Технологічні процеси металургії

Історичні періоди розвитку суспільства позначені назвами основного матеріалу, який воно застосувало для вироблення засобів праці і предметів ужитку: кам’яний, мідний, бронзовий і залізний віки. Останній охоплює і наш час, оскільки залізо і сьогодні є найпоширенішим штучно вилученим з природи конструкційним матеріалом — фундаментом сучасної цивілізації. За вмістом хімічних елементів у земній корі залізо (у хімічних сполуках) на четвертому місці (близько 5 %), поступаючись лише кисню, кремнію й алюмінію. За своїми властивостями воно задовольняє широкий спектр технічних вимог: може бути пластичним і піддатливим для оброблення тиском, пружним або таким твердим, що може різати інші метали.

Наука про способи одержання металів з руд та їх перероблення з метою надання потрібних властивостей називається металургією.

Металургію поділяють на чорну та кольорову. Предметом чорної металургії (на Заході її назва — металургія залізо) є залізо, а її продукцією — чавун і сталі; кольорової — всі інші метали. Крім того, виділяють окремі розділи: металургію важких, легких, дорогоцінних та рідкісних металів.

Незважаючи на широке застосування в сучасній техні- ці алюмінію і нових сплавів на основі титану, цирконію, магнію та ін., значення заліза в народному господарстві не зменшується.

Щорічне виробництво сталі у світі становить понад 700 млн t. В Україні у 80-ті роки воно досягло 55 млн тонн, тобто було більше, ніж у будь-якій іншій європейській країні. Металургія і сьогодні є провідною галуззю індустрії розвинених країн світу і України — основний донор валютних надходжень до державного бюджету.

У наш час використання металів в основному визначає рівень технічного розвитку країни. Основною продукцією чорної металургії є чавун, сталь.

Чавуни — сплави заліза з вуглецем, які містять більше 2 % С. Крім вуглецю, чавун завжди містить до 4 % Si, до 2 % Mn, P, S та інші елементи.

Близько 80 % всієї кількості виплавлюваного чавуну становить переробний чавун, який є вихідною сировиною для виробництва сталі.

Сталі — це залізовуглецеві (вміст вуглецю до 2 %) сплави з добавками легуючих елементів, таких як Cr, Wo, Co, W та ін., що надають їм цінних техніко-економічних властивостей.

Сучасна металургія включає в себе такі процеси, як добування і підготовку руд до переробки (подрібнення, збагачен- ня та ін.); виділення (відновлення) металів із руд, рафінуван- ня (очищення) металів, одержання та виплавка сплавів, оброблення металів і сплавів з метою надання їм кращих власти- востей.

Для відновлення металів із руд (переважно з оксидів) використовують більш активні до кисню хімічні елементи, а в деяких процесах — електричний струм та інші методи.

3 .1. Системи технологій чорної металургії

Система технології чорної металургії відпрацьовувалася віками. І все ж вона завдає чи не найбільше екологічних турбот су­спільству. Про це наочно свідчить екологічний стан областей України з розвиненою металургійною промисловістю.

У сучасній металургії близько 85 % виплавленого металу припадає на сплави заліза (чавун і сталі).

Традиційна система технологій виробництва сталі складається з послідовних процесів:

1. добування залізної руди та її збагачення;

2. добування флюсів у кар’єрах;

3. добування та збагачення вугілля;

4. коксування вугілля;

5. виробництво вогнетривів;

6. виробництво чавуну (доменний процес);

7. виробництво сталі з чавуну.

Вихідними матеріалами для доменного виробництва є залізна руда, флюси, паливо (кокс) і повітря.

Залізна руда — це гірська порода, яка містить залізо в таких мінералах і кількостях, за яких її технічно та економічно доцільно переробляти.

Руда складається із суміші залізовмісних мінералів гематиту Fe₂O₃, магнетиту Fe₃O₄, з пустою породою, до складу якої входять різні сполуки, перш за все кремнезем SiO₂, глинозем Al₂O₃, оксид кальцію CaO та оксид магнію MgO.

Придатність залізної руди для доменного відновлення заліза залежить від вмісту заліза, складу пустої породи та концентрації таких шкідливих домішок, як сірка, фосфор, миш’як та інші, що знижують якість металу. Для виробництва чавуну використовують руди таких основних типів.

Магнітний залізняк містить 45—70 % мінералу магнетиту (Fe₃O₄) і має магнітні властивості.

Червоний залізняк містить понад 50—60 % мінералу гематиту — безводного оксиду (Fe₂O₃). Червоний залізняк містить мало шкідливих домішок S та Р, порівняно з магнітним залізняком більш легко відновлюється. Завдяки цьому червоні залізняки належать до кращих з руд.

Бурий залізняк являє собою водний оксид заліза Fe₂O₃  3H₂O (кристалогідрат). Пуста порода забруднена, як правило, фосфором та сіркою. Вміст заліза в руді 30 %. Завдяки хорошій відновлюваності використання небагатих руд бурого залізняку економічно виправдано.

Шпатовий залізняк (сидерит) містить 30—40 % заліза у вигляді карбонату заліза FeCO₃. Руда характеризується низьким вмістом шкідливих домішок сірки та фосфору.

Основними операціями підготовки руд до виплавлення заліза є флотація і магнітна сепарація. Принцип флотації заснований на різній здатності до змочування водою компонентів руди. Часточки пустої породи, як правило, добре змочуються водою, а сполуки металів — погано. Якщо утворити в спеціальних флотаційних апаратах стійку піну, то з руди можна відділити металовмісті мінерали. Вони піднімаються з піною на поверхню рідини і відокремлюються разом із нею від породи.

Магнітна сепарація полягає в тому, що подрібнену руду вміщують у магнітне поле. Магніт притягує часточки руди, які містять оксиди заліза, відокремлюють їх від пустої породи. Цим способом можна довести вміст мінералу Fe₃O₄ в руді до 75—95 %.

Агломерацією називають процес спікання руд дрібних фракцій, з подрібненим твердим паливом (коксом, вугіллям), в агломераційній машині. Агломерат має високу пористість (50 %) і хорошу відновлюваність. Крім того, в процесі спікання майже повністю випалюється сірка, яка виділяється у вигляді діоксиду сірки. В металургії, як правило, використовують офлюсований агломерат, для чого до шихти додатково вводять вапняк.

Доменні флюси — це матеріали, які вводять у доменну піч для зниження температури плавлення пустої породи (оксидів SiO₂ і Al₂O₃). При сплавленні пустої породи з флюсом утворюється легкоплавкий шлак, який видаляється з печі в рідко- му стані. Вибір флюсу залежить від хімічного складу пустої породи.

Як флюси застосовують вапняк CaCO₃, рідше — доломіт CaCO₃  MgCO₃. Якщо пуста порода — вапняк, то флюсами можуть бути кремній, кварц або піщаник SiO₂.

Основним видом відновлювача і водночас палива при виплав­ленні чавуну в доменних печах є кокс. Кокс виробляють у спеціальних коксових батареях при 1000—1200С без доступу повітря з деяких сортів кам’яного вугілля, що мають назву коксівних. Пориста маса коксу при спіканні розтріскується і розпадаєтся на куски. Суміш газів, що виділяються, направляються в хімічний цех, де вони підлягають поділу за хімічним складом. З них виділяють такі цінні хімічні продукти, як аміак, бензол, кумарон та інші, а коксовий газ використовують як паливо. Середня теплота згоряння коксу складає близько 30 MJ/kg. Виплавку чавуну здійснюють у домнах (піч шахтного типу). Верхня половина домни називається шахтою, верхній отвір — колошником, найширша частина — розпаром, нижня — горном, де накопичується розплав­лений метал (чавун). Сучасні доменні печі мають загальну висоту до 80 м, корисний об’єм (об’єм робочого простору) від 3000 до 9000м³. Продуктивність доменної печі від 6000 до 10 000 т чавуну за добу. Домна — це найбільший сучасний технологічний апарат (рис. 3.1).

Доменна піч працює за принципом зустрічних потоків: шихта (руда, агломерат, флюс, кокс) завантажується зверху і рухається згори вниз, а теплові потоки і гази, які утворились під час згоряння палива, — назустріч, тобто знизу вгору.

Процес одержання чавуну складається з трьох стадій: відновлення заліза з його оксидів; навуглецьовування заліза та шлакоутворення. Характер фізико-хімічних процесів, які відбуваються в різних зонах домни, залежить від температури.

а. Схема доменної печі	б. Схема хімічних реакцій, що відбуваються у різних частинах доменної печі

Р ис. 3.1 (а, б)

При завантаженні на колошник сирі матеріали попадають у область низких температур 200—300С. У міру опускання матеріалів температура росте, досягає максимуму 1900—2100С на рівні фурм, через які вдувається повітря, й у горні знижується до 1450С. На рівні фурм розжарений кокс реагує з нагрітим пові­трям з виділенням тепла: C + O₂ = CO₂ + Q. Діоксид вуглецю, що утворився, за умов недостатності кисню (з повітря) реагує знову з коксом, відновлюється до монооксиду вуглецю. Ця реакція йде з поглинанням теплоти: CO₂ + C = 2CO – Q. Піднімаючись угору, монооксид вуглецю (СО) вступає у взаємодію з оксидами заліза і відновлює їх послідовно від вищих оксидів до нижчих і далі до повного відновлення заліза.

3Fe₂O₃ + CO = 2Fe₃O₄ + CO₂ + Q

Fe₃O₄ + CO = 3FeО + CO₂ – Q

FeO + CO = Fe + CO₂ + Q

Вище в доменній печі за нижчої температури газом СО віднов­люється понад 60 % заліза. Після завершення процесу відновлення за температури 1300—1400С залізо перебуває у твердому стані і має вигляд губчатої маси (Т_{пл. Fe} = 1539C), але, опускаючись униз шахти, розплавляється і поступово насичується вуглецем. Утворений сплав (чавун) стікає у горн. Одночасно з відновленням і навуглецьовуванням заліза відбувається відновлення оксидів кремнію, фосфору, марганцю.

Пуста порода, вапняк і кокс, опускаючись униз, потрапляють в область високих температур й утворюють рідкий шлак.

Шлак накопичується у горні шаром над чавуном і періодично випускається через шлакову летку. Чавун із печі випускають у ковші-чавуновози, які перевозять його в сталеплавильні цехи, або розливають у злитки (чушки) для відправки на інші заводи.

Техніко-економічні показники доменного вироництва

Коефіцієнт використання корисного об’єму (КВКО) являє собою відношення корисного об’єму печі V (m³) до добового виплавлення чавуну G (t)

КВКО (m³/t) = V / G.

Чим менше чисельне значення КВКО, тим краще працює доменна піч, тим більш форсовано відбувається плавлення. Значення КВКО коливається в широких межах (0,4—0,7) і залежать від вмісту заліза в руді, підготовки шихтових матеріалів і сорту виплавлюваного чавуну. На вітчизняних заводах при виплавлюванні переробного чавуну КВКО в середньому становить близько 0,55.

Витрата коксу на 1 t виплавлюваного чавуну. Вартість коксу (палива) складає 40—50 % від вартості чавуну. Питома витрата коксу залежить від якості шихти, температури нагріву дуття та його збагачення киснем, ступеня використання фізичного тепла і відновлювальної здатності газів. У вітчизняному доменному виробництві середня питома витрата коксу на 1 t переробного чавуну становить 550 kg.

Економічна оцінка роботи доменної печі — це собівартість чавуну, яка складається з вартості вихідних матеріалів (42,6 %), палива (49,4%), енергетичних витрат (3,7 %), амортизації (1,4 %), заробітної плати (0,3 %), інших витрат (2,6 %).

Інтенсивність плавлення, І (t/m³) оцінюється кількістю коксу К, спаленого за добу на 1 m³ корисного об’єму V_к печі:

I = К / V_к (t/m³).

Важливими заходами для подальшої інтенсифікації доменного виробництва є збагачення дуття киснем, використання природного газу, поліпшення підготовки шихти, заміна залізної руди агломератом і окатишами, комп’ютеризація й автоматизація всіх процесів плавлення.

Продукти доменного виробництва. Основний продукт доменного плавлення — чавун, побічні — шлак, колошниковий газ, колошниковий пил.

Чавун буває переробний, ливарний та спеціальний (феросплави), які застосовуються для розкиснення та легування сталей. Переробні та спеціальні чавуни використовують для виплавлення сталі.

З доменного шлаку виготовляють шлакові блоки, цемент, шлаковату, шлакоситал та ін.

Шлакоситал — матеріал, до складу якого входить доменний шлак. Матеріал цей красивий і незвичайний. Міцність його при згинанні перевищує міцність скла, фарфору і наближається до міцності чавуну. Але шлакоситал легший за чавун у 3 рази. Стирається він в 20—30 разів повільніше, ніж граніт та мармур, отже, незамінний для настилу підлог. Не боїться морозу, захищає від корозії. Шлакоситал недорогий — адже для його виробництва використовуються відходи і застосовують поточну скляну технологію. Він піддається фарбуванню кольоровими керамічними фарбами. Шлакоситал був створений сумісно вченими Московського хіміко-технологічного інституту, НДІ автоскла і робітниками заводу «Автоскло» в місті Костянтинівка в Україні.

На Маріупольському металургійному комбінаті «Азовсталь» доменні шлаки переробляють повністю. Там освоєно виробництво шлакової пемзи — найдешевшого пористого заповнювача для легких бетонів, гранульованого шлаку — сировини для виробництва цементу, щебеню — матеріалу для будівництва доріг, мінеральної вати — цінного теплоізоляційного матеріалу.

Гранульований доменний шлак виробляють також на Криворізькому металургійному комбінаті, грануляційні установки збудовані безпосередньо поблизу доменних печей.

Колошниковий газ у великих об’ємах використовується як газоподібне паливо повітронагрівачів доменних печей, водяних та парових котлів, для опалення мартенівських та нагрівальних печей.

Колошниковий пил містить 45—50 % заліза, його використовують при агломерації.

Матеріальні баланс та екологія процесу. Розглянемо матеріальний потік системи технологій цього виробництва за вже відомою нам схемою (див. розділ 1). Нині промислові руди вміщують заліза від 20 % і вище, а в домну надходить попередньо збагачена (звільнена від пустої породи) руда зі вмістом заліза до 50—60 %.

Розрахунки матеріальних потоків основних процесів доменного відновлення заліза базуються на стехіометрії процесу і можуть бути схематично викладені у розрахунку на 1 t чавуну — залізо-вуглецевого сплаву (940 kg Fe, 40 kg C, 20 kg — Si, Mg і домішки) у такій послідовності.

Реальний вміст заліза у збагаченій руді, яка завантажується в домну, може досягати 60 %. Отже, на одну тонну чавуну (940 kg Fe) потрібно збагаченої руди (за пропорцією):

Fe	Руда
60 % —	100 %	хруди = (940  100)/60 = 1570 kg.
Fe 940 kg —	х kg

У середньому вихідна (сира) руда до збагачення містить близько 30 % заліза на тонну чавуну, отже, її витрати за аналогічним розрахунком становитимуть 3140 kg, а відходи на кожну тонну чавуну відповідно — 3140 – 940 = 2200 kg.

Якщо навіть збагачувати руду до 100 % залізовміщуючого мінералу, наприклад Fe₂O₃ (гематиту), то вміст заліза в такій руді становив би відповідно до молярних мас :

Fe	Fe2O3
2  56 —	160	х %Fe = (112  100)/160 = 70 % Fe.
х % —	100 %

При цьому на тонну чавуну треба було витратити гематиту (без пустої породи):

Fe	Fe2O3
70 % —	100 %	= (940  100)/70 = 1350 kg гематиту
940 kg —

Отже, за використання руди з 60 % вмісту заліза ми разом із гематитом Fe₂O₃ вносимо в домну 1570 – 1350 = 220 kg пустої породи, яка в основному є оксидом кремнію SiO₂. Цей оксид досить тугоплавкий (1800С), і щоб його розплавити й перевести в шлак за нижчої температури, до руди (в шихту) додають плавні (флюси), наприклад вапно — СаО. Флюс взаємодіє з SiO₂ пустої породи й утворює СаО + SiO₂ = CaSiO₃ силікат кальцію, що має нижчі, ніж чавун, температуру плавлення і густину, а тому накопичується в горні доменної печі над чавуном, звідки крізь летку (отвір у горні) виводиться в шлаковози.

За стехіометричним рівнянням СаО + SiO₂ = CaSiO₃ на один моль SiO₂ витрачається один моль СаО. Оскільки їх молярні маси близькі М_СаО = 56 і = 60, то витрати СаО наближаються до визначеної вище маси пустої породи (SiO₂) 220 kg:

СаО	SiO2
56 —	60	хСаО = (56  220)/60 = 205 kg вапна
хСаО —	220 kg

З огляду на економічну доцільність у шихту вводять не СаО (вапно), а СаСО₃ (вапняк), який розпадається за 900С безпосеред­ньо в домні на вапно і діоксид вуглецю. За стехіометричним рівнянням

розрахуємо масу вихідного вапняку й діоксиду вуглецю, який виділився в домні (методику розрахунку за стехіометричним рівнянням дивись у розділі 1):

Молярні маси: СаСО₃ = 100; СаО = 56; СО₂ = 44;

(100 / 56)  205 kg = 336 kg (СаСО₃);

(44 / 100)  366 kg = 160 kg (СО₂).

Витрати коксу на 1 t чавуну визначимо, виходячи з таких міркувань. Відновлення заліза в домні відбувається завдяки взаємодії триоксиду дизаліза (гематиту) з монооксидом вуглецю, який утворився в нижній зоні домни за взаємодії коксу з киснем, що надходить з повітрям крізь фурми (2С + О₂ = 2СО).

Контактуючи з триоксидом дизаліза, монооксид вуглецю відбирає кисень від заліза, вивільняючи його і перетворюючись на діоксид. Виконаємо розрахунок витрат СО на 1 t чавуну (940 kg Fe) за стехіометричним рівнянням

Fe₂O₃ + 3CO = 2Fe + 3 CO₂.

Молярні маси: CO = 28; Fe = 56

(3  28 / 2  56)  940 kg = 705 kg (СО).

Відповідно до 705 kg витраченого на відновлення заліза монооксиду вуглецю на його утворення потрібно витратити кокс.

2С + О₂ = 2СО.

Молярні маси: С = 12; СО = 28

(2  12 / 2  28)  705 kg = 302 kg коксу (С).

Ще 40 kg коксу разом із домішками (S, P) розчиняється в 1 тонні чавуну.

Витрата кисню повітря для отримання 70 kg СО становитиме

(молярні маси: О₂ = 32; СО = 28):

(32 / 2  28)  705 kg = 403 kg кисню (О₂).

Оскільки вміст кисню в повітрі становить 23 % (мас), то масу повітря визначимо , а об’єм 1752 : 1,29 = 1358 m³ (де 1,29 — густина повітря, kg/m³). Увесь азот повітря 1752 – 403 = = 1349 kg пройде через домну незмінним.

Для одержання 1 t коксу теоретично необхідно в коксохімічному виробництві завантажити в коксові батареї близько 1,5 t вугілля, отже, на 302 kg коксу, що витрачається на 1 t чавуну, потрібно 1,5  302 = 453 kg вугілля. Токсичні продукти його коксування становлять на 1 t коксу ~150 kg.

Зведемо отримані розрахункові дані для доменного процесу у форму матеріального балансу на 1 t чавуну та водночас перевіримо точність розрахунків.

Витрачено, kg		Одержано, kg
1. Руда	— 1570	Чавун (1 t)
(Fe2O3 + домішки SiO2 та ін.)
2. Кокс (С + домішки S, P)	—	2. СО2 + NnOm + SO2
3. Флюс (СаСО3)	— 366	3. N2 1340
4. Повітря (О2 + N2)	— 1752	4. Шлак 430
Усього	4030	Усього 4038

Незбалансованість у 8 kg (0,2 %) несуттєва і є наслідком того, що ми не враховували, що частина домішок руди (відновлені до елементів Si i Mn, а також S i P) увійде до складу чавуну (близько 20 kg), а це дещо зменшить кількість шлаку.

Отже, ми виконали стехіометричні розрахунки для теоретично обґрунтованих витрат сировини і кількості відходів виробництва 1 t чавуну. Це мінімально необхідні витрати вихідної сировини і мінімально можливі (теоретично) відходи без урахування додаткових витрат коксу для нагріву домни і доцільного надлишку СО для інтенсифікації процесу відновлення заліза. У реальному доменному процесі витрати сировини, отже і відходи, значно більші. Наведена на рис. 3.2 схема матеріальних потоків наближається до показників реального процесу.

Чавун доменного виробництва потребує дальшої переробки на сталь. З нього треба вилучити надлишок вуглецю (понад 3 %) і шкідливі домішки сірки й фосфору, що створює додаткові відходи. Сьогодні становище з відходами чорної металургії в Україні вкрай загрозливе. Так, наприклад, у деякі роки минулого сторіччя з кар’єрів Кривбасу щорічно вилучалось 380 млн t залізовмісних гірських порід, із яких одержували лише 60 млн t концентрату Fe₂O₃ для доменного виробництва, а 320 млн t пустої породи викидали у відвали і шламосховища. Це призводило до щорічної втрати сільським господарством регіону майже 1000 гектарів земель. У цілому за роки експлуатації залізорудних кар’єрів Кривбасу у відвали пішло близько 4 млрд t розкривних порід і шлаку. Щоб зрозуміти, що це таке, спробуйте, наприклад, перевести цю величину в кубічні метри, а потім викласти ці «кубики» в «обеліск» чи насипати з них «курган слави» тим, хто «розкидав» їх на родючих землях України.

Рис. 3.2. Система технологій і матеріальні потоки «від руди до сталі»

Від руди до сталі без домни й коксу. Чи можна якось інакше відновлювати залізо із руд, без відходів — токсичних газів і шлаку, які утворюються в доменному процесі? Так, можна. Цей новий спосіб сьогодні відомий як «пряме відновлення», або «бездоменний процес» відновлення. Утім він зовсім не новий. У технічних журналах ще на початку минулого сторіччя не тільки друкувались принципові його схеми, а й наводилися практичні дані, одержані на дослідних установках.

Основну ідею тут запозичено з «технології» наших далеких предків, які відновлювали залізо з руд, не розплавляючи їх. Відновлення відбувалося у твердому стані. Річ у тім, що в оксидах заліза (Fe₂O₃ i Fe₃O₄) залізо здатне відновлюватися воднем (Н₂), а також, як і в домні, монооксидом вуглецю (СО) за температур 750… 800°С, що значно нижче від температури плавлення як руди, так і самого заліза (1540°С). Хімізм цього процесу простий:

Fe₂O₃ + 3 H₂ = 2 Fe + 3 H₂O;

Fe₂O₃ + 3 CO = 2 Fe + 3 CO₂.

Як результат ми отримуємо залізну спечену губчасту масу — «губчасте залізо», водяну пару і діоксид вуглецю. Ідеально! Ніяких шкідливих речовин! Ясна річ, що у реальному технічному оформленні процес є значно складнішим, але принципова суть саме така (рис. 3.3). Така технологія була реалізована на Оскольському електрометалургійному комбінаті (неподалік від Харкова) ще у 80-х роках.

Рис. 3.3. Система технологій і матеріальних потоків прямого відновлення заліза

Руду для цього комбінату добувають на Лебединському родовищі залізної руди і після глибокого збагачення подають безпосередньо на металургійний комбінат закритим гідропроводом. Після відфільтровування концентрату (близько 100 % оксиду заліза) його формують у гранули — «окатиші», спікають і подають до шахтних печей, куди надходять також відновлювачі СО і Н₂, які одержують конверсією на нікелевому каталізаторі природного газу метану:

У результаті процесів відновлення за наведеними вище схемами «окатиші» із оксиду заліза Fe_nO_m перетворюються на металізовані (Fe — до 95 %), які в електропечах переплавляються у високоякісну сталь.

Які ж економічні й особливо екологічні переваги цього процесу «прямого відновлення» перед доменним?

По-перше, виключається дороге й надзвичайно шкідливе виробництво коксу, майже відсутні характерні для коксового і доменного виробництва шкідливі викиди сполук сірки, азоту, канцерогенних органічних сполук, пилу і шлаку.

По-друге, немає потреби в енергомістких і шкідливих агломераційних і конвертерних цехах.

По-третє, транспортування сировини здійснюється гідротранспортом, конвеєрами і транспортерами, причому значно зменшується забруднення навколишнього середовища пилом порівняно з традиційними видами транспорту, які потребують перевантажування матеріалів.

Крім цих трьох переваг, є й четверта — реальні перспективи можливості вдосконалення процесу відновлення. За поліпшення енергетичної ситуації в народному господарстві цілком можливо, що буде економічно доцільним одержання відновника (Н₂) з допомогою електролізу води. У процесі відновлювання водень, відбираючи кисень від оксиду, зв’язується у воду, яка знову вводиться в цикл (на електроліз). Отже, формується справді екологіч­но чисте, практично маловідходне виробництво.

Дуже важливо, що цей процес передбачає значне зменшення витрат води і забруднення річок і водоймищ. Крім того, маємо приклад успішного використання на новому техніко-екологічно­му рівні старих (за науковою ідеєю) технологій.

Нагальною проблемою для металургії України є також заміна застарілого енергоємного й екологічно небезпечного мартенівського методу виплавки сталі на киснево-конвертерний.