Вводимые в расплавленную сталь для уменьшения закиси железа элементы
Обновлено: 16.05.2024
При всех способах производства стали — мартеновском, конвертерном, электросталеплавильном — содержание кислорода по мере выгорания примесей (Si, Mn, С) непрерывно повышается В конце плавки содержание растворенного кислорода в жидком металле определяется в основном концентрацией углерода; максимальных значений концентрация кислорода достигает при низком содержании углерода. По достижении заданного содержания углерода во избежание вредного влияния кислорода (в форме включений закиси железа и в растворенном виде) на свойства твердого металла и с целью получения качественного слитка в конце плавки сталь подвергается раскислению. При раскислении сталь очищается от кислорода (снижение концентрации растворенного кислорода) и возможно полно удаляются из металла продукты раскисления. Оставшийся в металле кислород в неактивной форме в гораздо меньшей степени влияет на свойства готовой стали.
В металлургической практике применяются следующие способы раскисления стали, а) осаждающее раскисление; б) диффузионное раскисление; в) раскисление синтетическими шлаками; г) раскисление в вакууме.
При осаждающем раскислении — наиболее распространенном способе — снижение концентрации растворенного в жидком металле кислорода достигается связыванием его элементами-раскислителями (Mn, Si, Ti, Zr, Al, Ca), обладающими большим сродством к кислороду, чем железо.
При присадке раскислителя (E) в металле происходит следующее взаимодействие:
с образованием окисла элемента-раскислителя в газообразном, жидком или твердом состоянии, нерастворимого в стали. Степень понижения концентрации растворенного кислорода обусловлена раскислительной способностью элемента-раскислителя, зависящей от концентрации растворенного в жидком железе кислорода, который находится в равновесии с определенной концентрацией элемента-раскислителя,
С увеличением сродства элемента-раскислителя к кислороду растет его раскислительная способность (рис. 57).
Термодинамические данные реакции раскисления приведены в табл. 14.
Образующиеся продукты раскисления в силу их меньшего удельного веса в той или иной степени удаляются из металла. Полнота очищения жидкой стали от продуктов раскисления зависит от величины, состава и свойств частиц, способности их к укрупнению, смачиваемости металлом, от вязкости и температуры металла. Наиболее благоприятные условия для укрупнения частиц и их всплывания из жидкой стали создаются при образовании жидких легкоплавких продуктов раскисления, что обычно свойственно окислам элементов (Mn, Si) с низкой раскислительной способностью. С повышением раскислительной способности элементов (Al, Ti, Zr) повышается температура плавления частиц, это затрудняет получение стали с низким содержанием кислорода. Целесообразно применение комплексных раскислителей (Si—Mn, Si—Ca, Al—Mn—Si, Si—Al—V—Zr, Al—Si—Ca и др.), при действии которых образуются сравнительно легкоплавкие, способные к укрупнению и быстрому всплыванию продукты раскисления.
Наиболее широко в качестве раскислителей применяются марганец, кремний (в виде ферросплавов) и алюминий.
Марганец является сравнительно слабым раскислителем, однако он применяется при раскислении всех сталей и незаменим при производстве кипящей стали. При раскислении марганцем в зависимости от его содержания в жидкой стали образуются растворы хMnO*уFeO в твердом или жидком состоянии. По мере повышения остаточного марганца в металле возрастает содержание MnO в продуктах раскисления вплоть до образования свободной MnO.
Кремний — более сильный раскислитель. Продуктами раскисления кремния при повышении содержания его в стали являются жидкие силикаты железа вплоть до твердого кремнезема.
При совместном раскислении марганцем и кремнием образуются силикаты марганца и железа, состав которых зависит от соотношений концентраций Mn, Si и кислорода В присутствии марганца раскисли тельная способность кремния повышается.
Алюминий — весьма активный раскислитель. При введении алюминия в избытке, что обычно и делают на практике, образуются твердые мелкодисперсные частицы глинозема. При недостаточной концентрации алюминия в металле образуются частицы FeO*Al2O3.
Диффузионное раскисление, основанное на законе распределения закиси железа между металлом и шлаком, сводится к раскислению шлака. Уменьшение концентрации FeO в шлаке за счет его раскисления вызывает диффузию кислорода из металла в шлак до равновесного распределения между обеими фазами при данной температуре:
Для раскисления шлака на его поверхность задают порошкообразные раскислительные смеси — кокс, древесный уголь, богатый ферросилиций, алюминий При диффузионном раскислении металл не загрязняется продуктами раскисления, но для его осуществления необходима восстановительная атмосфера и длительное время, что сопряжено с понижением производительности печи. Этот способ раскисления широко применяется при выплавке высококачественной стали в электродуговых печах, где без особых затруднений можно создать восстановительную атмосферу.
Раскисление стали синтетическими шлаками (кислыми или основными с малым содержанием FeO) также основано на экстрагировании FeO из металла, согласно закону распределения. По этому способу раскисления сталь выливают в ковш с жидким синтетическим шлаком. Благодаря эмульгированию шлака раскисление протекает с большой скоростью. При обработке стали синтетическими основными шлаками кроме раскисления возможна десульфурация металла.
Практика раскисления. В зависимости от степени раскисленности стали различают кипящую, полуспокойную и спокойную сталь (рис. 58).
Кипящая сталь — частично раскисленная (марганцем и углеродом при кипении) сталь, застывающая в изложницах с обильным выделением газов, являющихся в основном (до 90% CO) продуктами взаимодействия растворенных в жидком металле углерода и кислорода. От интенсивности газовыделения зависит строение и качество слитка кипящей стали (рис. 58, а). Кипящую сталь выплавляют в мартеновских печах и конвертерах; она содержит от 0,02 до 0,27% углерода (редко — до 0,35%) и до 0,6% марганца. Основным раскислителем кипящей стали служит углеродистый 75%-ный ферромарганец, который вводят в печь или в ковш. Экономически более целесообразно раскисление в ковше, при этом снижается расход ферромарганца (до 25%) и сокращается продолжительность плавки (на 5—15 мин). Угар марганца при раскислении в ковше 20—40%, при раскислении в печи—-35—70%.
Полуспокойная сталь по степени раскисленности занимает промежуточное место между кипящей и спокойной. Количество раскислителей, добавляемых в металл, недостаточно для полного предотвращения выделения газов, поэтому в слитке полуспокойной стали (рис. 58, б) наблюдаются газовые пузыри и слаборазвитая усадочная раковина. Слитки полуспокойной стали обладают большей химической однородностью, чем слитки кипящей стали.
Полуспокойную сталь выплавляют в мартеновских печах и конвертерах; она содержит 0,1—0,3% С, 0,35—0,85% Mn и до 0 15% Si. Раскисляют полуспокойную сталь либо в печи (ферромарганцем, доменным ферросилицием), а затем в ковше (ферросилицием, карбидом кремния, алюминием, ферротитаном), либо только в ковше. Иногда до бавляют небольшое количество алюминия (0,018—0,05 кг/т) в изложницу. Полуспокойную сталь получают также в бутылочных изложницах, в которых можно регулировать кипением металла.
Спокойная сталь раскисляется избытком сильных раскислителей, исключающих возможность взаимодействия растворенного кислорода с углеродом во время охлаждения и затвердевания металла в изложнице. Для слитка спокойной стали характерна сравнительно малая сегрегация, плотное строение и наличие усадочной раковины, сосредоточен ной в прибыльной части (рис 58, в). По химическому составу спокойная сталь весьма разнообразна, выплавляются углеродистые (до 2,0% С) и легированные стали. Спокойную сталь выплавляют в мартеновских, электродуговых печах и в конвертерах.
Практика раскисления спокойной стали весьма разнообразна. При всех методах стремятся получить хорошо раскисленную сталь с минимально возможным содержанием оксидных включений, при наличии которых сильно ухудшается качество металла. Загрязненность стали оксидными включениями зависит от способа и последовательности введения раскислителей.
В качестве раскислителей применяют углеродистый и малоуглеродистый ферромарганец, зеркальный чугун, доменный и 45%-ный ферросилиций, оиликомарганец, алюминий, ферроалюминий, силикокальций, силикоалюминий, альсикаль карбид кремния, силикоцирконий и др. Предварительное раскисление производят в печи слабыми раскислителями, более сильные вводят в ковш. Иногда сталь раскисляют в ковше без предварительного раскисления кремнием в печи.
Для уменьшения загрязненности стали оксидными включениями и для более равномерного их распределения в последнее время вводят в ковш через специальные трубки алюминий, силикокальций или альсикаль. Предложен также метод раскисления стали в ковше жидким алюминием.
Легирование и доводка плавки до заданного химического состава
Легирование стали продолжается в течение всей плавки. Легирующие элементы, отличающиеся значительно меньшим сродством к кислороду, чем железо, вводят в шихту, присаживают в ванну в период плавления и в окислительный период плавки. Элементами, обладающими более высоким сродством к кислороду, чем железо, легируют жидкую сталь после скачивания окислительного шлака и в течение восстановительного периода плавки.
Никель практически не окисляется даже при очень высокой концентрации закиси железа в шлаке. Поэтому его вводят в завалку или в период плавления с таким расчетом, чтобы по расплавлении в жидком металле концентрация никеля была не выше нижнего предела, установленного заданным составом стали. Легирование никелем следует производить очень осторожно, так как понизить его концентрацию в случае ошибки чрезвычайно трудно. Это можно сделать только путем разбавления, если позволяет емкость печи и если заданное содержание никеля достаточно большое, а избыток его невелик.
Ранняя присадка никеля имеет определенные преимущества, потому что электролитический никель содержит много водорода. Во время кипения газы удаляются из металла. Если приходится добавлять никель в восстановительный период, желательно давать только прокаленный металл.
Корректирование состава стали по содержанию никеля целесообразно заканчивать в окислительный период плавки, доводя его содержание до концентраций, обеспечивающих получение среднего значения, определяемого составом стали, с учетом возможного разбавления прочими добавками в восстановительный период. В жидком металле никель быстро растворяется. Некоторые потери его возможны из-за испарения в зонах электрических дуг. Поэтому никель обычно загружают к откосам печи, где он может постепенно растворяться в мегалле; присаживают никель обычно в конце плавления. Обычно считают, что при плавке конструкционной стали, содержащей до 4% Ni, потери его не превышают 2%.
Никель можно вводить в шихту или добавлять в окислительный период плавки также в виде закиси никеля, подвергнутой предварительному окомкованию. В этом случае усваивается около 97% Ni.
Молибден, как и никель, практически не окисляется при выплавке стали. Ферромолибден очень тугоплавок, поэтому дается в печь в период кипения или в начале восстановительного периода после получения результатов анализа проб металла на молибден. Целесообразно подогревать ферромолибден, присаживаемый в печь, до 600°C. Для корректирования состава металла на 0,05—0,20% ферромолибден вводят также во время восстановительного периода плавки, но не позднее чем за 20—30 мин до выпуска. За это время при тщательном, перемешивании ванны он успевает раствориться и равномерно распределиться в стали. Иногда молибден вводят в сталь в виде более дешевого, чем ферромолибден, молибдата кальция. Вводить молибдат кальция следует не позднее чем в начале окислительного периода, так как он содержит много фосфора.
Вольфрам обладает несколько большим сродством к кислороду, чем никель или молибден. Если в шихте содержатся отходы вольфрамовой стали, то часть вольфрама окисляется во время плавления и в окислительный период. Вольфрам теряется также в виде летучих окислов WO3. Если содержание вольфрама в шихте составляет 0,5—1,0%, то его потери во время плавления и кипения ванны могут достигать 50%. Значительно уменьшить окисление вольфрама и потери его с окислительными шлаками удается при проведении окислительного периода под слабоосновными или магнезиально-кремнеземистыми шлаками.
Обычно ферровольфрам вводят в восстановительный период плавки постепенно, небольшими порциями, в небольших кусках, после подогрева, так как его температура плавления превышает 2000° С. Ферровольфрам имеет большую плотность, поэтому куски его опускаются на подину. Для лучшего растворения целесообразно загружать ферровольфрам возможно раньше (в самом начале восстановительного периода) в горячий металл и часто и глубоко перемешивать нижние слои металла, касаясь подины. Ферровольфрам нельзя давать в холодный металл, так как в этом случае он может собраться па подине в виде трудно растворяющегося «козелка».
Для корректирования состава металла по вольфраму можно загрузить в печь небольшое количество ферровольфрама за 30—40 мин до выпуска металла. Если присадить ферровольфрам позже, он не успеет раствориться в стали и останется па подине. Вольфрам впитывается подиной, особенно при первых плавках на новой подине. Поэтому после выплавки вольфрамистой стали (например, быстрорежущей с 18% W), прежде чем перейти на выплавку стали без вольфрама, необходимо сделать промывную плавку, т. е. выплавить сталь с небольшим содержанием вольфрама (например, инструментальную ХВГ с 1% W). По ходу этой плавки металл будет обогащаться вольфрамом за счет впитавшегося в подину. Степень усвоения вольфрама металлом составляет около 92%.
Хром, содержащийся в шихте, окисляется в период плавления и в окислительный период плавки. Поэтому феррохром при выплавке низколегированных сталей загружают либо после удаления окислительного шлака, либо после того, как в печи сформируется восстановительный шлак, содержащий не более 1,5% закиси железа. Первый способ целесообразней, так как при этом растворение феррохрома в металле происходит параллельно с раскислением шлака и металла. Это позволяет сократить общую длительность восстановительного периода плавки, и металл при этом получается несколько чище.
После присадки феррохрома шлак приобретает зеленый оттенок из-за небольшого окисления хрома. Для восстановления окислов хрома на шлак дают раскислительную смесь, благодаря чему шлак вскоре светлеет. Извлечение хрома обычно высокое, достигающее 96—97%.
Плотность феррохрома меньше, чем жидкого железа, поэтому куски феррохрома плавают па поверхности ванны. Чтобы ускорить растворение, куски феррохрома подталкивают в зону действия электрических дуг. Если количество присаживаемого феррохрома велико, его предварительно подогревают в нагревательной печи. В результате этого увеличивается производительность дуговой печи, повышается стойкость футеровки, сокращается расход электроэнергии.
Ванадии обладает значительно большим сродством к кислороду, чем железо. Содержащийся в шихте ванадий почти полностью переходит в шлак в окислительный период плавки. Поэтому ванадием легируют сталь в восстановительный период, вводя феррованадий за 20— 30 мин до выпуска металла из печи. В это время металл уже хорошо раскислен, в шлаке содержится не более 0,5% закиси железа, поэтому окисление ванадия невелико. Степень усвоения ванадия составляет примерно 95%.
Феррованадий легче стали, поэтому он плавает на поверхности ванны. Чтобы мелкий феррованадий не запутался в шлаке, его иногда вводят в металл в железных банках или жестяных пакетах, закрепленных на конце железного прута, погружаемого в металл.
Марганец в виде ферромарганца при выплавке сталей, содержащих примерно 0,3-0,8% Mn, вводит в начале рафинировки, до раскисления стали другими раскислителями. Если выплавляемая сталь содержит марганец как легирующий элемент, особенно если содержание его в стали превышает 10%, весь ферромарганец (или металлический марганец в зависимости от содержания углерода и фосфора в выплавляемой стали) вводят в первой половине рафинирования, после предварительного раскисления ванны.
Кремний растворяется в стали в процессе раскисления шлака. Его содержание в металле к концу плавки достигает 0,20—0,35%. При плавке кремнистых сталей в ванну присаживают кусковой 45- или 75%-ный прокаленный ферросилиций за 25—30 мин до выпуска, когда белый шлак рассыпается на воздухе в порошок. Угар кремния не превышает 10%. Ферросилиций обычно вводят из расчета на среднее содержание кремния в стали.
После ввода ферросилиция надо тщательно перемешать ванну, чтобы обеспечить более равномерное распределение кремния по всему объему металла. На некоторых заводах (у нас реже, за рубежом чаще) при выплавке такой высококремнистой стали, как трансформаторная, содержащая до 4% Si, для лучшего перемешивания металла и более равномерного распределения в нем кремния после ввода в печь ферросилиция плавку выпускают в ковш, а потом металл снова заливают в печь, после чего заканчивают восстановительный период.
Титан по сродству к кислороду уступает только алюминию. Он окисляется не только закисью железа, но и закисью марганца, окисью хрома и кремнеземом. Поэтому ферротитан вводят непосредственно перед выпуском. Если надо ввести более 0,25—0,30% Ti, предварительно скачивают около 90% шлака, поскольку титан, реагируя с находящейся в шлаке двуокисью кремния, окисляется и восстанавливает кремний. При добавке небольшого количества титана (примерно 0,06—0,10%) шлак можно не подкачивать. Угар титана составляет обычно 40—60%, возрастая при горячем металле. Для снижения угара ферротитан при выплавке конструкционной стали дают часто прямо в ковш. Иногда с этой же целью используют титановую губку, содержащую меньшее количество вредных цветных примесей.
Алюминий для легирования можно вводить в ковш или в печь. По способу Златоустовского металлургического завода алюминий вводят в печь незадолго до выпуска. Предварительно из печи удаляют шлак. Это делают для того, чтобы предотвратить восстановление кремния из шлака в металл. Чушки алюминия загружают на чистое зеркало при выключенной печи. После растворения алюминия загружают 1,5-2,0% шлакообразующих — извести и плавикового шпата. Затем печь включают на 10—15 мин, в течение которых формируется шлак из окиси и фторида кальция и глинозема. Этот шлак обладает высокой обессеривающей способностью. При выпуске из печи металл, перемешиваясь с таким шлаком, дополнительно рафинируется от серы и неметаллических включений. Угар алюминия при таком способе легирования конструкционных сталей, содержащих около 1% Al, составляет 15—25%.
Доведение плавки до заданного химического состава производится на основе результатов химического анализа проб металла, отбираемых во время восстановительного периода. Первая проба отбирается, как только на ванне образуется шлаковый покров, в ней проверяется содержание углерода, кремния, марганца и никеля. Содержание углерода впоследствии проверяют несколько раз с тем, чтобы во время заметить и предотвратить избыточное науглероживание металла электродами, восстановительным шлаком или легирующими добавками. Последний раз содержание углерода должно быть проверено за 10 мин до выпуска плавки. Если выплавляемая сталь легирована хромом, корректировать содержание углерода удобнее и дешевле добавками углеродистого феррохрома. Присадка для науглероживания чугуна невыгодна: чистый по содержанию фосфора и серы древесноугольный чугун дорог, он увеличивает массу плавки, на легирование присадки требуется дополнительное количество ферросплавов; излишний металл может увеличить количество отходов, если из него получится не целый слиток, а недоливок.
Состав стали по хрому корректируют по результатам проб, отобранных через 20 и 25 мин после присадки феррохрома. При совпадении этих анализов с расчетным можно доводить плавку. Если первый из двух анализов оказался выше, это может быть связано с недостаточным перемешиванием ванны. Следует снова тщательно перемешать ванну, убедиться, что весь феррохром расплавлен и снова отобрать пробу для проверки содержания хрома. Если результаты анализа двух проб на содержание хрома совпадают, но не соответствуют расчетному, это может оказаться следствием неточного взвешивания шихты.
Легирование сталей ближе к нижнему пределу заданного состава, особенно в тех случаях, когда в состав металла входят такие дорогостоящие добавки, как вольфрам, молибден или ванадий, позволяет экономить ценные ферросплавы. Содержание каждого элемента в стали ограничено определенными пределами. Например, в быстрорежущей стали P18 должно быть 17,5—19,0% вольфрама, 1,0—1,4% V. Качество стали не ухудшается, если содержание указанных элементов оказывается ближе к нижнему, а не к среднему пределу. При этом появляется возможность сэкономить 18,25—17,75 = 0,5% W и 1,20—1,10=0,10% V. В пересчете па ферровольфрам с 70% W и феррованадий с 40% V при выплавке 5-т плавок экономия на каждой плавке составит:
Однако выплавка стали в суженных пределах химического состава требует особенно внимательного и ответственного отношения к плавке со стороны сталевара. Необходимо тщательное перемешивание ванны перед отбором проб, точное взвешивание присадок, неукоснительное выполнение технологических инструкции, учет состояния печи и особенностей каждой плавки. Всегда надо иметь в виду, что состав металла предыдущей плавки может сказаться на содержании легирующих в следующей за ней плавке. После высоконикелевого сплава, высокохромистой или высоковольфрамистой стали обычно выплавляют одну-две плавки с низким содержанием никеля, хрома или вольфрама, прежде чем перейти к выплавке безникелевых сталей или сталей, не содержащих хром и вольфрам. Перед тем, как начать плавить нихром с 80% Ni, содержание железа в котором не должно превышать 1%, необходимо отмыть подину от железа, назначив сначала одну-две плавки хромоникелевой стали, затем нихрома с 60% Ni, содержащего до 25% Fe, и лишь после этого плавить нихром. Сталевар должен обеспечить проведение промывной плавки при повышенных температурах. Необходимость промывки вызывается тем, что в незаметных ямках и неровностях подины, в порах се всегда может остаться металл, который вредно повлияет на состав следующей плавки.
Раскислители и легирующие материалы
Раскислители присаживают в жидкий металл для уменьшения содержания в нем закиси железа, а также для удаления или обезвреживания загрязняющих примесей; некоторые из раскислителей применяют и в качестве легирующих добавок.
Непосредственно для легирования, т. е. для получения заданного марочным химическим составом содержания определенных элементов в готовой стали, применяют легирующие материалы. Большинство раскислителей и легирующих добавок представляет собой железные сплавы.
К основным, наиболее часто применяемым раскислителям относятся ферромарганец, ферросилиций и алюминий. Широко используются также комплексные раскислители, представляющие собой в отличие от обычных ферросплавов сплавы нескольких элементов: AMC (алюминий, марганец, кремний), силикомарганец, силикокальций, KKA (кремний, кальций, алюминий) и др.
Раскислители и легирующие поставляются в виде кусков ограниченного размера с известным и обычно высоким содержанием легирующего элемента. Они не должны быть загрязнены вредными примесями, шлаком и посторонними включениями.
Алюминий является наиболее активным из широко применяемых при электроплавке раскислителей. Его вводят главным образом в печь, реже в ковш в количествах 0,3—1,0 кг/г. Кроме того, для раскисления шлака используют порошкообразный алюминий.
Вторичный алюминий применяют для раскисления малолегированных сталей, для легирования (при выплавке сталей с алюминием) и раскисления высоколегированных сталей рекомендуется пользоваться только более чистым первичным алюминием (99,9% Al).
Ферромарганец, применяемый для предварительного раскисления стали и ее легирования, выпускается в виде сплавов, содержащих различное количество углерода и примесей, в первую очередь фосфора (табл. 4). В зависимости от назначения выплавляемой стали и заданного содержания в ней углерода и марганца выбирают нужную марку ферромарганца; так. например, при выплавке кислотоупорной стали и сплавов с низким содержанием железа используют только металлический марганец, содержащий минимальное количество примесей (табл. 5). Температура плавления ферромарганца 1250—1275° С, в изломе ферромарганец имеет характерную радужную синевато-розовую окраску.
Ферросилиций (табл. 6) широко применяется для раскисления стали как в кусковом, так и в порошкообразном виде (диффузионное раскисление). Для легирования используют 75%-ный ферросилиций, а при производстве сплавов с низким содержанием железа — 90%-ный или кристаллический кремний. 45%-ный ферросилиций обычно применяют в начале восстановительного периода плавки для глубинного (осадочного) раскисления металла.
Высококремнистый ферросилиций рассыпается под действием влаги, выделяя вредные для организма газы, поэтому его следует хранить в сухих хорошо вентилируемых помещениях. Температура плавления 45%-ного ферросилиция 1220—1330°С, 75%-ного 1300—1333°С.
Комплексные раскислители обеспечивают более полное удаление из стали закиси железа и продуктов раскисления. К мим относятся выпускаемые ферросплавной промышленностью силикомарганец (табл. 7) и силикокальций (табл. 8), а также сплавы типа AMC и ККА. Сплав AMC содержит 4—0% Al, 9—12% Mn и 9—10% Si; непосредственно в электросталеплавильном цехе, присаживая алюминий в жидкий силикомарганец, выплавляют также сплав МКА, в котором соотношение марганца, кремния и алюминия составляет 4:1:0,4. Сплав KKA получают сплавлением силикокальция с алюминием. Рекомендуемый состав сплава Si:Ca:Al = 2,2; 2,1 для высокоуглеродистых сталей и 2:0,8:1 для малоуглеродистых.
Легирование стали осуществляется с помощью соответствующих ферросплавов (реже — чистых металлов), присаживаемых в определенной последовательности в заданный период плавки.
Технология присадки ферросплавов должна обеспечить без ущерба для качества стали максимальное усвоение ею легирующего элемента и возможность контроля и корректировки содержания этого элемента до выпуска плавки. Она включает в себя подготовку ферросплавов к подаче в печь, выбор марки ферросплава и расчет его необходимого количества, а также определение времени и условий введения присадки в печь. Эти вопросы подробно рассмотрены в соответствующем разделе учебника. Здесь лишь перечислим основные ферросплавы, выпускаемые в России, и укажем назначение некоторых из них.
В наибольших количествах при производстве электростали расходуется феррохром (табл. 9), сорта феррохрома различаются по содержанию углерода. Согласно ГОСТ 4757—67, в России в настоящее время выпускают безуглеродистый феррохром шести марок (от ФХ 001 до ФХ 006), малоуглеродистый феррохром пяти марок (ФХ 010, ФХ 015, ФХ 020, ФХ 025 и ФХ 050), среднеуглеродистый феррохром двух марок (ФХ 100 и ФХ 200) и углеродистый феррохром также двух марок (ФХ 650 и ФХ 800). Кроме того, в промышленных масштабах изготовляются специальные сорта феррохрома, например азотированный.
При производстве сталей с особыми физическими свойствами применяют металлический хром (табл. 10).
Отметим, что снижение содержания углерода в феррохроме представляет определенные трудности, поэтому чем меньше углерода в феррохроме, тем он дороже. Феррохром присаживают в ванну нагретым докрасна, время присадки феррохрома — первая половина восстановительного периода плавки.
Никель применяется при выплавке нержавеющих, кислотоупорных сталей, нихрома, магнитной стали, инвара, платинита и других сплавов. В России выпускается никель двух видов: огневой и электролитический. Обе разновидности никеля могут содержать значительное количество водорода, поэтому никель, как правило, дают в завалку или в начале кипения. По содержанию примесей электролитический никель значительно чище огневого и применяется при выплавке сталей и сплавов более ответственного назначения. Температура плавления никеля 1452—1455° С в зависимости от чистоты. Остальные легирующие материалы используются в значительно меньших количествах.
Феррованадий, содержащий не менее 35,0% V (табл. 11) применяется, как правило, в количествах, не превышающих 1%, при выплавке хромованадиевых, хромовольфрамовых и некоторых других сталей. Для уменьшения угара его присаживают в хорошо раскисленный металл в конце восстановительного периода. Температура плавления феррованадия 1425—1480° С.
Ферровольфрам (табл. 12) содержит не менее 65% W и является наиболее тугоплавким ферросплавом: температура плавления 80%-ного ферровольфрама составляет 2000°С. В связи с этим ферровольфрам вводят в металл в первой половине восстановительного периода плавки. Он расходуется главным образом при выплавке быстрорежущей стали и ее заменителей, а также некоторых жаропрочных сталей. В России выпускается, кроме того, ферровольфрам с молибденом.
Ферромолибден (табл. 13) содержит не менее 55,0% Mo, температура его плавления 1500° С. В количествах, обычно не превышающих 1 % по молибдену, этот ферросплав применяют при производстве легированной конструкционной, жаростойкой, нержавеющей, а также инструментальной стали. Присаживают ферромолибден в завалку или в период кипения. При выплавке низколегированной молибденовой стали ферромолибден можно заменить более дешевым молибдатом кальция (CaMoO4).
Ферротитан (табл. 14), применяемый главным образом для легирования металла, вводится в ванну перед выпуском плавки, чтобы избежать чрезмерных потерь титана вследствие окисления. Температура плавления ферротитана 1380°С. В малых количествах его используют при выплавке различных сталей, а в увеличенных (более 1%) — при выплавке нержавеющих сталей, никелевых и специальных сплавов. Новым ГОСТ 4761—67 предусматривается выпуск ферротитана пяти марок вместо трех (Ти0, Ти1, Ти2, Тив, Тив1).
Феррониобий (табл. 15) применяют главным образом при выплавке нержавеющей кислотоупорной стали и сплавов со специальными свойствами. Содержание ниобия в сплаве 35—50%. Ниобий, как и титан, благоприятно действует на свойства стали, препятствуя развитию интеркристаллитной коррозии. Вводят феррониобий в расплав во второй половине восстановительного периода плавки.
Вводимые в расплавленную сталь для уменьшения закиси железа элементы
Раскислением называют удаление из металлического расплава растворенного кислорода. Поэтому операция раскисления производится лишь при плавке тех металлов и сплавов, которые способны, находясь в жидком состоянии, растворять кислород. В металлургии известно несколько способов раскисления: осадочное, контактное или диффузионное, обработкой расплава водородом с последующим вакуумированием, плавкой в достаточно глубоком вакууме при малом остаточном давлении.
В литейном производстве, как правило, применяют осадочное раскисление, которое заключается в том, что растворенный кислород связывают в нерастворимые в расплаве оксиды с помощью специально вводимых в расплав добавок, называемых раскислителями. Упрощенно итог процесса раскисления можно описать реакцией m [О]Me + n[R]Me ⇔ RnOm, где [О]Me — концентрация кислорода в расплаве; [R]Me — концентрация раскислителя в расплаве; RnOm — нерастворимый в расплаве оксид.
Константа равновесия этой реакции Kp = 1/[О]Me m [R]Me n, если считать, что образующийся оксид находится в свободном виде. Таким образом, между остаточными концентрациями кислорода и раскислителя имеется обратная зависимость. Эта зависимость справедлива в том случае, если содержание кислорода и раскислителя выражено в атомных долях и если учитываются показатели степеней, определяемые стехиометрией образующегося оксида. Растворы кислорода и раскислителя в расплаве обычно не являются совершенными, и поэтому вместо концентраций надо использовать активности. Образующийся оксид раскислителя нередко растворяется в других оксидах (шлаке, оксидах основного металла). Поэтому в выражении константы в числителе должна быть поставлена не 1, а концентрация или, вернее, активность оксида раскислителя в шлаке или сплаве оксидов. Таким образом, действительное выражение константы реакции раскисления оказывается весьма сложным.
Тем не менее главную особенность итоговой реакции раскисления — обратное соотношение между концентрациями остаточных содержаний кислорода и раскислителя в расплаве — можно четко видеть, даже если выражать эти концентрации в обычных процентах по массе. Так были получены следующие данные (трех измерений):
Очевидно, что в качестве раскислителя может быть использован металл или элемент, обладающий значительно большим сродством к кислороду, чем раскисляемый металл. В первом приближении это может быть оценено по стандартному значению изобарно-изотермического потенциала ΔZ (свободная энергия Гиббса) реакций образования свободных оксидов раскислителя и раскисляемого металла. Чем больше по абсолютному значению отрицательная величина ΔZ оксида раскислителя по сравнению с величиной ΔZ оксида раскисляемого металла, тем более полного удаления кислорода можно ожидать.
Однако для успешного раскисления важен не просто перевод кислорода в нерастворимую форму. Возникшие в результате раскисления во всем объеме расплава частицы оксидов раскислителя являются типичными первичными докристаллизационными неметаллическими включениями. Они должны быть по возможности полностью удалены из расплава. Способы их удаления приведены выше. Как правило, используется отстаивание расплава и обработка шлаком или флюсом. Для более быстрого всплывания продуктов раскисления желательно, чтобы они были в виде компактных частиц лучше всего шарообразной формы, т. е. чтобы они находились в жидком состоянии. Именно поэтому основную долю кислорода из жидкой стали удаляют, вводя в качестве раскислителей совместно кремний и марганец, поскольку образующиеся силикаты марганца имеют точку плавления не более 1200—1300 °C. Для раскисления никеля и его сплавов используют совместные добавки углерода, марганца, кремния и магния. Надо отметить, что сложные раскислители в большей мере снижают содержание остаточного кислорода, чем каждый из составляющих, взятый в большом количестве.
Еще лучшие условия для отделения продуктов раскисления создаются, если эти продукты находятся в газообразном состоянии. Примером подобного раскислителя является фосфор, вводимый в медь и некоторые ее сплавы в виде 15 %-ной лигатуры медь—фосфор, называемой фосфористой медью. Для сплавов железа и никеля фосфор не может быть использован как раскислитель, так как обладает в этих расплавах сравнительно небольшой раскисляющей способностью. Из-за этого пришлось бы иметь слишком большое остаточное содержание в расплаве этого элемента, являющегося для железа и никеля вреднейшей примесью. Однако в меди — уже при 0,01 % P равновесное содержание кислорода становится менее 0,001 %.
Для окончательного раскисления сталей используют алюминий, который резко снижает содержание кислорода. Однако при этом расплав загрязняется твердыми частицами оксида алюминия, которые очень трудно удаляются, и поэтому они являются причиной заметного снижения пластических свойств металла.
Расчет потребного количества раскислителя необходимо производить с учетом вида продуктов раскисления, желательного минимума содержания кислорода и равновесного остаточного содержания раскислителя.
Контактное раскисление осуществляется таким образом, что раскислитель не растворяется в расплаве, а лишь соприкасается с ним. Реакция раскисления идет на поверхности раздела расплав—раскислитель, куда кислород доставляется путем диффузии и конвекции. Контактное раскисление проходит очень медленно, но его преимущество в том, что расплав не загрязняется неметаллическими включениями, так как продукты раскисления остаются на поверхности раздела расплав—раскислитель. Контактное раскисление проводят иногда применительно к меди и ее сплавам. В качестве нерастворимых раскислителей используют углерод (графит), карбид кальция. Типичным примером контактного раскисления является плавка стали под безжелезистым шлаком, который способен поглотить из расплава кислород в виде закиси железа
В заключение еще раз следует уточнить, что операция раскисления применяется лишь к тем расплавам, которые содержат растворенный кислород. Поэтому раскислению обязательно подвергают углеродистые и малолегированные стали. Без раскисления в отливках из этих сталей образуются пузыри из-за выделения оксида углерода. Чугуны не требуется раскислять при плавке, поскольку в них кислород не может находиться в растворенном виде из-за большого содержания углерода, кремния и марганца. Никель и сплавы никеля с медью, железом, хромом, марганцем при обычной плавке на воздухе обязательно требуется раскислять перед разливкой. Чистая медь и сплавы меди с серебром, никелем, марганцем, оловом, свинцом растворяют в себе заметные количества кислорода, поэтому их необходимо раскислять. Сплавы меди с такими активными по отношению к кислороду металлами, как цинк, алюминий, хром, цирконий, не способны растворять кислород, и для них обычное раскисление фосфористой медью не имеет смысла. Сплавы на основе алюминия, магния цинка никогда не раскисляют.
Однако недавно пришли к выводу, что при выплавке ферромарганца процесс в доменной печи может быть значительно улучшен без достижения повышенных температур или заметного увеличения расхода топлива; предлагается использовать шлаки более высокой основности при резком увеличении количества MgO. Этот процесс предусматривает использование шлаков с отношением (CaO+MgO):(SiO2) в интервале 1,7—2,8, причем содержание MgO желательно поддерживать в пределах 8—18%. Было также показано, что Al2O3 может заменить некоторое количество как MgO, так и SiO2 в шлаке при условии, что он содержит 18—30% Al2O3 (отметим, что это превышает обычное содержание глинозема в шлаках при выплавке ферромарганца). Содержание MgO может быть доведено до 5—8%, что выгодно, так как при этом отпадает необходимость добавления доломита в доменную печь в количествах, которые .могли бы значительно увеличить объем шлака, а следовательно, и расход топлива Утверждают, что так как содержание Al2O3 увеличивается, а содержание кремнезема уменьшается, жидкотекучесть шлака сохраняется высокой. При этом, что очень важно, достигается уменьшение содержания кремния в ферромарганце.
Так, например, указывается, что применение описанного способа, в случае использования при загрузке шлакообразующих составляющих, содержащих 36 90% CaO, 19,58% SiO2, 21,50% Al2O3, 9,20% MgO, привело к содержанию в шлаке до 3,9% Mn; в то же время содержание кремния в ферромарганце с 55% Mn составило лишь 0,27%.
Кейс и Клегг считают экономически оправданными работы по извлечению марганца из пыли, уносимой через колошники, так как потери марганца в шлаке и пыли при производстве ферромарганца в доменных печах составляют только в США 120 000 т в год. Применение воздуха, обогащенного кислородом, и противодавлений целесообразно, так как может повысить производительность и экономичность работы агрегатов.
В основном высокоуглеродистый ферромарганец получается с содержанием марганца около 80% и углерода 6,5—7%; однако многие сорта получаемых ферросплавов находятся по составу между этим сплавом и зеркальным чугуном Типичный состав богатого ферромарганца следующий: 79,1% Mn; 7,07% С; ¢,76% Si; 0,027% S; 0,20% Р; 12,84% (остальное) Fe.
Практически весь углерод в сплаве присутствует в связанном состоянии в виде двойных карбидов железа и марганца. По данным Карнота и Гуталя, в сплаве имеются следующие кар виды:
Эти карбиды более устойчивы, чем Fe3C, и не распадаются при затвердевании сплава. Так же, как и в чугуне, содержание углерода в ферромарганце зависит от содержания кремния. Это объясняется образованием в сплаве силицида марганца (MnSi), в результате чего снижается количество марганца, способного образовывать карбиды.
На рис. 15 показано изменение содержания углерода в зависимости от содержания кремния в железомарганцевых сплавах, содержащих 60—80% Mn.
Зеркальный чугун. Так как производство чугуна в доменных печах отличается от производства ферромарганца, неудивительно, что металлургическое производство зеркального чугуна экономически нецелесообразно, за исключением особых случаев. Практика производства зеркального чугуна описана Ройстером. Он показал, что производство 1 т металлического марганца в виде зеркального чугуна требует на 78% больше топлива, чем производство такого же количества марганца в виде ферромарганца. Это связано главным образом с более высоким содержанием кремнезема в марганецсодержащих рудах. Однако зеркальный чугун продолжают производить в доменной печи, хотя и во все уменьшающихся количествах; намечается тенденция использовать для этого производства руды низкого качества, имеющие соответствующий состав. Типичный состав зеркального чугуна следующий: 22,5% Mn; 4,89% С; 0,95% Si; 0,068% Р. Металл получается исключительно в доменных печах. По своему характеру процесс выплавки зеркального чугуна даже в деталях является промежуточным между производством чугуна и ферромарганца. Это замечание относится к потерям в шахте, к основности шлака, к соотношению CO:CO2 в отходящих газах и скорости перемещения шихтового столба.
Спрос на зеркальный чугун при производстве чугуна и стали намного меньше, чем на ферромарганец высокого качества. В США в 1950 г. относительный расход зеркального чугуна и ферромарганца составил соответственно 69,25 и 702,5 т. Как сообщает Клементс, в практике некоторых английских заводов применяют разогрев только что выложенной печи плавкой зеркального чугуна, а затем по достижении нормальных условий работают на ферромарганце.
Производство в дуговых электропечах. При наличии дешевой электрической энергии производство высокоуглеродистого ферромарганца путем сплавления марганцевой руды с коксом или углем и доломитом может быть экономически выгодно в электрических дуговых печах. Этот процесс описан в работах Дюрера и Фолькерта. Существенное различие производства ферромарганца в доменной и электрической печах состоит в расходе твердого топлива, причем в электрической печи этот расход примерно в три раза меньше. Потребляемая мощность и расход электродов определяются качеством используемой руды и емкостью печи. По данным Кенией и Лонерган, расход электроэнергии, необходимой для производства 1 т ферромарганца, изменяется от 4000 квт*ч в 3000-квт печи до 7000 квт-ч в 1000-квт печи.
Расход электродов составляет 67,5—112,5 кг на 1 т ферромарганца. При отсутствии открытой электрической дуги между электродом и ванной потери на улетучивание невелики. Загрузка печи может быть непрерывной или периодической. Состав шлака в электрической печи во многом сходен с составом шлака при выплавке высокоуглеродистого ферромарганца в доменной печи; в связи с этим для уменьшения потерь марганца принимаются во внимание те же соображения в отношении основности шлака.
Эти потери в шлаке изменяются от 10% для высококачественной руды до 30 для кремнистых руд, при использовании которых образуется шлак в большем объеме. Даже при производстве в электрических печах образуется какая-то часть пыли; суммарные потери марганца (пыль и улет) составляют 5—10% в пересчете на вес марганца в шихте. Состав ферромарганца, выплавленного в электрической печи, очень сходен с составом доменного ферромарганца; об этом можно судить по данным табл. 9.
Малоуглеродистый ферромарганец. Высокоуглеродистый ферромарганец, содержащий около 7% С, непригоден для производства сталей или других сплавов, содержащих марганец, в которых желательно иметь низкое содержание углерода. В этих случаях используют либо металлический марганец, либо малоуглеродистый ферромарганец. В связи с тем, что высокоуглеродистый ферромарганец относительно дешев, нет ничего удивительного в том, что ранние попытки производства малоуглеродистого ферромарганца сводились к попыткам обезуглеродить высокоуглеродистый сплав. Систематическое исследование таких методов было проведено Робертсом и Райтом. Эти методы могут быть сведены к следующим:
1) замещение углерода кремнием;
2) замещение углерода алюминием;
3) обработка в различных металлических окислах;
4) сплавление с известью при высокой температуре;
5) продувка расплавленного сплава при бессемеровании воздухом, водородом и двуокисью углерода;
6) разложение карбида закисью марганца в электрической печи.
Первые пять методов дают сравнительно небольшое уменьшение содержания углерода в ферромарганце; рафинирование закисью марганца является многообещающим. Робертс и Райт показали возможность уменьшения содержания углерода с 6,72 до 2,79% при плавке ферромарганца под расплавленной закисью марганца в мартеновской печи.
Эти результаты подтвердили более ранние эксперименты, проведенные Муассаном. Он показал, что при использовании избытка окислов карбид марганца может быть разрушен в электрической печи, что приводит к получению металла как с низким содержанием углерода, так и с пониженным содержанием кремния:
Высокие потери, связанные с летучестью марганца, и малая производительность не привели к широкому применению этого процесса.
Процесс обработки высокоуглеродистого ферромарганца углеродом или кремнием в присутствии избытка закиси марганца может быть положен в основу промышленного способа производства малоуглеродистого ферромарганца. К сожалению, опубликовано весьма мало сведений о практическом использование этого метода в промышленности; вероятно, лучшим обзором является работа Дюрера и Фолькерта.
Ряд других методов был предложен в ранних работах Хэмберта и Гадфильда. Так, Хэмберт предложил проводить обезуглероживание ферромарганца при нагреве его до температуры выше 1700° в присутствии закиси марганца, кокса или ферросилиция, используемых для частичного восстановления закиси марганца.
Гадфильд предложил двухступенчатый процесс, при котором вначале ферромарганец обрабатывается марганцевой рудой вместе с углеродом для восстановления всех окислов в руде до закиси марганца. После такой обработки ванна состоит из расплавленного ферромарганца и шлака, богатого закисью марганца. На второй стадии процесса к шлаку добавляют ферросилиций, чтобы уменьшить содержание закиси марганца. Для улучшения жидкотекучести шлака вводят CaO. В качестве примера Гадфильд приводит следующие расчеты по одной из плавок, кг:
Полученный в результате плавки ферромарганец содержал 71,6% Mn и 1,54% С.
В современных промышленных процессах, используемых для производства ферромарганца с содержанием углерода менее 0,1%, марганцевую руду обрабатывают силикомарганцем в электрической печи; в этом случае восстановление идет без использования углеродсодержащего топлива и процесс протекает частично за счет экзотермической реакции восстановления кремнием окислов марганца и частично за счет тепла, сообщаемого электрической энергией. Таким образом, процесс получения малоуглеродистого ферромарганца предусматривает:
1) производство силикомарганца;
2) восстановление марганцевой руды силикомарганцем.
I. Производство силикомарганца. Дюрер и Фолькерт описывают шесть возможных методов производства силикомарганца, используемого для получения низкоуглеродистого ферромарганца:
A. Из марганцевых руд с малым содержанием железа и фосфора при восстановлении их углеродом в присутствии кремнезема.
Б. Из руд низкого качества, богатых кремнеземом, путем восстановления углеродом.
B. Из марганцовистых шлаков, богатых кремнеземом, путем восстановления углеродом.
Г. Из смеси высокоуглеродистого ферромарганца с кремнеземом путем восстановления углеродом.
Д. Сплавлением высокоуглеродистого ферромарганца с ферросилицием.
Е. Восстановлением шлаков, богатых марганцем, ферросилицием.
А. Наиболее широко используемым способом производства силикомарганца является плавка руд со средним содержанием железа и малым содержанием фосфора в присутствии углерода и кремнезема. Индийские, южно-африканские и чилийские руды — весьма подходящее сырье для этой цели. Кварц или кварциты, используемые в этом процессе, должны содержать, по крайней мере, 96% кремнезема и не иметь глинозема. Метод очень сходен с непрерывным процессом производства ферросилиция в электрических дуговых печах. В настоящее время в практике немецких заводов применяют печи, имеющие мощность 7500 или 1000 ква; количество материала, расходуемого в этих печах на 1 т стандартного силикомарганца, приводится в табл. 10.
Производство в печах большого размера достигает около 27 т в день. Данные табл. 10 свидетельствуют о том, что производительность увеличивается при использовании больших печей. Стандартный силикомарганец, полученный этим методом, содержит 69—71% Mn, 18—22% Si, 4—6% Fe и менее 1% С. Соотношение между кремнием и углеродом может быть в значительной степени изменено шихтовкой (рис. 15). Таким образом, путем уменьшения содержания кремнезема в шихте легко получить сплав, содержащий 15—17% Si; при этом скорость процесса увеличивается. Однако содержание углерода в таком сплаве составляет 2%. Для уменьшения содержания углерода до 0,1% необходимо увеличить содержание кремния до 30—33%. Это требует больших затрат электроэнергии, в результате чего производительность печей уменьшается.
Б. В. Шлаки, богатые кремнеземом и содержащие MnO, могут быть восстановлены углеродом в электрической печи так же, как марганцевые руды низкого качества, богатые кремнеземом. Этот процесс при оптимальных условиях производства приводит к получению силикомарганца и шлака, содержащего очень малое количество закиси марганца. Этот процесс был внедрен главным образом в Германии, где в конце войны 1914—1918 гг. вступили в строй заводы в Вайсвейлере, на которых силикомарганец получали из шлака доменной печи, содержащего 10% Mn. Шлак смешивали с коксовой мелочью и обрабатывали в электрических печах мощностью 1000 ква. Извлечение марганца составляло 70% и для получения 1 т силикомарганца, содержащего 69% Mn и 16% Si, требовалось 14 658 кг шлака, 1161 кг коксовой мелочи, 201 кг электродов и 16376 квт*ч электроэнергии. По данным Дюрера и Фолькерта, аналогичный процесс был также разработан в Скандинавии, однако на базе использования более богатого шлака, содержащего 20% Mn. Смесь, загружаемая в печь (мощность которой была 8000 ква), состояла из шлака, кварца, некоторого количества марганцевой руды и доломита. Никаких данных о производительности или экономичности этого процесса нет.
Г. Методы (Б) и (В) имеют в настоящее время ограниченное применение. Большее развитие получил метод, при котором высокоуглеродистый ферромарганец, полученный в доменной печи и имеющий небольшое содержание железа и большое содержание марганца, сплавляется в электрической печи с кварцем и коксом. Преимущество этого процесса по сравнению с только что описанными (Б) и (В) заключается в значительной экономии электрической энергии, так как большую часть требуемого тепла вносят при использовании кокса в доменной печи при производстве высокоуглеродистого ферромарганца.
Этим способом может быть получен силикомарганец высокого качества из ферромарганца, в котором также имеется высокое содержание кремния.
(Д) и (E). Эти методы не нашли применения в настоящее время и, вероятно, неэкономичны из-за относительно высокой стоимости производства ферросилиция.
2. Восстановление марганцевой руды силикомарганцем. Реакции, которые определяют восстановление марганцевой руды кремнием из силикомарганца, следующие: вначале восстановление более высоких окислов марганца MnO2 и Mn3O4 до MnO, а затем восстановление MnO до марганца:
Для того чтобы реакция шла вправо (для получения ферромарганца с малым содержанием кремния), активность образующегося кремнезема должна все время уменьшаться по мере его образования. Это обеспечивается добавкой известняка к шихте, который связывает кремнезем, образуя шлак, состоящий из силиката кальция. Состав шлака в значительной мере определяет содержание кремния в металлической ванне. По данным Дюрера и Фолькерта, шлак с 14—17% Mn соответствует содержанию кремния в металле, равному 8—12%. Для того чтобы уменьшить содержание кремния в металлической ванне до 1—1,5%, необходимо иметь шлак равновесного состава: 30—35% MnO и около 30% CaO.
Количество необходимого для восстановления силикомарганца зависит от содержания окислов в руде и от формы, в которой они присутствуют. Восстановление обычно ведется в трехфазных электрических печах мощностью 1000—3000 ква. Конструкция печей и ход процесса описаны Дюрером и Фолькертом; в этом процессе используется руда металлургического качества, однако она, конечно, должна иметь малое содержание углерода. В табл. 11 приведены данные о расходе сырых материалов, используемых для получения 1 т малоуглеродистого ферромарганца; данные таблицы составлены по шести плавкам в печи мощностью 1000 ква.
Читайте также: