Новые процессы получения металла (металлургия железа)
..pdfтакже железа (в этом случае говорят об углеродевосстановителе). Однако оксиды железа можно восстанавли вать и газом, а прямое восстановление железа (активно проявляющее себя при высоких температурах > 900—1000 °С) имеет место в основном лишь потому, что к зоне высоких температур железо не полностью восстановлено газом до металла, а частично остается в виде FeO. Для условий сов ременной доменной плавки (сравнительно невысокий расход кокса и обусловленное этим небольшое количество газа-
восстановителя — |
продукта |
неполного |
сгорания |
углерода |
кокса и других |
топлив— такое положение закономерно, сви |
|||
детельством чего |
является |
близость к |
равновесному |
состава |
газа по отношению к FeO |
в зоне температур 800—1000 °С. В |
связи с этим в большинстве современных доменных печей 20—30 % железа восстанавливается углеродом кокса. Приме нение частично металлизованных железорудных материалов позволяет снизить эту величину, а следовательно, расход углерода-восстановителя и общий расход кокса.
Для подтверждения этой мысли и количественной оценки снижения расхода кокса необходимо провести некоторые несложные расчеты. Исходные данные (выносом пыли из до
менной печи пренебрегаем): состав чугуна: [С] |
4,5 %; |
[Мп] |
|||||||||
0,4 %; [Si] 0,4 %; [Р] |
0,05 %; |
базовый |
(исходный) |
расход |
|||||||
кокса 500 кг/т |
чугуна; |
содержание углерода в коксе 85%; |
|||||||||
содержание |
золы |
в |
коксе |
10 %; |
основность |
шлака |
|||||
(СаО • Si02) |
1,2; |
соотношение |
между |
углеродом, |
сжигаемым |
||||||
на фурмах, Сф |
и |
углеродом, расходуемым |
на прямое |
восста |
|||||||
новление оксидов, |
Cd |
3:1. Тогда (расчет ведут |
на |
1т |
|||||||
чугуна), |
расход |
|
углерода |
на |
|
плавку |
|
составит |
|||
500 • 0,85 = 425 кг/т. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
Количество |
углерода, расходуемого |
на тепловые |
и |
вос |
становительные процессы (т.е. общий расход углерода за вычетом переходящего в чугун): 425 —45 = 380 кг/т.
Количество |
углерода, расходуемого на |
восстановление: |
380 • 0,25 = 95 кг/т. |
|
|
Из этого количества на восстановление |
марганца, крем |
|
ния и фосфора |
расходуется: |
|
{[Mill -g - + [Si] -fj- + [P] -f“ } • 10 « 4,8 кг/т.
Следовательно, на прямое восстановление железа идет
95 - 4,8 = 90,2 кг/т. |
При степени |
металлизации |
доменной |
шихты 7}мет = 40 %, |
предполагая |
(с небольшой |
погреш |
ностью), что снижение расхода углерода, идущего на прямое восстановление оксидов железа, пропорционально степени металлизации шихты, получаем уменьшение расхода углерода:
90,2 |
• 0,4 = 36,1 кг/т |
и |
экономия углерода (или |
что |
то |
|
же - |
кокса) |
составит (36,1/425) • 100 = 8,5 %. |
|
|
||
Наряду с |
этим |
имеет |
место экономия тепла за |
счет |
сок |
ращения эндотермического эффекта реакции восстановления низшего оксида железа углеродом (принимаем условно вос
становление |
свободного |
оксида |
железа), |
т.е. |
FeO + С = Fe + СО -152,67 МДж |
или 12,72 МДж/кг С. |
При |
||
снижении |
расхода углерода |
на 36,1 кг/т |
экономия |
тепла |
составит: 12,72 • 36,1 • 0,001 = 459 кДж/кг чугуна.
В обычных условиях доменной плавки расход тепла (рас считанный с учетом подлинных затрат тепла на процесс) ко
леблется в |
пределах 5,5-6,7 МДж/кг. |
Принимая |
среднее зна |
||
чение— |
6,1 МДж/кг, |
получаем |
экономию |
тепла: |
|
(459/6100) • 100 = 7,5 %. |
Наконец, имеется еще |
одна |
зна |
чительная причина снижения расхода кокса— уменьшение вы хода шлака за счет снижения прихода золы с коксом. Итого вая экономия кокса пока неизвестна. Задав ориентировочную величину экономии 15%, получаем снижение прихода золы в печь: 500 • 0,15 • 0,1 = 7,5 кг/т. Кроме того, не тре буется вводить флюс на ошлакование этого количества золы:
7.5 • 1,2 = 9 кг/т. |
Получаем |
общее |
снижение |
выхода |
шлака: |
||||
7.5 + 9 = 16,5 кг/т. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Обычно считают, что каждый дополнительный 1кг шлака |
|||||||||
требует перерасхода |
кокса |
в размере |
0,2 кг. Тогда |
эконо |
|||||
мия кокса за |
счет |
уменьшения |
выхода |
шлака |
составит: |
||||
16.5 • 0,2 = |
3,3 кг/т |
и |
относительная |
экономия |
|||||
(3,3/500) * |
100 = 0,7%. |
|
|
|
|
|
|
|
|
Итак, |
суммарная |
экономия |
кокса |
составит: |
|||||
8.5 + 7,5 + 0,7 = 16,7%, |
или, |
как |
принято |
считать, |
4,2% |
на каждые 10 % металлизации шихты. Приведенный расчет является, конечно, приближенным и позволяет получить лишь порядок искомой величины, однако он хорошо совпадает с данными промышленных плавок (4-7 % на каждые 10 % метал лизации шихты при общей степени металлизации 10—50 %).
12
При дальнейшем росте степени металлизации шихты эффект существенно снижается.
Таким образом, целесообразность получения частично металлизованных материалов для их проплавки в доменной печи связана с соотношением восстановителя, затраченного на частичную металлизацию, и кокса, сэкономленного в домен ной печи, а также с ценами на топливо. Дать общие реко мендации в этом случае не представляется возможным, и для различных режимов будут различными ответы на этот вопрос.
Получение губчатого железа
Губчатое |
железо получают, главным образом, в установ |
|
ках шахтного |
типа |
при низких температурах (более подробно |
о причинах — см. |
далее) с использованием в качестве вос |
становителя продуктов конверсии природного газа. При наи
более |
простых |
соотношениях 3Fe20 3+ 9СО = 6Fe + 9С02, |
или |
|||
9 • 22,4/(6 • 56) |
= 0,6м3/кг, |
или |
600м3/т |
металлическо |
||
го железа. |
|
|
|
|
|
|
При |
содержании в металлизованном продукте ~80% |
ме |
таллического железа (что соответствует содержанию пустой породы 5%, углерода— 2% и степени металлизации 90%) и степени использования восстановительной способности газа-
восстановителя |
0,4 |
расход |
газа-восстановителя |
составит: |
|||
600 • 0,8/ 0,4 = 1200 м3/т |
продукта. |
|
|
|
|||
С |
учетом углекислотной |
или |
паровой |
конверсии, напри |
|||
мер, |
СН4+ С 02= 2СО + 2Н2 |
1 м3 |
природного газа |
позволяет |
|||
получить 4 м3 |
газа-восстановителя. Т.е. |
для удовлетворе |
ния требований процесса восстановления гематитовой руды
получение 1 т металлизованного |
продукта обеспечивает рас |
ход природного газа ~ 300 м3. |
В ориентировочном расчете |
принят ряд допущений (природный газ состоит из 100% СН4, окислители в восстановительном газе отсутствуют, коли чеством газа, необходимого для науглероживания губки, пренебрегаем и т.д.). Однако порядок расхода газа получи ли соответствующим практическому. Подобное количество га за должно также обеспечить тепловые потребности процесса.
Для условий процесса "Мидрекс": температура газа-
восстановителя |
800 °С; |
температура |
колошникового |
газа |
|
300 °С; |
температура металлизованного |
продукта после |
окон |
||
чания |
процесса |
720 °С; |
тепло металлизованного продукта |
(на |
1 кг) |
(теплоемкость - |
1,05 кДж/кг • К): |
1 • 1,05х |
|||
х(720—20) = 735 кДж. Тепло, |
оставляемое в |
печи |
газом- |
||||
восстановителем |
(теплоемкость |
газа |
1,5 кДж/мэ *К): |
||||
(1200/1000) • 1,5(800-300) = 900 кДж. |
|
|
|||||
|
С учетом потерь и возможного (небольшого) развития |
||||||
эндотермических |
реакций |
газ-восстановитель |
обеспечивает |
тепловые потребности процесса. С учетом неучитываемых в этом расчете процессов (конверсия природного газа и т.д.)
можно |
считать, что на 1 т губчатого железа расходуется |
300—350 |
м3 природного газа. |
Получение жидкого металла
Эти процессы в настоящее время проходят стадию промыш ленного освоения. Проведем ориентировочный расчет расхода топлива на процесс получения жидкого металла при исполь зовании сырой неподготовленной мелкой руды и в качестве источника тепла и восстановителя недефицитного угля. В этом случае оксиды железа восстанавливаются только прямым путем, отходящий газ состоит только из СО (в отсутствие
источников водорода). |
Топливо |
сжигается |
в |
потоке |
холодно |
|||||||||
го дутья, состоящего из 100 % кислорода, температура |
||||||||||||||
отходящих газов 1500 °С. |
|
|
|
|
|
|
|
|
||||||
I. |
Расход |
углерода |
на |
восстановление |
и |
науглероживание |
||||||||
металла: |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
Fe20 3 + ЗС = 2Fe + СО — 4240 кДж/кг |
Fe. |
|
|
|
|
|
||||||||
На |
1кг |
металлического |
железа 36/112 = 0,321 |
кг |
С. |
При |
||||||||
содержании в жидком металле 95,5 % Fe и 4,5 % С: расход |
||||||||||||||
углерода |
на |
восстановление |
955 * 0,321 = 307 кг; |
расход |
||||||||||
углерода |
на |
науглероживание металла |
45 кг; |
суммарный |
рас |
|||||||||
ход |
углерода |
307 + 45 = 352 кг/т |
металла. |
|
|
|
|
|
||||||
И. Расход |
тепла |
на |
восстановление |
и |
расплавление |
(на |
||||||||
1 кг |
металла)'. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
тепло |
прямого |
восстановления: 4240 • 0,955 = 4051 кДж; |
||||||||||||
тепло жидкого металла 1176 кДж; тепло жидкого шлака |
(при |
|||||||||||||
нята |
энтальпия |
шлака 1680 кДж/кг). |
|
|
|
|
|
|
Бедная руда (окисленные кварциты, содержащие 30%Fe; 42,9 % Fe2Oa; 50%SiO8):
14
расход |
руды: |
95,5/30 = 3,18 кг/кг; |
приход |
Si02: |
||||
3,18 • 0,5 = 1,59 кг/кг; |
количество |
пустой |
породы |
руды: |
||||
(1 —0,429) • 3,18 = 1,82 кг/кг; |
при |
основности |
шлака |
|||||
CaO/SiO = 1,2 |
добавлялся |
СаО |
1,59 * 1,2 = 1,91 кг; |
выход |
||||
шлака: |
1,82 +1,91 = 3,73 кг/кг; |
тепло |
|
шлака: |
||||
1680 • 3,73 = 6266 кДж. |
|
|
|
|
|
|||
Богатая руда (концентрат 60 % Fe, 10 % |
Si02, |
82,9 % |
||||||
Fe,04): |
|
|
|
|
|
|
|
|
расход |
руды: |
955/60 = 1,59 кг/кг; |
приход |
Si02: |
||||
1,59 • 0,1 = 0,159 кг; |
количество |
пустой |
породы |
руды |
||||
(1-0,829) |
• 1,59 = 0,272 кг. |
|
|
|
|
|
||
При основности |
шлака |
CaO/Si0 2= 1,2 |
добавляется СаО |
|||||
0,159 • 1,2 = 0,191 кг; |
выход |
шлака: |
|
0,272 + 0,191 = |
||||
= 0,463 кг; |
тепло |
шлака: 1680 • 0,463 = 778 кДж. |
|
|
||||
Общий |
расход |
тепла |
для бедной руды: |
4051 +1176 + |
||||
+ 6266 = 11493 кДж; |
для |
богатой |
руды |
4051 +1176 + 778 = |
=6005 кДж.
III. Теплоотдача углерода, сгорающего в потоке дутья
«С |
117936 |
|
|
|
|
12 |
2 • 12[(0(1-/) |
+ 0,5/) |
|
||
|
|
f [w |
t д _ |
242802 |
) |
|
|
J [ |
Н20 |
22,4 |
J |
—(l + СО
где |
со — содержание |
кислорода |
в дутье; |
со = 1,0; |
/ — содер |
||||||
жание влаги |
в |
дутье, / = 0; |
|
— теплосодержание |
дутья |
||||||
при |
заданной |
температуре И ^дм ~ 0; И ^до — теплосодержание |
|||||||||
|
|
|
|
|
|
O.N |
|
|
W |
|
|
водяных |
паров |
при |
заданной |
температуре |
дутья, |
~ 0; |
|||||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
HjO |
|
W K'г — |
теплосодержание |
колошникового |
газа, |
= |
|||||||
= 2201 кДж/м3. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
|
11793S |
|
|
(1 - |
со)ж'дг = 5720 |
кДж/кг |
С. |
|
|||
qC ~ |
12 |
|
|
Z |
|
||||||
|
|
1Z |
|
|
|
|
|
|
IV. Расход углерода-теплоносителя без учета расхода на переработку известняка:
для |
бедной |
руды: |
|
11483/5720 = 2 т/т; |
для |
богатой руды |
||||||
6005/5720 = 1,05 т/т. |
|
|
|
|
|
|
|
|
||||
V. Расход углерода на переработку известняка. |
|
|
||||||||||
Принято, |
что на |
|
1 кг известняка |
|
расходуется |
0,25 кг |
||||||
углерода. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
||
Для |
бедной |
руды |
добавляется |
1,91 кг |
СаО. При |
содержа |
||||||
нии |
в |
известняке |
|
53 % СаО добавляется известняка |
||||||||
1,91/0,53 = 3,6 кг. |
|
Расход |
углерода: |
3,6 • 0,25 = |
||||||||
= 0,9 кг/кг (т/т). |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
Для богатой руды добавляется 0,191кг СаО известняка: |
||||||||||||
0,191/0,053 = 0,36 кг. |
|
Расход |
углерода: |
0,36 • 0,25 = |
||||||||
= 0,09 кг/кг (т/т). |
|
|
|
|
|
|
|
|
||||
VI. Расход |
углерода-теплоносителя |
с |
учетом |
тепловых |
||||||||
потерь (20%), т/т металла: |
|
|
|
|
|
|
||||||
для |
бедной |
руды |
(2,0 4 0,9): 0,8 = 3,63, |
для |
|
богатой |
||||||
руды |
(1,05 + 0,09): 1,43. |
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
VII.Общий |
|
расход |
углерода |
на |
процесс |
(на |
восстановление, науглероживание и удовлетворение тепловых
потребностей). |
|
|
|
|
|
|
Для бедной руды |
3,63 + 0,352 = 3,98. |
Для богатой |
руды |
|||
1,43 + 0,352 = 1,78. |
|
|
|
|
|
|
VIII. Расход |
угля |
(80 % С) |
на |
процесс |
получения |
|
металла. |
|
|
|
|
|
|
Бедная |
руда |
3,98:0,8 = 4,98 т/т. |
Богатая |
руда |
||
1,78:0,8 = 2,23 т/т. |
|
|
|
|
|
|
Необходимо |
отметить, что очень |
высокие расходы топлива |
(даже для подготовленных руд) обусловлены высоким тепло вым и химическим потенциалом колошникового газа (1500 °С; 100% СО). В связи с этим перспективы развития способов получения жидкого металла, использующих недефицитное
твердое |
топливо |
в качестве восстановителя и |
теплоносите |
||
ля, связаны с нахождением путей |
использования энергии |
га |
|||
за. Этот газ можно использовать |
для максимального предва |
||||
рительного восстановления руды |
в отдельном |
агрегате |
(на |
||
пример, |
процесс |
Корекс). Однако |
кроме усложнения схемы в |
этом случае возможно применение лишь кускового сырья, т.е. необходимо предварительное окускование руд (агломе рация или производство окатышей). Возможно также частич ное дожигание части колошникового газа над ванной металла с максимальным возвращением этого дополнительного тепла ванне (процесс ПЖВ).
16
Расчеты показали, что при дожигании 40% СО в колошни ковом газе при возвращении 80 % тепла ванне металла рас ход топлива может быть снижен на 30—40 %. Приведенные упрощенные расчеты позволяют, однако,считать, что получе ние жидкого металла связано со значительным расходом твердого топлива и целесообразно лишь при использовании богатых железорудных материалов. До настоящего времени не найден экономичный способ получения жидкого металла из бедных необогащенных руд. Отметим также, что чем выше до ля двухвалентного железа, тем меньше расход углерода на восстановление, поэтому для жидкофазного восстановления более пригодны отходы конвертерных и прокатных цехов и другие материалы, содержащие значительную долю двух валентного железа.
В связи с вышеизложенным можно сделать некоторые выво ды, касающиеся перспектив развития металлургии железа в современных условиях.
1. Одним из основных моментов, стимулирующих в настоя щее время развитие различных способов металлургии железа,
является резкое сокращение |
запасов или |
полное |
отсутствие |
в различных регионах мира |
коксующихся |
углей |
(точнее уг |
лей, из которых разными способами можно получать метал лургический кокс). Доменное производство не может сущест вовать без использования кокса. Таким образом, в регио нах, лишенных возможности получать кокс, единственной возможностью получать первичный металл являются способы металлургии железа. При этом выбор способа получения ме
талла зависит от конкретных условий (наличие |
и |
качество |
||
руд, |
запасы |
и вид топлива, ассортимент металла |
и |
требуе |
мые |
объемы |
производств, энергетические ресурсы и пр.). |
||
2. В настоящее время значительно изменились |
требования |
к качеству металла. Различные технологии металлургии же леза обеспечивают получение черных металлов различного качества. Промышленный опыт убедительно показал, что
сталь, полученная |
в электропечах из губчатого железа, |
обладает лучшими |
свойствами (прочность, пластичность и |
др.). Исчерпывающих объяснений эюму феномену до сих пор нет. Чаще всего основную причину видят в том, что металлизованные материалы, в отличие от металлического лома, практически не содержат нежелательных примесей, особенно примесей цветных металлов. В этом смысле говорят о "пер-
вородных свойствах" металлизованных материалов или "пер вородной шихте", подчеркивая, что губчатое железо не прошло ранее стадию металлургического переплава. Добавим, что металлизованные материалы практически не содержат также растворенных в металле газов и неметаллических
включений.
Металл, полученный путем жидкофазного восстановления, как правило, не отличается в лучшую сторону по качеству от доменного чугуна. Чаще всего в качестве агрегата для получения жидкого металла из шихты используют аналог гор на доменной печи. Эти конструктивные и технологические особенности определяют поведение элементов (железо, крем ний, марганец, сера, хром, ванадий и др.) и состав чугу на. В самом общем случае можно сказать, что отсутствие коксовой насадки, по каналам которой стекают в доменной печи жидкие металл и шлак, видимо, обусловливают отсутст вие заметного развития восстановления марганца, ванадия, хрома, кремния и других и некоторое увеличение в шлаке содержания FeO. Существенно ухудшаются в печах жидкофаз ного восстановления условия десульфурации чугуна шлаками (из-за отсутствия фильтрации шлаком чугуна и роста содер жания FeO в шлаке), что предопределяет повышенное содер жание серы в жидком металле по сравнению с доменным чугу ном. Качество кричного металла, как правило, значительно хуже, чем полученного другими методами.
3. Технико-экономические показатели доменного произ водства несколько улучшаются с ростом размера доменных печей. Иначе говоря, строить и эксплуатировать крупные доменные печи чаще всего выгоднее, чем маломощные. Между тем для малых и средних стран и отдельных регионов необ ходимы небольшие заводы, которые имели бы возможность достаточно гибко и быстро менять программу производства, ассортимент сырья и металла.
Агрегаты внедоменного получения металла в большей сте пени, чем технологическая схема доменная печь— онвертер, удовлетворяет этим требованиям. В связи с этим минизаво ды, построенные в последние два десятилетия и характери
зующиеся объемом производства |
металла до |
1 млн.т в год, |
нашли широкое распространение. |
|
|
Каждый элемент в современной цепочке производства кок |
||
сохимический цех—обогатительная |
фабрика—цех |
окускования— |
18
доменный цех— онвертерный цех является экологически опас ным. Технология металлургии железа обеспечивает исключе ние из этой цепи одного из наиболее вредных производств — коксохимического, обогащения и окускования. Передовые за воды, работающие по технологии металлургии железа, прак тически полностью безопасны для окружающей среды. Это преимущество новой технологической схемы производства является одним из основных, а на перспективу явится ре шающим. При выборе технологии металлургии железа следует иметь в виду некоторые обстоятельства.
Расчеты и промышленный опыт технологии производства губчатого железа показывают, что для плавки в сталепла вильных печах металлизованные материалы должны иметь сте пень металлизации не менее 80 %, т.е. степень восстанов ления должна быть достаточно высокой. Эффективность про цесса восстановления в этом случае значительно зависит от метода восстановления и применяемого агрегата. Широкие промышленные исследования были проведены в агрегатах трех типов: шахтных установках непрерывного и периодического (реторты) действия; аппаратах кипящего слоя; трубчатых вращающихся печах и комбинированных установках типа кон вейерная машина—трубчатая печь. Для первых двух методов в качестве восстановителя применяют газ — продукт конверсии природного газа или жидкого топлива или продукт газифика ции твердого топлива. Для последнего способа характерно совместное использование твердого и газообразного вос становителей. К настоящему времени трубчатые печи не наш ли широкого распространения. Основное количество губчато го железа производят в печах шахтного типа. Различные способы получения металлизованного материала в этих агре гатах (Мидрекс, Армко, Пурофер, ХиЛ-3 и другие) не имеют принципиальных отличий (пожалуй, кроме способов получения губчатого железа в периодически действующих ретортах — ХиЛ-1, ХиЛ-2 и др.).
К общим закономерностям процесса можно отнести следую
щее. |
|
|
1. |
Восстановление ведется в твердофазной области. Жид |
|
кие продукты процесса отсутствуют. Следовательно, пустая |
||
порода от металла не отделяется, и |
весь полученный мате |
|
риал (вместе с пустой породой) направляют в сталеплавиль |
||
ный |
агрегат (целесообразней — в |
электросталеплавильную |
печь). Исходя из условий экономичности сталеплавильного процесса (минимальное количество шлака), предъявляют жесткие требования к содержанию пустой породы в исходном железорудном сырье. Ее количество в металлизованном мате риале не должно превышать 4,5—5 %, а следовательно, в ис ходном окисленном материале (руде, направляемой на метал лизацию) должно быть не более 3-3,5% . Нетрудно подсчи тать, что содержание железа в исходном железорудном кон
центрате, |
например, |
магнетитовом, |
должно |
составлять |
|
(100-3) • 0,724»70 %, |
где |
0,724 - |
содержание |
железа в |
|
Fe30 4 (168:232). |
|
|
|
|
|
Таким |
образом, первым |
условием реализуемости |
обсуждае |
мого процесса является наличие легкообогатимого железо рудного материала, позволяющего получать концентрат, со держащий > 69-70 %Fe.
2. При восстановлении в твердофазной области удаления вредных примесей (фосфор, мышьяк, медь и др.) практически не происходит. Между тем для качественной стали в элект росталеплавильных печах без значительного перерасхода энергии требуются очень низкие содержания этих примесей в губчатом железе. В связи с этим вторым условием реализуе мости процесса получения и проплавки губчатого железа является низкое содержание вредных примесей в исходном железорудном концентрате (< 0,01- 0,02%).
3. Широта ассортимента выплавляемых сталей предъявляет повышенные требования к наличию и содержанию в исходной ,руде металлов, относящихся к группе полезных примесей (никель, кобальт, хром и др.), так как для ряда сталей эти элементы являются нежелательными. В общем случае наи более благоприятным железорудным сырьем для получения губчатого железа является богатая по железу и чистая по любым примесным элементам руда.
4. Продуктом |
восстановления железорудных материалов в |
|||
шахтных печах является губчатое |
железо, названное |
так |
из- |
|
за своеобразного |
внешнего вида. |
Восстановленное |
при |
низ |
ких температурах, обладающее огромной суммарной поверх ностью, следовательно, большой избыточной поверхностной
энергией, реализует эту |
энергию |
спеканием отдельных гра |
нул восстанавливаемого |
материала |
с образованием гроздьев |
и конгломератов, что крайне отрицательно отражается на процессе в шахтных печах (главным образом, затрудняется
20