прогріватися. Спочатку прогрівається поверхня, але поступово процес поширюється і в глибину окатиша. Експериментальними даними встановлена залежність температури поверхні та центру окатиша від швидкості обертання шлаку (рис. 5-6). Досліди показали, що при підвищенні швидкості обертання шлаку збільшується інтенсивність теплообміну між шлаком та окатишем, що призводить до зростання температурного градієнту по радіусу окатиша. Так, якщо на десятій секунді нагріву окатиша у нерухомому шлаку градієнт температур по радіусу окатиша складав 237 ⁰С, то при швидкості обертання 0,04 м/с перепад температур дорівнював 342 ⁰С. По мірі прогрівання окатиша інтенсивність передачі тепла зменшується, що призводить до зниження температурного градієнту.

Встановлено, що умови теплообміну впливають на характер протікання процесів відновлення оксидів заліза. Внаслідок збільшення інтенсив-ності теплообміну в шлаку, що кипить, значно прискорюються процеси віднов-лення оксидів заліза. Про це свідчить збільшення, порівняно зі спокійним шлаком, глибини відновленого шару майже у шість разів при інтенсивному кипінні шлаку (б = 143 Дж/м²·с·⁰С). При цьому структура відновленого шару характеризується наявністю металевої, шлако-металевої та шлакової фаз, а також великої кількості пор, що утворилися в процесі відновлення. Зі збільшенням інтенсивності теплообміну відбувається укрупнення окремих відновлених часток заліза з утворенням достатньо щільної і практично незабрудненої шлаковими включеннями металевої фази у вигляді безформних згустків. Таким чином, за допомогою математичного моделювання та експериментальних досліджень розкрито більш повно механізм відновлювальної плавки. Встановлено, що бурхливе кипіння шлаку при рідкофазному відновленні сприяє інтенсифікації тепло- та масопереносу, внаслідок чого зростає швидкість віднов-лювальних процесів.

Четвертий розділ. Досліджено поведінку вуглецю, заліза та легуючих елементів (хрому, нікелю, ванадію), а також сірки та фосфору у ванні дугової печі в процесі плавлення оксидних матеріалів. Аналіз даних показав (табл. 3), що вуглець переважно витрачається на відновлення оксидів металів. Мають місце також витрати вуглецю на навуглецювання сплаву, втрати його на угар та зі шлаком.

Таблиця 3. Статті витрат вуглецю при плавленні металургійного шлаку

№ п/п	Статті витрат вуглецю, %
	відновлення	навуглецювання	не прореагував	окислення
1	71,4	7,4	13,6	9,6
2	71,5	8,7	11,9	7,9
3	74,1	9,6	7,9	8,4
4	70,1	7,5	14,4	8,0
5	75,8	8,0	8,1	8,1

Встановлено, що на поведінку вуглецю в процесі рідкофазного відновлення суттєво впливає спосіб введення вуглецю у ванну печі. Найбільш сприятливі умови для перебігу відновлювальних процесів досягаються при введенні вуглецю в огрудкований матеріал (окатиші) у кількості, що перевищує стехіометрично необхідну для повного відновлення оксиду металу.

Поведінку заліза досліджували при рідкофазному відновленні залізорудного концентрату, окатишів та металургійного шламу. Встановлено, що ступінь відновлення заліза при рідкофазному відновленні залежить від способу введення вуглецю у ванну печі та його кількості. При введенні вуглецю у розплав в стехіометричному співвідношенні ступінь відновлення заліза складає 90,3 %. При відновленні тільки вуглецем та кремнієм, що містяться у чавуні, ступінь відновлення заліза дорівнює 86,1 %. Найбільш високий ступінь відновлення заліза (95,5 %) має місце при надлишковому вмісті вуглецю в огрудкованому концентраті.

Дослідження поведінки хрому проведені по двом варіантам: плавка в рідкому чавуні та в рідкому шлаку. Експериментально встановлено (табл. 4), що при плавці відвального електросталеплавильного шлаку вміст хрому в металі суттєво залежить від режимів та технологічних параметрів плавки. Так, розкислення шлаку наприкінці плавки підвищує вміст хрому у сплаві в 1,2 рази, а при сумісному розкисленні та скачуванні шлаку, що утворюється, вміст хрому в металі збільшується вдвічі.

Показано, що у всіх випадках при плавці оксидів металів в рідкому шлаку вміст хрому в сплаві значно вище порівняно з плавкою на рідкому “болоті” чавуну. Однак відновлювальні процеси при плавленні у рідкому шлаку протікають недостатньо повно. Так, ступінь відновлення хрому при плавці у рідкому шлаку складає 90 % порівняно з плавкою на рідкому “болоті” чавуну - 96 %.

Таблиця 4. Вплив режимів плавки на вміст хрому у виплавленому сплаві

Режим плавки	Основність шлаку, CaO/SiO2	Коефіцієнт надлишку вуглецю,	Вміст компонентів, %
			сплав	шлак
			Cr	Fe	Cr2O3	Fe2O3
Плавка в рідкому чавуні:
- без розкислення шлаку	1,14	1,31	6,98	85,54	1,56	0,45
- з розкисленням шлаку	1,03	1,25	8,25	84,48	0,76	0,36
- з розкисленням і скачуванням шлаку	1,01	1,18	14,9	77,07	0,90	0,90
Плавка в рідкому шлаку:
- без скачування шлаку	1,08	1,06	29,2	54,10	9,12	2,57
- з одним скачуванням шлаку	1,10	1,20	35,2	50,26	8,10	1,95
- з двома скачуваннями шлаку	1,00	1,10	46,5	41,9	7,67	1,60

Відомо, що оксиди нікелю легко відновлюються вуглецем при температурах 800-900 ⁰С. Нами досліджено поведінку нікелю при відновлювальній плавці відпрацьованих нікелевих каталізаторів. Встановлено, що поведінка нікелю за інших рівних умов залежить від співвідношення у шлаку СаО та Al₂O₃. Так, при співвідношенні у шлаку СаО/Al₂O₃ =1 та високій температурі перегріву досягається ступінь відновлення нікелю 100 %.

Оксиди ванадію мають міцний термодинамічний зв'язок, тому для їхнього відновлення, як правило, використовують кремній та алюміній. Аналогічно з відновленням заліза та хрому високотемпературне відновлення оксиду ванадію (V₂O₅) алюмінієм відбувається у дифузійній області, а значить, найбільш повільною стадією є процес дифузії у шлаковій фазі. Встановлено, що найбільш повне відновлення ванадію при плавці ванадієвого концентрату спостерігається при використанні в якості відновлювача алюмінію (табл. 5, плавка № 4).

Таблиця 5. Матеріальний баланс ванадію в дослідних плавках

Статті балансу	Номер плавки
	1	2	3	4
Розподілення в металі, %	90,8	78,5	82,6	97,8
Розподілення в шлаку, %	9,2	21,5	17,4	2,2

Дослідження показали, що при відновлювальній плавці неогрудкованого концентрату досягається більш повне відновлення ванадію, про що свідчить низький вміст його у шлаку (плавки №№ 1 і 4).

Відомо, що вторинні матеріали досить часто містять значну кількість шкідливих домішок S та P, які негативно впливають на властивості сталей і сплавів. Тому вивчення поведінки їх в процесі рідкофазного відновлення оксидів металів представляє значний науковий інтерес. Поведінку сірки досліджено при плавці ванадієвих каталізаторів, які містять 14,2 % сірки. Аналіз одержаних результатів (табл. 6) показав, що вміст сірки у виплавленому металі залежить від виду відновлювача.

Таблиця 6. Вплив виду відновлювача на поведінку сірки при плавці ванадієвих каталізаторів

№ плавки	Відновлювач	Вміст сірки в металі, мас. %	Розподілення сірки в продуктах плавки, %
			метал	шлак	газ
1.	Феросиліцій	0,248	5,35	8,23	86,42
2.	Феросиліцій	0,270	2,22	5,25	92,53
3.	Алюміній	0,025	0,20	7,15	92,65
4.	Алюміній	0,021	0,15	7,92	91,93

При використанні в якості відновлювача алюмінію вміст сірки на порядок нижче порівняно з відновленням оксидів феросиліцієм, і складає для плавок № 3 і № 4 - 0,025 і 0,021 % відповідно. При відновленні оксиду ванадію алюмінієм суттєво змінюється склад шлакової фази, який впливає на процес десульфурації металу. Так, зменшення окисленості шлаку (FeO), заміна частини оксиду SiO₂ на Al₂O₃ та збільшення основності шлаку призвело до зниження вмісту сірки в металі на один порядок. Вплив вказаних факторів на десульфурацію металу узгоджується з даними багатьох дослідників.

Дані досліджень показали, що при плавці відпрацьованих ванадієвих каталізаторів видалення сірки відбувається, головним чином, через газову фазу в процесі нагрівання та плавлення шихти в результаті термічного розпаду складних сірковміщуючих сполук типу K₃VO₂SO₄S₂O₇; K₂S₂O₇ та K₃VO₂(SO₄)₂ з виділенням SO₃ і SO₂. При відновленні оксиду ванадію алюмінієм внаслідок більш низької окисленості та більш високої основності шлаку, а також зменшення вмісту в ньому кремнезему за рахунок підвищеного вмісту глинозему концентрація сірки в металі знижується до 0,021-0,025 %.

Однією з шкідливих домішок в сталі є також фосфор. Вплив його, наприклад, на властивості сталі, загальновідомий. Дефосфорація металу в процесі плавки, як відомо, ефективно відбувається за умов забезпечення: окислювального середовища, високої активності оксидів заліза в шлаку, достатньо високій основності шлаку, наявності шлаків з незначним вмістом фосфору, зміни шлаку та низької температури металу. При рідкофазному відновленні окислювальні та відновлювальні процеси суміщені, що суттєво впливає на поведінку фосфору. В табл. 7 показана зміна вмісту фосфору до та після обробки його рафінуючим шлаком (56 % СаО, 27 % FeO и 17 % СаF₂).

Таблиця 7. Зміна хімічного складу металу до і після обробки його рафінуючим шлаком

Метал	Вміст елементів, масова частка, %
	С	Si	Mn	Cr	Ni	Р	S	Fe
Вихідний	6,76	0,27	1,84	34,1	1,98	0,057	0,065	Ост.
Після обробки шлаком	5,32	0,056	0,823	35,94	-	0,068	0,016	Ост.

З цих даних видно, що вміст фосфору в металі практично не змінюється, а його підвищення, яке спостерігається, обумовлено угаром C, Mn і Si.

Встановлено, що підвищення вмісту вуглецю у шихті та суміщення окислювального та відновлювального періодів в процесі рідкофазного відновлення не дозволяє здійснити дефосфорацію металу. Вміст фосфору в металі залежить, насамперед, від концентрації його оксиду (Р₂О₅) у вихідній шихті.

Виконані дослідження дозволили встановити залежність перебігу фізико-хімічних процесів при рідкофазному відновленні від виду відновлювача та хімічного складу оксидних матеріалів, основності шлаку та температури розплаву.

П'ятий розділ. Досліджена якість сплавів, виплавлених з використанням відвального електросталеплавильного шлаку та хромовміщуючої лігатури. Аналіз даних показав, що в сплавах, виплавлених з використанням лігатури, вміст кисню та азоту у 2 рази менше, ніж у випадку застосування відвального шлаку. Так, при введені в шихту лігатури вміст кисню та азоту в сплавах складає 0,010-0,015 % та 0,0023-0,0047 % відповідно. В сплавах, легованих хромом з відвального електросталеплавильного шлаку, міститься 0,024-0,028 % кисню та 0,0040-0,0086 % азоту.

Металографічний аналіз зразків металу показав, що у всіх сплавах присутні переважно дрібні неметалеві включення розміром до 1,25 мкм. Об'ємна частка включень змінюється від 0,20 до 0,68 % в залежності від виду шихти. Аналіз хімічного складу неметалевих включень показав, що в дослідних сплавах присутні сульфіди та силікати марганцю, які містять також хром у кількості 2-6 та 15-17 % відповідно. Неметалеві включення переважно рівномірно розподілені у матриці сплавів. Таким чином встановлено, що використання оксидних матеріалів дозволяє одержувати сплави достатньо високої якості.

Шостий розділ. Дослідження особливостей технологічного процесу отримання сплавів при плавці оксидних матеріалів показали, що найбільш тривалим періодом плавки є відновлювальний. Цей період характеризується більш високими витратами електроенергії і визначає загальні енерговитрати на плавку. В результаті аналітичного дослідження енергетичних показників рідкофазного відновлення металів запропоновано емпіричне рівняння для визначення енерговитрат при відновлювальній плавці оксидних матеріалів:

(5)

де q₀ - питомі витрати енергії при звичайній плавці, кВт-год/кг; q_i - питомі витрати енергії на відновлення оксиду металу, що міститься у шихті, кВт-год/кг; G_і, G_м - вміст оксиду металу і металу у шихті відповідно, кг; ц_i - ступінь відновлення металу.

З цього рівняння слідує, що енергоємність процесу рідкофазного відновлення залежить від виду та кількості оксидних матеріалів у шихті, і визначається симплексом . Вона завжди буде більшою порівняно зі звичайною (мартенівською, електродуговою та ін.) плавкою за рахунок витрат енергії на відновлення оксидів металів, однак велика різниця у вартості легуючих елементів у вигляді феросплавів та оксидних матеріалів повністю компенсує додаткові витрати на енергоносій при рідкофазному відновленні.

Розрахунковими даними показано, що енергоємність виплавки нержавіючої сталі Х18Н10 з вуглецевої сталі, оксидів хрому та нікелю порівняно зі звичайною плавкою збільшується на 23%, а виплавка сталі з вмістом хрому до 30 % підвищує енергоємність процесу на 45 %.

Розроблено ряд технологій отримання сплавів з рудної сировини, гальваношламів, металургійних шлаків та відпрацьованих каталізаторів, Одержані сплави (лігатури та шихтові заготовки) призначені для виплавки легованих чавунів та сталей широкого сортаменту.

Досліджено вплив технологічних факторів на економічні показники рідкофазного відновлення. Встановлено, що при рідкофазному відновленні сумарні витрати на виплавку металу залежать від вмісту відходів у шихті, витрат відновлювача та енергії на відновлення оксидів металів. Виходячи з цього, додаткові витрати при рідкофазному відновленні можна представити у вигляді наступного виразу:

(6)

де - коефіцієнт витрат брухту; - коефіцієнт витрат відходів; - коефіцієнт витрат вуглецю;- коефіцієнт енерговитрат; G_л, G_о, G_в - кількість брухту, відходів та відновлювача у шихті відповідно; C_л, C_о, C_в и C_э - вартість брухту, відходів, відновлювача та енергоносіїв відповідно; q - питомі витрати енергії на відновлення оксидів металів; ц - ступінь відновлення металів.

Аналіз складових витрат у представленому виразі показує, що додаткові витрати при рідкофазному відновленні залежать головним чином від вмісту відходів у шихті. З однієї сторони, збільшення вмісту відходів у шихті призводить до зменшення витрат, а з іншої сторони, потребує додаткових витрат на відновлювач та енергоносії для відновлення оксидів металів. Оцінити превалюючий вплив окремих складових витрат на додаткові витрати при рідкофазному відновленні та витрати на плавку в цілому можливо тільки в умовах конкретного виробництва.

На прикладі залізовміщуючих відходів вивчено вплив технологічних факторів на економічні показники рідкофазного відновлення. Дані аналітичних досліджень показали, що застосування рідкофазного відновлення при виплавленні металу економічно виправдано. Заміна дефіцитного брухту залізорудними матеріалами при відновлювальній плавці практично не збільшує витрати на виплавку металу у дуговій печі, але підвищує якість металу за рахунок зменшення вмісту домішок кольорових металів (Pb, Sn, Cu та ін.).

Розроблена методика розрахунку витрат шихтових матеріалів та енергії при рідкофазному відновленні оксидних матеріалів, яка дозволила виконати оцінку економічної ефективності застосування гальваношламу для виплавки легованого чавуну ЧХ9Н5. Розрахунки складу шихти для виплавки 1 т чавуну по традиційній технології та з використанням гальваношламу показали, що у другому випадку забезпечується зниження собівартості 1 т чавуну в 2-2,5 рази за рахунок зменшення витрат нікелю та виключення зі складу шихти ферохрому.

Таким чином, застосування рідкофазного відновлення при виплавленні чавунів та сталей економічно виправдано, оскільки дозволяє знизити собівартість металопродукції за рахунок використання більш дешевої сировини (оксидовміщуючих матеріалів) замість брухту та феросплавів.

ЗАГАЛЬНІ ВИСНОВКИ

1. Проаналізовано стан питання в області використання техногенних відходів для отримання сплавів. Розглянуті способи прямого отримання заліза і способи переробки відходів, що містять цінні легуючі елементи хром, нікель, молібден, ванадій та інші у вигляді оксидів. Показано, що одним з найефективніших способів переробки відходів є рідкофазне відновлення, яке достатньо легко реалізується в існуючих плавильних агрегатах.

2. Більш повно розкрито механізм рідкофазного відновлення оксидів металів. Встановлено, що відновлення оксидів відбувається в твердорідкій фазі в зоні інтенсивного теплообміну. Внаслідок прискореного тепломасообміну відновлювальні процеси повністю завершуються до моменту розплавлення шихти.

3. В процесі відновлювальної плавки оксидної сировини на відновлення оксидів металів витрачається до 94 % вуглецю, на навуглецювання розплаву - до 14 % вуглецю. Мають місце також витрати вуглецю на окислення та втрати зі шлаком.

4. В результаті досліджень встановлено, що ступінь відновлення заліза залежить від способу введення вуглецю в шихту та його кількості. Показано, що якнайповніше залізо відновлюється при надлишку вуглецю в огрудкованій суміші із залізорудним концентратом. Ступінь відновлення заліза при цьому становить 95,5 %. Достатньо ефективно здійснюється відновлення вуглецем та кремнієм, що розчинені в чавуні.

5. Розкислювання шлаку в кінці плавки підвищує вміст хрому в сплаві в 1,2 рази, а при сумісному розкислюванні та скачуванні шлаку його вміст збільшується удвічі. Показано, що при плавці на рідкому «болоті» чавуну відновлювальні процеси протікають більш повно, ніж при плавці без наведення металевої ванни.

6. При відновлювальній плавці відпрацьованих нікелевих каталізаторів більш високий вміст нікелю в сплаві досягається при плавці в печі з основною футерівкою. Ступінь відновлення нікелю 98-100 % досягається при співвідношенні в шлаку CaO/Al₂O₃ = 1, та високій температурі перегріву розплаву.

7. Поведінка ванадію при рідкофазному відновленні залежить від технологічних параметрів та виду відновника. При застосуванні в якості відновника кремнію вилучення ванадію складає в середньому 84,6 %, а при використанні алюмінію фізико-хімічні процеси протікають більш повно, що обумовлює підвищення ступеню відновлення ванадію до 97,8 %.

8. При відновлювальній плавці ванадієвих каталізаторів, що містять 14,2 % S, до 95 % сірки видаляється через газову фазу в результаті термічного розкладання складних сірковміщуючих сполук, присутніх у складі каталізаторів. При відновленні алюмінієм досягається вміст сірки в металі до 0,021-0,024 %, що на порядок нижче в порівнянні з використанням як відновника феросиліцію.

9. Суміщення окислювального та відновлювального періодів при рідкофазному відновленні, а також високий вміст вуглецю у шихті утруднює дефосфорацію металу. Концентрація фосфору в металі залежить головним чином від вмісту його оксиду (P₂O₅) у шихті.

10. Дослідження особливостей технологічного процесу отримання сплавів з оксидовміщуючих матеріалів при рідкофазному відновленні показали, що найтривалішим і енергоємним є відновлювальний період плавки. Витрати електроенергії у відновлювальний період складають 45-50 % від загальних витрат енергії на плавку в цілому.

11. Високі ступені відновлення металів: заліза - 95-97 %, хрому - 94-96 %, нікелю - 98-100 % і ванадію - 78-98 % обумовлені інтенсивним тепло- та масообміном в процесі плавлення оксидовміщуючих матеріалів.

12. При виплавленні хромистих чавунів з використанням лігатури, виплавленої з відвального електросталеплавильного шлаку, вміст кисню та азоту в сплавах становить до 0,015 % і 0,0047 % відповідно. При легуванні хромом з оксидного розплаву відвального шлаку у чавуні міститься до 0,028 % кисню та до 0,0086 % азоту. В усіх сплавах, виплавлених обома способами, містяться в основному включення сульфідів та силікатів марганцю, у складі яких спостерігається також хром в кількості 2-6 та 15-17 % відповідно. Неметалеві включення переважно дрібні (до 1,25 мкм) та рівномірно розподілені в металевій матриці.

13. Запропоновано емпіричне рівняння для визначення енерговитрат процесу виплавлення легованих чавунів та сталей способом рідкофазного відновлення. Згідно даного рівняння, енерговитрати процесу рідкофазного відновлення залежать від виду та кількості оксидовміщуючих матеріалів у шихті і визначаються симплексом . Енергоємність процесу виплавлення нержавіючої сталі Х18Н10 з шихти, яка містить оксиди хрому та нікелю, порівняно зі звичайною плавкою на брухті збільшується на 23 %, а при виплавленні сталі з вмістом хрому 30 % енергоємність процесу підвищується на 45 %.

14. Розроблено ряд технологій отримання сплавів з оксидовміщуючих матеріалів, що дозволяють знизити собівартість металопродукції за рахунок використання більш дешевих шихтових матеріалів. Зокрема, створена технологія одержання високовуглецевого ферохрому з вмістом хрому до 45-48 %, відмінністю якої є використання відвальних шлаків електросталеплавильного виробництва замість хромової руди.

15. Запропоновано аналітичну залежність, яка дозволяє оцінити додаткові витрати при рідкофазному відновленні. Згідно даного рівняння, додаткові витрати залежать головним чином від кількості відходів у шихті. Оцінні розрахунки показали, що додаткові витрати на енергоносії при рідкофазному відновленні мають незначний вплив на збільшення загальних витрат на виплавлення металу порівняно з плавкою брухту.

СПИСОК ОПУБЛІКОВАНИХ ПРАЦЬ

1. Костяков В.Н., Найдек В.Л., Тарасевич Н.И., Полетаев Е.Б., Корниец И.В., Шевчук* Е.А. Механизм восстановительной плавки // Пр...