Для получения промышленных сплавов железа и кремния применяли разнообразные железосодержащие материалы и в первую очередь различные железные руды. На использовании железных руд основано получение доменного ферросилиция. Применение железных руд в электроплавильных ферросилициевых печах нецелесообразно: чем беднее руда железом, тем больше вносит она шлакообразующих примесей. Пылеватые железные руды снижают газопроницаемость колошника и вызывают колебания в составе сплава. Самое важное заключается в том, что восстановление окислов железа руды вызывает дополнительный расход электроэнергии. Приведем реакции «непрямого» восстановления:
Для осуществления этих реакций требуется подвести тепло извне, хотя, сравнительно с восстановлением кремнезема, – в небольшом количестве. Но в низкошахтных электроплавильных печах даже при получении чугуна так называемое «непрямое» восстановление окислов железа получает слабое развитие. В колошниковом газе электродоменных печей отношение СО / CO2 составляет ~ 4,5, в то время как в колошниковом газе обычных доменных печей ~ 2,5. Минимальный расход углерода на восстановление окислов железа в электродомнах составляет 0,14 – 0,15 кг на 1 кг чугуна. Плавка чугуна в низкошахтных электропечах успешно протекает без циркуляции газа. Все это говорит о том, что в этом процессе преобладает «прямое» восстановление окислов железа углеродом, окисляющимся главным образом до СО. И в доменных печах при плавке ферросилиция (11 – 12% Si) область «прямого» восстановления с температурой выше 1100 – 1200°, в связи с высоким расходом кокса, вытесняет зону «непрямого» восстановления. Расход тепла при плавке доменного ферросилиция составляет 3380 ккал/кг [58] или 3930 квт-ч/т, а по данным Челябинского металлургического завода за 1957 г. 4110 ккал/кг или 4780 квт-ч/т.
По словам академика М.А. Павлова, «Ход на такие чугуны требует самого высокого нагрева дутья, чрезмерно высокого расхода горючего и потому, по мере развития электрометаллургии, все реже и реже осуществляется» [14]. В США производство доменного ферросилиция сокращается [3]: его выплавляют 3 завода, а сплав с 25% Si в электропечах – 7 заводов [90].
Реакциями «прямого» восстановления окислов железа являются:
Эти реакции требуют введения в шихту дополнительного количества углерода, но осуществляются с меньшим поглощением тепла, чем реакции «непрямого» восстановления, так как горение С до СО дает больше тепла, чем горение СО до СО2. Целесообразность затраты электроэнергии на восстановление окислов железа должна быть в каждом случае обоснована, поскольку существует возможность вводить в шихту электропечей при выплавке ферросилиция железо в неокисленном виде.
П. Миге для своих однофазных печей советовал применять железную руду при выплавке ферросилиция с целью достижения возможно более глубокого погружения электродов в шихту, учитывая меньшую электропроводность руды по сравнению с железной стружкой. Другим доводом, выставлявшимся в пользу применения железной руды, являлось снижение температуры колошника при восстановлении окислов железа окисью углерода в результате уменьшения окисления последней кислородом воздуха. Однако [89] приведенные доводы плохо согласуются между собой: если железная руда окажется восстановленной сразу после попадания на колошник (окисью углерода), то вновь восстановленное железо вряд ли будет влиять на проводимость материалов в печи как-то иначе, чем железная стружка. При фактическом отсутствии «непрямого» восстановления в условиях низкошахтной электропечи необходимо увеличить содержание в шихте углерода, что равносильно повышению проводимости содержимого ванны.
На восстановление окислов железа вводили «лишние» 26,5 кг углерода на тонну 45%-ного ферросилиция, если избыток углерода, сгорающего на колошнике, принять даже в 25%.
Как показал расчет, поскольку для получения тонны 45%-ного ферросилиция расходовалось в среднем 225 кг железной руды и 500 кг стружки, то с богатой рудой (> 62% Fe) вносилось свыше 29 кг примесей, способствующих шлакообразованию.
В связи с этим сплав, выплавлявшийся Запорожским заводом ферросплавов, содержал 0,39% Mn и 0,055% Р.
Применение железной стружки взамен руды приводит к уменьшению расходов как восстановителя, так и электроэнергии [72].
На запорожском заводе к концу 1935 г. было уменьшено в шихте количество железной руды и соответственно увеличено количество стружки [96]. В результате расход электроэнергии в январе 1936 г. составил 5406 квт-ч на 1 т 45%-ного ферросилиция против – 6000 квт-ч/т за первое полугодие 1935 г. [97]; разумеется, резкому снижению удельного расхода энергии способствовали и некоторые другие благоприятствующие факторы. Половину апреля 1959 г. на одной из печей кузнецкого завода выплавляли 75%-ный ферросилиций, заменив треть стружки железной рудой, что увеличило на 3% удельный расход энергии.
Были проведены опыты использования при выплавке ферросилиция в электропечах окалины, опять-таки с целью увеличения погружения электродов в шихту, имея в виду, что окалина должна быть чище от примесей, чем руда. За 12 суток работы на одной из печей Челябинского завода ферросплавов в июле 1948 г. при работе на окалине взамен стружки во время выплавки 75%-ного ферросилиция расход электроэнергии увеличился на 2,5%, а расход коксика на 4,3%. При применении железистого кварца также повышается удельный расход электроэнергии в связи с необходимостью восстановления окислов железа.
В 1958 г. на кузнецком заводе заменили ~ 45% стружки, вводимой в шихту при выплавке 75%-ного ферросилиция, офлюсованным (11% СаО) железорудным агломератом (52% Fe); расход энергии составил 8820 квт-ч/т (средний за 5 мес). В следующем квартале при обычной шихтовке расход электроэнергии составил 8798 квт-ч/т. В настоящее время при выплавке ферросилиция в электропечах повсеместно применяют стальную стружку. Попытки использовать гвоздильную обсечку, железную обрезь и другие отходы не имели успеха. Стружка хорошо распределяется в шихте и быстро плавится. Ферросплавным заводам стальная стружка поставляется по ГОСТ 2787 – 54 (стружка для сталеплавильного производства А – Ш – 3). Для ферросплавного производства считается пригодной стружка углеродистых (нелегированных) сталей. Недопустимы примеси чугунной стружки, содержащей повышенное количество фосфора, и стружки цветных металлов. Стружка не должна содержать кусков стали, должна быть дробленой; длина витка не должна превышать 100 мм. По ГОСТ 2787 – 54 не более 3% стружки может иметь длину витка до 200 мм. Засоренность безвредными примесями допускается до 3% по весу. При всем этом стружка оказывается самой различной по окисленности, содержанию масла и мусора.
В ГОСТ не оговорено допустимое содержание хрома (? 0,7%) в стружке; поставщики до сих пор недостаточно строго соблюдают требования ГОСТ. Стружка, которую получал в первом полугодии 1934 г. Челябинский завод ферросплавов, содержала всего ~ 75% Fe [27]. В 1954 г. (через 20 лет) стружка, полученная Кузнецким заводом ферросплавов, содержала в среднем 88% Fe. Содержание масла в стружке, по данным лаборатории челябинского завода, колеблется в пределах 4 – 10%. Сильно окисленная стружка требует повышения расхода кокса и электроэнергии, а содержащая гидраты окислов железа, кроме того, способствует повышению содержания водорода в ферросилиции. В течение ряда лет идет борьба за прекращение поставки ферросплавным заводам недробленого «вьюнка», совершенно непригодного для механизированной подачи и весовой дозировки. Все это делает крайне желательной разработку специальных технических условий на стальную стружку для производства ферросплавов.