Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ЭИ 961

Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ЭИ 961

Содержание

Введение

. Характеристика стали марки ЭИ 961

.1Химический состав и назначение стали марки ЭИ 961

.2Структура стали марки ЭИ 961

.3Дефекты стали марки ЭИ 961

. Требования к металлу открытой выплавки

. Анализ технологии выплавки стали марки ЭИ 961

.1 Выплавка в мартеновской печи

.2 Выплавка в электродуговых печах

.3 Выплавка в открытых индукционных печах

. Разработка технологии электрошлакового переплава стали марки ЭИ 961

.1 Требования к исходному металлу для ЭШП

.2 Требования к расходуемым электродам

.3 Требования к флюсам

.4 Подготовка печи к плавке

.5 Проведение плавки

.6 Охлаждение слитков ЭШП

.7 Контроль качества слитков

.8 Техника безопасности

. Выбор оборудования и расчет технологических параметров

.1 Расчёт геометрических размеров плавильного пространства

.2 Расчёт теплового баланса монофилярной одноэлектродной печи ЭШП

.3 Расчёт электрических параметров ЭШП

.4 Расчёт материального баланса плавки

. Требования к дальнейшему переделу

Заключение

Библиографический список

Введение

Сегодня без высококачественного металла технический прогресс просто невозможен. В конце пятидесятых начале шестидесятых годов в практику электрошлакового производства были внедрены новые способы улучшения качества металла. Широкое применение получил один из ведущих и перспективных технологических процессов в области специальной электрометаллургии электрошлаковый переплав [1].

Металл, подвергшийся электрошлаковому переплаву, отличается высокой чистотой по неметаллическим включениям, свободен от различного рода литейных дефектов ликвационного и усадочного происхождения, обладает высокой физической однородностью и чрезвычайно высокой плотностью структуры.

Электрошлаковый переплав является достаточно гибким процессом, так как, меняя сечение расходуемого электрода, состав применяемого флюса и его количество, а также электрические параметры процесса, удается довольно в широких пределах регулировать скорость плавки. Кроме того, при электрошлаковом процессе имеется возможность получения слитков разнообразного сечения (круглого, квадратного, прямоугольного с большим соотношением длин широкой и узкой сторон). Методом электрошлакового переплава можно получить отливки самой различной формой (полые заготовки, заготовки прокатных валков, сосудов высокого давления, крупной запорной арматуры высокого давления, заготовки коленчатых валов и шатунов судовых двигателей и некоторые другие изделия).

Основные преимущества электрошлакового переплава перед другими способами получения слитка методом переплава:

- простота его обслуживания;

- возможность управления наплавлением и скоростью кристаллизации слитка;

- отсутствие усадочной раковины и пористости;

- обеспечение такого качества поверхности, которое исключает необходимость в зачистке при горячей обработке;

- разнообразная геометрия электродов и кристаллизаторов позволяет получать слитки разнообразного сечения, фасонные отливки и полые изделия;

- хорошая рафинирующая способность процесса от неметаллических включений;

- возможность корректировки химического состава металла путем применения соответствующего флюса;

- повышение плотности металла;

- улучшение коррозионной стойкости металла;

- повышение однородности структуры и химического состава;

- общее улучшение характеристик пластичности и вязкости металла;

- возможность управления направлением и скоростью кристаллизации.

1. Характеристика стали ЭИ 961

.1 Химический состав и назначение марки ЭИ 961[2]

Таблица 1 - Химический состав стали ЭИ 961

ЭлементСSiMnCrNiWMoCuVSPНижний предел0,10н.б. н.б. 10,51,501,600,35н.б.0,18н.б.н.б.Верхний предел0,160,60,612,01,802,000,500,300,300,0250,030

Назначение:

Диски компрессора, лопатки и другие нагруженные детали, работающие при температуре 600 °С.

В зависимости от основных свойств сталь относится к группе жаропрочных сталей, которые используется в условиях высоких температур в течение определённого времени, а также в условиях слабонапряжённого состояния.

Допускаемые отклонения по химическому составу.

Предельные отклонения не должны превышать указанные в таблице 2.

Таблица 2 - Предельные отклонения по химическому составу

ЭлементСSiMnCrNiОтклонение±0,01+0,05+0,04±0,15±0,05

Продолжение таблицы 2

ЭлементWMoVSPОтклонение±0,05±0,05±0,02+0,005+0,005

1.2 Структура стали ЭИ 961

Данная марка стали относится к высокохромистым сталям, превращения в которых описываются диаграммой Fе-Сr-С. Их подразделяют на три большие группы в зависимости от содержания хрома. К первой группе относятся стали, содержащие до 10 % Cr. Эти стали закаливаются на мартенсит. Стали, содержащие 10…13 % Cr, помимо мартенсита, имеют в своей структуре феррит. Стали с содержанием хрома выше 13 % не претерпевают фазовых превращений и относятся к сталям ферритного класса. Наиболее высокий уровень жаропрочности получен на сталях, содержащих до 10…13 % Cr [3].

13Х11Н2В2МФ характеризуются комплексом свойств, которые отвечают весьма широкому диапазону требований. К этим свойствам можно отнести следующие:

• высокую жаропрочность и пластичность в условиях длительной службы;
• высокую стабильность структуры механических свойств при длительном старении под нагрузкой и без нее;
• хорошую релаксационную стойкость;
• высокое значение коэффициента линейного расширения при высоких значениях теплопроводности;
• высокую технологичность в условиях металлургического и машиностроительного производства.

В высокохромистых сталях аустенит более устойчив чем в низколегированных сталях и мартенситные превращения наблюдаются при охлаждении из ?-области на воздухе. Превращение аустенита наблюдается в двух областях. Первая область - высокотемпературная, в которой выделяется феррит, вторая - низкотемпературная, отвечающая мартенситному превращению. При этой следует отметить, что мартенситное превращение протекает при температуре на 100 °C ниже, чем в сталях с 8 % Cr, благодаря чему структура стали имеет больше дефектов и более упрочнена. В структуре стали, охлажденной на воздухе, всегда присутствуют карбиды хрома. Так как данная марка стали имеет мартенситную структуру (количество ферритной фазы менее 10 %), то она обладает более оптимальными жаропрочными свойствами, чем стали с мартенсито-ферритной или ферритной структурами.

Для обеспечения высоких стабильных в процессе длительной службы механически свойств 13Х11Н2В2МФ легируют дополнительно молибденом, вольфрамом, ванадием.

Изучение кинетики превращения аустенита, легированных перечисленными выше элементами, показало, что характер превращения принципиально не меняется, однако ферритная область сужается, а область мартенситных превращений снижается в сторону более низких температур. Наиболее существенное влияние легирующие элементы оказывают на превращения при отпуске, вызывая дисперсионное твердение - старение. Старение совпадает по температурному интервалу с температурой высокого отпуска, поэтому применение обоих терминов равноправно. Рассмотрим влияние отдельных элементов на процесс старения. С целью получения высоких значений прочности хромистые стали содержат до 0,25 % C. Наличие углерода существенно сказывается на фазовых превращениях. В присутствии углерода ?-область смещается в сторону более высоких концентраций хрома и одновременно увеличивается температурный и концентрационный интервалы двухфазной области ?+?. Помимо влияния на ?-?-превращения углерод проявляет свое влияние через образование специальных карбидов с карбидообразующими элементами (W, Mo, V). Наиболее труднорастворимыми являются карбиды молибдена, вольфрама, титана и ниобия. Заметно растворяются такие карбиды при температурах выше 1150 °С. Самым неустойчивым является карбид ванадия, который переходит в твердый раствор при температурах около 900 °С. Карбиды молибдена и вольфрама переходят в твердый раствор при нагреве до 1150…1200 °C. Поскольку в сталях всегда присутствует азот, то нитридообразующий элемент (V), как правило, образуют не чисты карбиды или чисты нитриды, а соединения, представляющие собой твердый раствор карбидов и нитридов - карбонитриды.

Основной компонент сталей - хром; в зависимости от его количества он образует в сталях самостоятельные карбиды Ме7С3 и Ме23С6; сопротивление ползучести зависит от типа карбида. В стали 13Х11Н2В2МФ основным карбидом хрома является кубический карбид Cr23С6. Кубический карбид хрома оказывает положительное влияние на сопротивление ползучести и в связи с этим сталь обладает более высокими свойствами жаропрочности, по сравнению с марками стали имеющими до 10 % хрома.

Карбид хрома Cr23С6 обладает широкой растворимостью по отношению к таким элементам, как железо, никель, молибден, вольфрам.

Введение молибдена повышает температуру рекристаллизации ?-твердых растворов и тормозит их разупрочнение.

Энергия активации самодиффузии железа или хрома увеличивается с повышением количества молибдена, добавляемого в сплав. Также с повышением жаропрочности происходит увеличение пластичности при кратковременных и длительных испытаниях.

Эффективность влияния вольфрама сказывается при высоких температурах (выше 750 °С), особенно на процессах разупрочнения наклепанного металла.

Введение вольфрама повышает жаропрочные свойства при 800…900 °С.

Вольфрам имеет тенденцию к неравномерному распределению, повышенную склонность к ликвации. По этой причине вольфрам рекомендуется вводить вместе с молибденом.

Для увеличения сопротивления ползучести и дополнительного упрочнения за счет дисперсионного твердения в состав стали вводят такие элементы, как молибден, вольфрам, ванадий. Эти элементы образуют различные карбидные и карбонитридные фазы, а молибден, вольфрам используются и для интерметаллидного упрочнения за счет выделении из твердого раствора фаз Лавеса.

На жаропрочность также положительное влияет и фазовый состав стали, так как он содержит такие упрочняющие фазы как интерметаллиды Fe2Mo, Fe2(Mo, W). Отличительная особенность данных фаз - их медленное выделение из твердого раствора и чрезвычайно медленный рост размера частиц, что способствует стабилизации механических свойств сталей при длительных изотермических выдержках. Характер выделение фаз Лавеса зависит от температуры старении. При старении до 600 °C происходит непрерывный распад, частицы фазы равномерно распределены в объеме зерна. С повышением температуры от 600 до 700 °C возрастает роль дефектов структуры. На дефектных местах решетки (границы зерен, линии сдвигов) фаза растет в объеме заметно быстрее, чем в центре зерен. Выше температуры 700 °C обнаружить стадию старения трудно. Характер выделении фаз Лавеса в зависимости от условий старения предопределяет и верхний температурный интервал применения стали.

Никель в указанных количествах не снижает жаропрочные свойства, а напротив несколько повышает их. Он влияет главным образом через расширение ?-области при высоких температурах, благодари чему количество или вероятность образования ?-феррита снижаются. Кроме того никель снижает мартенситную точку и критическую скорость закалки. Благодаря некоторому снижению мартенситной точки аустенит превращается в мартенсит при более низкой температуре и вклад субструктуры в повышение жаропрочности увеличивается. Кроме того, никель в ?-фазе способствует возрастанию сопротивления разрушению, т. е. при введении никеля растет надежность металла.

Из исследований жаропрочных сталей известно, что наиболее сильное влияние в сталях с 10…13 % Cr никель оказывает при содержании от 0,2 до 2 %. Выше 2 % влияние никеля мало заметно, поэтому все никельсодержащие хромистые стали отечественного производства имеют никель в пределах от 0,4 до 1,8 %.

Сочетание легирующих элементов обеспечивает получение в стали после охлаждения на воздухе мартенситную структуру, причем содержание свободного феррита в зависимости от сочетания аустенито- и ферритообразующих элементов колеблется от 3 до 6 %.

Принципиально никельсодержащие стали по фазовому составу не отличаются от таковых без никеля, однако из-за большого вклада тонкой структуры в жаропрочность они относятся к числу наиболее жаропрочных в серии хромистых сталей [3].

.3 Дефекты стали ЭИ 961

Наиболее часто встречающимся дефектом слитка являются плены и завороты на поверхности. Для удаления этих дефектов производят полную или частичную обдирку слитков на глубину 2…6 мм на токарных станках либо сплошную или выборочную зачистку на абразивных станках. На крупных слитках поверхностные дефекты удаляют огневым способом [4].

На поверхности слитков встречаются продольные и поперечные трещины. Продольные трещины наиболее часто встречаются на слитках круглого сечения. Отливка в слитки квадратного или прямоугольного сечения, снижение температуры металла и скорости разливки позволяют устранить трещины.

Термические продольные трещины устраняются путем обеспечения оптимального режима охлаждения и термообработки слитков.

Поперечные трещины, как правило, вызваны нарушениями в технологии подготовки и сборки изложниц, что приводит к зависанию слитков. При огневой зачистке этих слитков возникали дополнительные трещины, которые при прокатке приводили к грубым рванинам в слябах.

Для исключения трещин необходимо выдерживать оптимальные условия разливки (температура металла в ковше 1540…1560 °C, длительность наполнении тела слитка 120…150 сек, охлаждение слитков в изложницах не менее 12 ч) и применять микролегирование металла ферроцерием в количестве 1 кг/т.

Одним из серьезных дефектов поверхности слитков являются навары, образующиеся при быстрой разливке горячего металла, высохшей смазке и плохом качестве изложниц. Наиболее часто навары бывают в нижней части слитка. Чтобы их ликвидировать, необходимо своевременно убрать дефектные изложницы, строго регламентировать скорость разливки и температуру металла, повысить качество подготовки изложниц.

Данную марку стали нельзя разливать в новые изложницы, так как в них более высокое содержание углерода, чем в применявшихся изложницах, а температура плавления внутренних слоев сравнительно низкая.

При повышенном содержании в металле водорода, а также азота в слитке при кристаллизации образуются газовые пузыри. Их выявляют при обдирке слитков, когда они расположены близко от поверхности, или при контроле макроструктуры проката, где они имеют вид ликвационных пятен или сплюснутых трубочек (закатанных пузырей). Пузыри располагаются по сечению заготовки несимметрично. На микрошлифах вокруг пузырей обычно нет ликвационных загрязнений и структурной неоднородности.

Окислившиеся при прокатке газовые пузыри выявляются в виде поверхностных волосовидных трещин.

Критическое содержание водорода определяется массой слитка, перегревом металла и содержанием свободного азота в стали.

Как правило, дефекты расположены в верхней части слитка и ближе к одной из сторон. Образование газовых пузырей здесь облегчено меньшим металлостатическим давлением, наличием ликвации водорода и меньшей скоростью кристаллизации у стенок изложницы, расположенных ближе к центровой.

Образование дефекта и отбраковка металла возрастают в летнее время года, когда увеличивается абсолютная влажность воздуха и парциальное давление водяных паров и водорода в дуговой печи, влажность шлакообразующих материалов, ферросплавов и газообразного кислорода. Для уменьшения содержания водорода помимо общетехнологических мероприятий (сушки и прокалки материалов, замены извести известняком, осушки кислорода и т.п.), применяют продувку жидкого металла аргоном (в печи или в ковше). В результате продувки снижается содержание водорода в металле на 1…3 см3/100 г и практически полностью устраняется отбраковка металла по газовым пузырям.

2. Требования к металлу открытой выплавки

Электрошлаковому переплаву, как правило, подвергается металл конечного химического состава. При этом стремятся к тому, чтобы слиток имел тот же состав, что и электрод, исключая вредные примеси: серу, фосфор, кислород, азот, водород и др. В процессе ЭШП обеспечивается практически полное соответствие химического состава металла слитка и электрода по основным легирующим элементам. Даже такие элементы, как марганец и хром, склонные к испарению в условиях вакуумных переплавов, в случае ЭШП испаряются и окисляются незначительно, что практически не приводит к существенным изменениям состава металла. Некоторые затруднения при ЭШП возникают при содержании в переплавляемом металле легкоокисляющихся элементов, особенно при малом их содержании. Однако значительная гибкость процесса позволяет избежать этих трудностей и достичь оптимального уровня удаления примесей из металла [5].

Опыт получения стали методом ЭШП показал взаимосвязь технологии выплавки и разливки исходного металла с технологией ЭШП, так как только в этом случае обеспечивается максимальное улучшение качества металла. Процесс ЭШП протекает в условиях активного взаимодействия двух жидких фаз (металла и шлака) и газовой (атмосферы). Таким образом, как и при производстве стали других сталеплавильных агрегатах с участием шлака и воздуха, в процессе ЭШП может происходить окисление ряда легирующих элементов стали. Поскольку возможно протекание окислительных процессов при ЭШП, то необходимо введение специальных ограничений по элементам для электродного металла. Ограничения вводят таким образом, чтобы после переплава металл имел состав, определяемый ГОСТом. Как правило, при выплавке исходной стали увеличивают содержание кремния на 0,03…0,08 %, ванадия - на 0,02 %, марганца - на 0,03…0,05 %. Изменения содержания остальных элементов при ЭШП практически не происходит.

Принципиальное значение для дальнейшего ЭШП имеют раскисленность исходной стали и особенно содержание в ней алюминия. Поскольку алюминий наиболее активно взаимодействует с кислородом воздуха, то в исходном металле необходимо некоторое избыточное содержание этого элемента. Концентрация алюминия в готовом металле зависит от состава флюса, применяемого при ЭШП, и некоторых других факторов (состава атмосферы, скорости наплавления, заглубления электрода, раскисления металла и шлака по ходу плавки и др.). Повышенное содержание алюминия в исходной стали для ЭШП обеспечивается увеличением вводимого кускового алюминия для конечного раскисления стали.

Содержание серы значительно уменьшается при ЭШП, а уровень ее допустимой концентрации по техническим условиям обычно достаточна высок (0,01…0,015 %). Однако в ряде случаев ограничивают содержание серы в исходной стали, чтобы после ЭШП ее содержание обеспечивало выполнение других требований технических условий (размеры сульфидных включений, пластические свойства поперек волокна и др.). Чем ниже содержание серы в исходной стали и, следовательно, в переплавленной, тем меньше проявляется ликвационная неоднородность в крупных слитках ЭШП. Использование при ЭШП основных флюсов позволяет увеличить допустимое содержание серы в исходном металле.

Для повышения качества металла ЭШП используются внепечные способы рафинирующей обработки исходной стали. Применяют обработку исходного металла известково-глиноземистым синтетическим шлаком. Эффективность такой обработки заключается как в общем значительном уменьшении неметаллических включений и кислорода в стали, так и в формировании таких типов неметаллических включений (в основном алюминатов кальция), которые хорошо удаляются при ЭШП. Кроме того, данная технология позволяет стандартизировать качество металла от плавки к плавке, т.е. обеспечивает высокую воспроизводимость всего процесса. В условиях постоянно увеличивающейся массы выплавляемых слитков и соответственно продолжительности ЭШП целесообразно применение внепечного вакуумирования исходной стали. При такой обработке, помимо общего улучшения качества металла, достигается резкое снижение в стали содержания водорода, что очень важно, поскольку при ЭШП без принятия специальных мер содержание водорода в металле не снижается, а иногда даже возрастает. Таким образом, необходимо обеспечить низкое содержание водорода в исходном металле. Дегазация металла способствует также увеличению жидкотекучести металла при непрерывном литье заготовок или разливке в изложницы.

3. Анализ технологии выплавки стали марки ЭИ 961

Эксплуатационные свойства стали во многом зависят от технологии ее производства: чистоты применяемых шихтовых материалов, методов выплавки, условий разливки и кристаллизации, технологии горячей обработки давлением, условий механической обработки и последующей термической и химико-термической обработки. Несоблюдение хотя бы одного из элементов технологии обработки деталей может резко и отрицательно сказаться на эксплуатационной надежности деталей [6].

Данную марку стали выплавляют различными методами:

- в мартеновских печах;

- в электродуговых печах;

- в вакуумных и открытых индукционных печах;

- в электродуговых печах с расходуемым электродом под слоем специального шлака (электрошлаковый переплав);

Способы выплавки наряду с чистотой шихтовых материалов (отсутствие вредных примесей: свинца, олова, сурьмы, висмута, серы и др.) оказывают большое влияние на уровень жаропрочных свойств, а также и на стабильность этих свойств.

Поглощение при выплавке кислорода, азота и водорода - одна из причин пониженной жаропрочности стали и ее плохой технологичности. Кислород, взаимодействуя с расплавленным металлом, образует трудно растворимые тугоплавкие окислы. Эти окислы при застывании обволакивают кристаллы металла и служат причиной образования плен.

Азот вреден тем, что, взаимодействуя с хромом и ванадием, образует тугоплавкие нитриды или карбонитриды, часто в виде ликвационных скоплений. Эти скопления ухудшают пластичность сплава при горячей обработке давлением и, следовательно, его технологичность.

В связи с этим, как правило, уделяют особое внимание полноте раскисления сплава, устранению контакта расплавленного металла с кислородом и азотом в процессе выплавки и разливки.

Это достигается различными способами: обработкой шлаками и особенно выплавкой и разливкой в вакууме, когда обеспечивается более полное удаление кислорода и азота из металла.

Независимо от способа выплавки стали в процессе расплавления шихтовых материалов (металлического лома, окислителей и шлакообразующих) из них в жидкий металл переходят такие вредные примеси, как сера и фосфор, а из окружающего воздуха - кислород, водород и азот.

.1 Выплавка в мартеновской печи

Технология выплавки стали в мартеновских печах не обеспечивает получения стали с минимальным содержанием вредных примесей и газов, так как для этих процессов характерна окислительная атмосфера в плавильном пространстве. Использование в мартеновских печах в качестве топлива мазута или природного газа с высоким содержанием серы ограничивают получение стали с концентрацией серы < 0,03 %. Влажность атмосферы и применяемого топлива способствует насыщению стали водородом до содержаний 8…10 см3 на 100 г. Применение кислорода для ведения плавки в мартеновских печах способствуют окислению и переводу из металла в шлак таких элементов ванадий и хром. Происходит так называемый угар очень ценных элементов. В связи с этим в мартеновских печах экономически нецелесообразно получать данную марку стали. Температура мартеновского процесса недостаточна для расплавления тугоплавких компонентов, в частности ферровольфрама и ферромолибдена.

3.2 Выплавка в электродуговых печах

Дуговая электросталеплавильная печь имеет ряд существенных преимуществ перед другими сталеплавильными агрегатами. Превращение электрической энергии в тепловую позволяет получать в электропечах очень высокие температуры, при этом можно легко осуществить быстрое повышение и точное регулирование температуры металла. Содержание примесей (фосфора, серы и др.) в стали при выплавке в электропечах может достигать очень низких значений. Потери ценных легирующих элементов (марганца, хрома и др.) в процессе плавки сравнительно невелики (5…10 % против 15…40 % в мартеновских печах) и нет ограничений в содержании тугоплавких компонентов (вольфрама, молибдена и др.).

Дуговая сталеплавильная печь по существу единственный сталеплавильный агрегат, в котором можно выплавлять сталь с использованием металлизованных окатышей - продукта прямого восстановления железа из руды. Доля металлизованных окатышей в шихте электропечей может достигать 80 %. Доказано, что в стали, выплавленной в электропечах с использованием в шихте металлизованных железорудных материалов, содержится S < 0,02 %, Р < 0,05 %, Pb, Sn, Bi, Sb, As, Сu < 0,01%. В результате снижения содержания вредных примесей в стали она имеет более высокие технологические и механические свойства, чем сталь, полученная из обычного лома. Таким образом, одним из резервов повышения качества выплавляемой стали является частичная замена лома металлизованными окатышами в шихте дуговых печей.

Во втором периоде плавки и перед выпуском необходимо следить за тем, чтобы расплавленный металл не поглощал водорода из влажных шихтовых легирующих материалов, так как это способствует образованию пористости металла в слитках. Поэтому феррохром и металлический хром перед присадкой подогревают до красного каления; известь, ферросилиций и другие шихтовые материалы должны быть хорошо просушены.

Высокохромистый расплавленный металл сильно поглощает из атмосферы печи азот; поэтому азот в небольших количествах (0,03…0,06 %) всегда присутствует в стали. При неблагоприятных условиях может поглощаться до 0,10…0,15 % азота. Во избежание насыщения стали азотом поверхность расплавленного металла должна быть хорошо защищена шлаком.

Однако даже сталь полученная в электросталеплавильных печах имеет ряд недостатков. Это относится в основном к получению особоплотной и особочистой стали.

.3 Выплавка в открытых индукционных печах

В индукционных сталеплавильных печах выплавляют наиболее качественные нержавеющие, жаропрочные и другие стали и сплавы. Емкость печей обычно колеблется от десятков килограммов до 30 т металла.

Под действием электромагнитного поля индуктора при плавке происходит интенсивная циркуляция жидкого металла, что способствует ускорению химических реакций, получению однородного по химическому составу металла, быстрому всплыванию неметаллических включений, выравниванию температуры.

Основными недостатками индукционных печей являются малая стойкость основной футеровки и низкая температура шлаков, которые нагреваются от металла. Удаление вредных примесей, таких как сера и фосфор, происходит не в полной мере, по причине «холодного» и вязкого шлака.

В том случае, если требуется особо высокое качество сплавов, их выплавляют в вакуумных индукционных, печах (в вакууме или в инертной атмосфере). В этом случае получают металл с низким содержанием кислорода, водорода, азота и серы, а также чистый по неметаллическим включениям. Такой металл характеризуется более высокими механическими и другими служебными свойствами, значительно легче подвергается деформации как в холодном, так и горячем состоянии, Особенно перспективна вакуумная плавка при производстве высоколегированных жаропрочных и жаростойких сталей и сплавов с повышенным содержанием химически активных элементов (таких как алюминий, титан, цирконий и др.).

.4 Вывод

Изучение влияния различных методов выплавки на свойства стали можно сделать следующие обобщения:

. Различные методы выплавки: открытая дуговая плавка, открытая индукционная плавка, вакуумный дуговой переплав, вакуумный индукционный переплав и электрошлаковый переплав - неоднозначно влияют на свойства жаропрочных сплавов. Это зависит от состава исходного материала и способа последующего переплава.

. Как правило, вакуумный дуговой переплав не оказывает большого влияния на прочностные свойства сплавов, но повышает их пластичность, определяемую при кратковременных и длительных испытаниях при высоких температурах. Вакуумный дуговой переплав увеличивает технологическую пластичность при температурах горячей обработки сплавов давлением, что имеет большое значение для улучшения качества готовых деталей и повышения их однородности, улучшает качество деталей, способствуя устранению ликвационных скоплений.

. Индукционной вакуумной плавкой получают металл высокого качества при условии подбора оптимального сечения слитка. Последнее необходимо для достижения соответствующей кристаллической структуры.

. Электрошлаковый переплав повышает технологическую пластичность, уменьшается анизотропия свойств, уменьшается количество и размер неметаллических включений. Также улучшается качество поверхности слитка, его плотность и структура.

При оценке качества деталей, изготовленных различными способами, необходимо учитывать вес или размер слитков, степень горячей деформации, величину зерна или степень разнозернистости и строжайше соблюдать режимы горячей обработки давлением и термической обработки. Только при соблюдении этих условий можно получить преимущества от применения того или иного метода выплавки.

4. Разработка технологии электрошлакового переплава стали марки ЭИ 961

.1 Требования к исходному металлу для ЭШП

Металл, назначенный на ЭШП, должен удовлетворять следующим требованиям:

) Назначение металла на ЭШП производится производственным отделом завода.

) Металл выплавлен в сталеплавильных агрегатах в соответствии с действующей нормативно-технической и технологической документацией, в том числе по химсоставу.

) Плавки, имеющие предельное содержание элементов или отклонение по химсоставу, а также отклонения от установленной технологии, могут бы назначены для ЭШП с письменного разрешения главного инженера, заводской или цеховой комиссии по качеству.

) Допускается ЭШП электродов, изготовленных из металла, выплавленного в сталеплавильных агрегатах других заводов [7].

.2 Требования к расходуемым электродам

Для изготовления электродов для ЭШП применяются заготовки, отлитые на машине полунепрерывного литья заготовок (МПНЛЗ).

Профильразмер, длина и масса электродов для различных кристаллизаторов должны соответствовать требованиям.

На торце электрода должна быть маркировка номера плавки, литеры штанги и марки стали.

Кривизна электродов для ЭШП должна быть не более 5 мм на 1м длины и не более 25 мм на всю длину электрода.

Поверхность электродов должна быть зачищена, ободрана или протравлена. При этом глубина выточек не должна превысить 20 % диаметра или стороны квадрата электрода.

Электроды из высокохромистой стали (с содержанием хрома не менее 10 %) при назначении для последующего вакуумного дугового переплава (ВДП), допускаются на ЭШП без предварительной сплошной зачистки или обточки после удаления поверхностных дефектов. Поверхность расходуемых электродов диаметром 300 мм, отлитых на МПНЛЗ, должна быть зачищена со стороны "ласточкиного хвоста" на расстояние не менее 200 мм от конца.

На поверхности электродов не допускается наличие ржавчины шлаковых включений диаметром более 10 мм, рванин, поперечных трещин, плен, продольных трещин шириной более 10 мм. Со стороны нижнего торца электрода допускается наличие поверхностных дефектов на расстоянии:

мм - для электрода диаметром 190 мм,

мм - для электрода диаметром 230 мм,

мм - для электрода диаметром 300 мм,

мм - для электрода квадратного сечения со стороной квадрата от 160 до 240 мм,

мм - для электрода квадратного сечения со стороной квадрата 270 мм.

На электродах с МПНЛЗ диаметром 190 мм должен быть удален "ласточкин хвост" на расстоянии не менее 50 мм от конца, а на электродах диаметром 300 мм должна быть произведена обрезь длиной 400 мм со стороны усадочной раковины.

При выявлении на торцах электродов дефектов типа "свищи" или при наличии поверхностных пузырей глубиной 10 мм, а так же для удаления остатков жидкого стекла после подрезки на анодно-механических станках, расходуемые электроды должны передаваться на термообработку в термозачистное отделение.

Приварка электрододержателя к расходуемому электрода производится на установке А-550 или другим способом, обеспечивающим надежность сварного шва.

Приварка электрододержателя к расходуемому электроду производится со стороны, противоположной клейму, а для электродов с МПНЛЗ, к "ласточкиному хвосту".

В случае приварки электрододержателя к торцу электрода, имеющем клеймо, а также к электродам с МПНЛЗ, подручный сталевар переноси: номер плавки и марку стали на боковую поверхность электрода краске в присутствии контролера ОТК.

Перед приваркой зазор между расходуемым электродом и электрододержателем должен составлять 30…60 мм в зависимости от профилеразмера электрода.

Для сварки электрододержателя и расходуемого электрода применяются сварочные и затравочные полоски, изготовленные из стали марки МЖ или марки 10.

После подготовки электродов к ЭШП сталевар и контролер ОТК проверяют прочность сварки (сплошность шва и пр.) подготовленных электродов, маркировку на электродах и делают отметку в "Книге учета расходуемых электродов" о их готовности к переплаву.

.3 Требования к флюсам

Химический состав флюсов должен соответствовать техническим условиям ГОСТ 30756-2001.

С целью стандартизации шлакового режима ЭШП и проведения переплава каждой марки стали на флюсе оптимального химического состава допускается корректировка химического состава флюса АНФ-6 и частичная замена его добавками глинозема, флюоритового концентрата или флюса АНФ-1 из расчета содержания во флюсе Al2O3 не более 28 %.

При добавках глинозема более 10 % от общей массы флюса расплавление флюса производится графитовым, электродом.

Допускается проведение ЭШП с использованием механической смеси составляющих флюса АНФ-6 при условии расплавления флюса графитовым электродом. Для компенсации частичного уноса глинозема при засыпке в кристаллизатор расчетное содержание его в смеси должно быть на 1…2 % более, чем у стандартного флюса.

Допускается ЭШП сталей, не контролируемых на неметаллические включения, производить с применением 30 % вторичного флюса и 70 % свежего.

Вторичным флюсом считается флюс, полученный после ЭШП на свежем флюсе или на свежем флюсе с добавкой до 50 % ранее использованного.

Допускается при ЭШП высокохромистых марок стали применение флюса, составленного из 50 % свежего и 50 % вторичного флюса.

Перед использованием вторичный флюс должен быть измельчен до фракции не более 30 мм и перемешан.

После размельчения флюса не реже, чем один раз в месяц отбирается проба массой не менее 100 г для определения химического состава.

Каждая партия флюса и вторичный флюс хранятся отдельно. В партию объединяются флюсы с разницей содержания глинозема не более 4 %. В специальный журнал мастер записывает химсоставы и массу флюсов, объединенных в партию, присваивает ей номер и записывает усредненный химсостав. Номер партии и усредненный химсостав указывается сталеваром в плавильной карте первого слитка каждой плавки.

При засыпке в кристаллизатор может использоваться флюс различных партий при соответствии среднего химсостава требованиям ГОСТ 30756-2001. В плавильную карту в этом случае записываются номера партий, масса и химсостав флюса различных партий, а также среднее содержание глинозема.

Перед применением флюс прокаливается в термической печи H150 не менее 5 часов при температуре 700 °С. Толщина слоя флюса при прокаливании не должна превышать 300 мм.

Прокаливание компонентов флюса (флюоритовый концентрат и глинозем) производится по технологии прокаливания флюса, но высота слоя при прокаливании должна быть не более 160 мм.

Глинозем и флюоритовый концентрат должны быть использованы не позднее, чем через сутки после прокаливания, а флюс - не позднее 3 суток.

При ЭШП на механической смеси составляющих флюса АНФ-6 (флюоритовый концентрат и глинозем) и расплавления флюса графитовым электродом допускаются механическую смесь флюса не прокаливать.

При расплавлении флюса графитовым электродом допускается присадка свежеобожженной извести (не более 12 часов после обжига) до общего содержания СаО во флюсе не более 15 %.

На коробках с прокаленным флюсом должны быть бирки с указанием номера партии, даты и времени конца прокаливания.

Запрещается использование флюса, загрязненного различными видимыми примесями (огнеупорами, стружкой и др.).

Для расплавления флюса используется экзотермическая смесь С-2. Состав смеси: 16…20 % порошка ПАМ-3 или ПАМ-4, остальное - молотый флюс. Взамен последнего допускается применение вторичного флюса, флюса АНФ-1 или флюоритового концентрата.

Во избежание увлажнения и порчи смесь С-2 следует готовить в количестве, достаточном для работы в течение одних суток, и хранить в закрытой металлической таре в сухом месте.

Расход экзотермической смеси составляет 0,5…1,0 кг на слиток.

В качестве металлической перемычки для зажигания экзотермической смеси используется стружка или спиральная железная проволока диаметром 3…5 мм с диаметром спирали 20…30 мм и массой до 100 г.

На спирали и стружке не должно быть масла, грязи и ржавчины.

Для нашей технологии мы будем использовать флюс АНФ-6. Флюс АНФ-6 для сталей и сплавов обеспечивает десульфурацию. Шлак имеет функции: рафинирования металла от неметаллических включений, газов и вредных примесей, защита жидкого металла от вредного воздействия атмосферы, обеспечение чистой поверхности слитка, предупреждения возникновения кристаллических дефектов.

Содержание СаF2 + Al2O3 обеспечивает высокое поверхностное натяжение, которое способствует лучшему отделению шлаковой корочки, предупреждает запутывание шлака в металле.

Фтористые шлаки обладают хорошей прилипаемостью к неметаллическим включениям. СаО в шлаке увеличивает десульфурирующую способность шлака; Al2O3 - сопротивление шлака. Фторидные шлаки наиболее приемлемы для получения равномерного химического состава.

Флюс АНФ-6 - имеет достаточно низкую окислительную способность.

Хотя данный флюс в расплавленном состоянии имеет низкое электрическое сопротивление, что вызывает затруднение при нагреве шлаковой ванны до высокой температуры и сопровождается большим расходом электроэнергии, а также характеризуется низкой производительностью, он позволяет производить выплавку металла особо высокого качества.

.4 Подготовка печи к плавке

На поддон устанавливается кристаллизатор. Графитовый электрод зажимается в клещевом электрододержателе и центруется по отношению к стенкам кристаллизатора.

Затем кристаллизатор поднимают.

На поддон равномерным слоем на площади, равной площади поперечного сечения графитового электрода, укладывается алюминиевый порошок.

Электрод опускается до металлической перемычки и прижимает ее к затравочной шайбе.

Расстояние от торца электрода до затравочной шайбы должно быть от 20 до 30 мм (контролируется по высоте перемычки).

Кристаллизатор опускают, устанавливают на поддон и центруют относительно электрода. С целью обеспечения хорошего электрического контакта между поддоном и кристаллизатором должен быть проложен медный шнур, фольга толщиной не более 6 мм или кристаллизатор с поддоном должен быть соединен специальными токоведущими перемычками.

После установки кристаллизатора сверху на поддон равномерным слоем засыпается флюс.

Перед включением установки ЭШП сталевар совместно с дежурным ремонтным персоналом должен осмотреть систему водяного охлаждения, механическое и электрическое оборудование (включая дозатор).

Эксплуатация установки ЭШП при наличии любой неисправности в работе механического или электрического оборудования, а также при наличии течи или парения воды в системе водяного охлаждения запрещается.

Пригодность установки ЭШП для проведения переплава определяется мастером по плавке и контролером ОТК, что подтверждается их подписями в плавильной карте.

.5 Проведение плавки

Включение установки ЭШП производится сталеваром по разрешению дежурного электрика после включения подачи воды для охлаждения кристаллизатора и поддона. Подача воды производится не ранее, чем за 5 минут до включения установки.

Начальный период ЭШП (разведение процесса ЭШП) состоит из этапов расплавления флюса, начала плавления расходуемого электрода до появления ванны жидкого металла и выхода на основной электрический режим.

Расплавление флюса графитовым электродом производится в течение 20…30 минут при напряжении 60…70 B и силе тока 4…6 кА.

После расплавления флюса производится замена графитового электрода на расходуемый. Продолжительность замены не должна превышать 8 минут.

Плавление расходуемого электрода начинается при напряжении 50…70 В и силе тока 4…6 кА. За 20…30 минут после начала плавления расходуемого электрода, постепенным увеличением силы тока производится переход на основной электрический режим переплава.

В начальный период переплава допускается кратковременные (до 15 сек) колебания силы тока более 6 кА.

При необходимости доводки стали по химическому составу, производится раскисление жидкого шлака в процессе переплава смесью порошков первородного алюминия и 65…75 % ферросилиция через дозатор.

Расход смеси и режим работы дозатора задается индивидуально для каждой плавки в зависимости от ее химического состава и составляет от 8 до 50 г/мин.

Присадка раскислительных смесей в автоматическом режиме работы дозатора начинается при расплавлении флюса графитовым электродом - через 5 минут после замены его на расходуемый. Присадка смесей продолжается в течение всего времени переплава до начала выведения усадочной раковины.

В случае остановки работы дозатора раскислительная смесь дается вручную специальной маркой с рукояткой длиной не менее 500 мм из расчета 25…250 г каждые 3…5 минут.

При переплаве электродов, переданных на ЭШП в горячем состоянии не позднее 8 часов от конца разливки на МПНЛЗ, напряжение в процессе переплава снижается на 3…5 B от заданного.

В течение всего переплава допускаются отдельные кратковременные (не более 5 сек) броски силы тока величиной до 15 % от заданного значения и нерегулируемые отклонения напряжения от заданных пределов не более чем на о минут.

При кратковременном отключении установки по аварийным причинам переплав допускается продолжить, но слитки должны быть назначены только для изготовления расходуемых электродов для повторного ЭШП или ВДП.

Перед выведением усадочной раковины дозатор отключают.

4.6 Охлаждение слитков ЭШП

Выдержка слитков после окончания переплава должна составлять около одного часа. После того как в рабочей полости кристаллизатора не осталось жидкой фазы, способной выливаться, производят извлечение готового слитка из кристаллизатора.

Раздевание слитка производят непосредственно подъемом кристаллизатора путем зацепления с верхней тележкой. Тщательно осматривают поверхность слитка.

Поверхность слитков, задаваемых в дальнейший передел, должна быть чистой, без каких-либо дефектов.

Охлаждение и термообработку слитков ЭШП должна производиться в термозачистном отделении ЭСПЦ в соответствии с техническими инструкциями.

4.7 Контроль качества слитков

Слитки, имеющие в деловой части дефекты в виде грубых пережимов, назначаются для повторного переплава или бракуются. Другие дефекты удаляются обдиркой или зачисткой. Так как слиток формируется в шлаковой оболочке (гарнисаже), то он имеет бездефектную поверхность.

Слитки перед отгрузкой должны дополнительно маркироваться маркой стали нанесением краски со стороны головной части, а также должны тщательно осматриваться мастером ТЗО и контроллером ОТК.

.8 Техника безопасности

При выполнении работ, связанных с подготовкой и использованием материалов, механизмов ЭШП, инструмента и приспособлений, а также выполнении технологических операций при выплавке сталей и сплавов в электрошлаковых печах и выпуске их в ковш, должны соблюдаться требований инструкций по безопасности труда для подручных сталеваров и сталеваров установок ЭШП электросталеплавильного цеха.

5. Выбор оборудования и расчет технологических параметров

Для данной марки стали была выбрана монофилярная печь Р-951УШ, т.к. те недостатки которые она имеет перед бифилярными установками не существенны, а в целях экономии можно использовать универсальные установки, работающих как по монофилярной, так и по бифилярной схеме [8].

5.1 Расчёт геометрических размеров плавильного пространства

Коэффициент формы слитка kсл (kсл =4…5) [9]:

kсл = , (1)

где lсл - длина слитка, м;

lо.сл - определяющий размер сечения слитка, м.

Масса слитка m0, кг :

, (2)

где dт - плотность стали (dт = 7,8 т/м³);

Sосн - площадь основания слитка (), м2.

Тогда:

(3)

Выразим lо.сл:

(4)

где масса слитка, т;

;

Расчёт геометрических размеров кристаллизатора

, (5)

где lо.кр - определяющий размер кристаллизатора, м;

kл - коэффициент линейной усадки металла, kл =1,020;

ао.сл - определяющий размер поперечного сечения слитка, м;

?г - толщина шлакового гарнисажа (?г = 0,002 м).

Принимаем кристаллизатор со стороной квадрата 0,36 м. В таком кристаллизаторе слиток будет иметь размеры:

(6)

(7)

(8)

Расчёт сторон верхнего и нижнего сечений слитка

, (9)

, (10)

где аслн - диаметр нижнего сечения слитка, м;

аслв - диаметр верхнего сечения слитка, м;

Составим систему уравнений для определения диаметра верхнего и нижнего сечения слитка.

Решу систему уравнений:

м,

м.

Расчёт сторон верхнего и нижнего сечений кристаллизатора

, (11)

где ао.кр.н - диаметр нижнего сечения кристаллизатора, м.

м.

, (12)

где ао.кр.в - диаметр верхнего сечения кристаллизатора, м;

lкр - длина кристаллизатора, м.

Определение числа и геометрических параметров расходуемых электродов

Выбираю монофилярную печь типа Р-951УШ.

Длина оплавляемой части электрода:

, (13)

где kз сл - коэффициент заполнения слитка.

Коэффициент заполнения слитка:

, (14)

где n - количество электродов, n=1;

sэд1 - площадь сечения одного электрода, м2;

sсл - площадь поперечного сечения слитка, м2

, (15)

м2,

Исходя из этого определяю:

Зазор между стенкой кристаллизатора электродом составляет:

Определю длину оплавляемой части электрода:

Принимаем длину оплавляемой части электрода lэд.опл = 4,2 м.

Полная длина электрода:

, (16)

где lо - длина огарка (1,5 м).

Масса электрода:

mэд = dт ·Vэд, (17)

где Vэд - объём электрода, м3.

mэд = 7,8 · 4,2 · 0,047 =1,528 т.

Кратность шлака (kшл) при ЭШП соответствует 2…5 % от массы слитка, т.е. масса шлака mшл составляет:

(18)

т.

При этом объём шлаковой ванны (м3) без электродов равен:

, (19)

где - плотность жидкого шлака разного химического состава (для АНФ-6 )

м3

С погруженными электродами

, (20)

где - площадь поперечного сечения n электродов, м2;

hэд - заглубление электродов в шлаковую ванну, м;

hшл - глубина (высота) шлаковой ванны с погруженными электродами, м;

sкр - площадь поперечного сечения кристаллизатора, м2.

С учётом электрофизических особенностей процесса ЭШП величина hшл должна соответствовать условию:

(21)

Нижний предел неравенства определяется необходимым расстоянием h между торцом электродов и зеркалом жидкометаллической ванны во избежание возникновения дугового разряда:

(22)

Верхний предел неравенства (21) определяется максимально допустимым заглублением hэд электродов в шлаковую ванну:

(23)

Используя формулу (20) найду:

Используя формулу (20) найду глубину шлаковой ванны с погруженными электродами:

Длина кристаллизатора:

lкр = lсл + hшл + ?l (24)

где ?l - конструктивный размер кристаллизатора (?l = 0,15 м).

lкр = 1,58+ 0,13+ 0,15=1,86 м.

По формуле (12) определю верхнее сечение кристаллизатора:

Высота установки определяется по формуле:

(25)

.

5.2 Расчёт теплового баланса монофилярной одноэлектродной печи ЭШП.

Тепловой баланс шлаковой ванны складывается из следующих статей расхода тепла:

Ршл = Рпол + Рсл + Рст + Рисп.шл + Ризл.шл + Ризл.эд, (26)

где Рпол - тепловой поток, передаваемый от шлака электроду, который расходуется на нагрев, плавление и перегрев металла над точкой плавления и является полезным теплом, кВт;

Рсл - тепловой поток, передаваемый от шлака через ванну жидкого металла слитку, кВт;

Рст - тепловой поток, отводящийся от боковой поверхности шлаковой ванны, через гарнисаж, в стенку кристаллизатора, кВт;

Рисп.шл - тепловой поток, теряемый при испарении шлака, кВт;

Ризл.шл - тепловой поток, излучаемый с неэкранированной электродом поверхности шлаковой ванны, кВт;

Ризл.эд - тепловой поток, излучаемый с поверхности

Определение полезной мощности

пол = Pпол эд + Pпол кш + Pпол в = Qm · Wу.т, (27)

где Pпол эд - мощность, расходуемая на плавление электрода, кВт;пол кш - мощность, расходуемая на перегрев капли жидкого металла в шлаке;

Pпол в - мощность, расходуемая в жидкокристаллической ванне на перегрев металла, кВт;m - массовая скорость переплава расходуемого электрода, кг/с;у.т - удельный теоретический расход энергии, кДж/кг.

Удельный теоретический расход энергии:

у.т = Ст.ср · (Тс - ТY) + ?ф + Сж.ср · (Тв - Тл), (28)

где Ст.ср - средняя удельная теплоёмкость металла в твёрдом состоянии, МДж/т·К;

Сжср - средняя удельная теплоёмкость металла в жидком состоянии, МДж/т·К;

?ф - скрытая теплота фазового перехода, МДж/т;

Тс - температура солидуса, К;

Т л - температура ликвидуса, К;

ТY - температура поверхности расходуемого электрода, К;

Тв - температура металла в жидком состоянии, К.

Принимаем:

Ст.ср = 0,55 МДж/(т · К),

Сж.ср = 0,65 МДж/(т · К),

?ф = 280 МДж/т,

(Тв - Тл) = 250-450 К,

(29)

где lэд - длина электрода, м;

lэд.ф - переменная длина расходуемого электрода, м.

Для определения температур солидуса и ликвидуса необходим химический состав переплавляемого электрода, который указан в таблице 6.

Таблица 3 - Химический состав электрода

ЭлементСSiMnCrNiWVSPMoСодержание0,130,50,5111,61,80,250,0250,0250,45

Температура солидуса:

Тс = Тпл - ?{(? Тс)i · [E]}, (30)

где [E] - содержание легирующего элемента в металлошихте, %;

Тпл - температура плавления железа, Тпл = 1812К;

(?Тс)i - снижение температуры плавления железа при содержании легирующего элемента 1 %, К/%.

Тогда температура солидуса будет равна:

Тс =1812-{(410·0,13)+(11,0·4)+(6,5·1,6)+(18,6·0,5)+(20,0·0,5)+

+(3,4·0,25)+(3,4·0,45)+(0,6·1,8)+(940·0,025)+(184·0,025}=1651К

Температура ликвидуса:

Тл = Тпл - ?{(? Тл)i · [E]}, (31)

где (?Тл)i - снижение температуры плавления железа при содержании легирующего элемента 1 %, К/%.

Тогда температура ликвидуса будет равна:

Тл =1812-{(80,4·0,13) + (1,4·11,0) + (3,5·1,6) + (13,6·0,5) + (4,0·0,5) + (34,0·0,025) + (34,0·0,025) + (0,9?0,45) + (31,2?0,25) + +(0,5?1,8)} ? 1760 К

Средняя удельная теплоёмкость твердого металла Ст.ср = 0,55 кДж/кг; жидкого Сж.ср = 0,65 кДж/кг. Удельная теплота фазового перехода = 280кДж/кг.

Тогда удельный теоретический расход энергии по формуле (28) будет равен:ут 1 = 0,55 · (1651 - 202,32) + 280 + 0,65 ·300 = 1245,87 кДж/кг,ут 2 = 055 · (1651 - 266,91) + 280+ 0,65 ·300 = 1210,34 кДж/кг,ут 3 = 0,55 · (1651 - 381,94) + 280+ 0,65 · 300 = 1147,08 кДж/кг,ут 4 = 0,55 · (1651 - 658,66) + 280+ 0,65 · 300 = 994,88 кДж/кг.

Массовая скорость переплава расходуемого электрода:

, (32)

где k - параметр, зависящий от теплофизических свойств переплавляемого металла, кг/(с · м);

- определяющий размер слитка, м;

kф - коэффициент фронта кристаллизации, характеризующий условия кристаллизации слитка.

Принимаем: = 0,27 кг/(с · м)ф = 1,2

Тогда массовая скорость переплава расходуемого электрода будет равна:

Тогда:пол1 = 0,079 · 1245,87 = 97,84 кВт,пол2 = 0,079 · 1210,34 = 95,05 кВт,пол3 = 0,079 · 1147,08 = 90,08 кВт,пол4 = 0,079 · 994,88 = 78,13 кВт.

Определение тепловых потерь

Мощность передаваемая от шлака к слитку, кВт:

Рсл = 277 ? 10-3 ? ?шл ? F ? (Тшл - Тм), (33)

где ?шл - коэффициент теплоотдачи от шлака металлу;- площадь контакта между шлаком и металлом, м2;

Тшл - температура шлака, К;

Тм - температура поверхности металла, К.

Принимаем:

?шл = 3,48 кВт/м2 ? К ? час

F = м2

Тшл = 2048 К

Тм = Тл + (250…450) (34)

Тм =1760+250=2010К

Тогда:

Рсл = 277 ? 10-3 ? 3,48 ? 0,13 ? (2048 - 2010) = 4,75кВт.

Мощность передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора:

(35)

где Тпл - температура плавления шлака, K;

Тпл =1625 K

Тк - средняя температура поверхности шлаковой корочки, K;

Тк =1073 К

- средняя теплопроводность шлака, Вт/(м·К);

=4,00 Вт/(м·К)

- толщина слоя шлака, м;

= 0,002 м

Fб - площадь боковой поверхности шлаковой ванны, имеющей форму усеченного конуса со сторонами верхнего сечения кристаллизатора и слитка, м2;

Fб=(((0,317·4)+(0,310·4))/2)·0,13 = 0,16 м2

Тогда согласно формуле (35):

кВт

Мощность излучаемая поверхностью шлака, кВт:

, (36)

где ? - постоянная излучения абсолютно черного тела, Вт/(м2 · К4);

? шл - степень черноты шлака;

(Fкр - Fэл) - площадь теплоотдачи поверхности, м2;

Тпов - температура поверхности шлака.

Принимаем:

? = 5,67 ? 10-8 Вт/(м2 · К4), ? шл = 0,7

(Fкр - Fэд) = 0,130 - 0,047= 0,083м2

Тпов = 2048 К

Тогда:

Ризл шл = 10-3?0,7?5,67?10-8?0,083?20484 = 57,91кВт

Мощность излучаемая поверхностью электродов, кВт:

Ризл эл = 10-3 ? ? ст ? ? ? Fэл ? (Ту)4, (37)

где Fэл - поверхность расходуемых электродов, м2;

Тпов - температура поверхности электрода, К;

? ст - степень черноты стали.

Принимаем:

? ст = 0,8;эд= 0,047 м2.

Тогда:

Ризл эл1 = 10-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10-8 ? 0,047? 202,324 = 0,004 кВт,

Ризл эл2 = 10-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10-8 ? 0,047? 266,914 = 0,011 кВт,

Ризл эл3 = 10-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10-8 ? 0,047· 381,944 = 0,045 кВт,

Ризл эл4 = 10-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10-8 ? 0,047? 658,664 = 0,398 кВт.

Мощность, теряемая при испарении шлака, кВт:

, (38)

где q - скрытая теплота испарения, кДж/кг;

? - количество шлака, испаряющегося за плавку, которая составляет ~3% от общего веса шлака, кг.

Принимаем: = 8290 кДж/кг,

? = 0,9 кг.

Тогда:

Тепловой баланс шлаковой ванны находим по формуле (27):

Ршл1=97,84+4,75+202,25+8,68+57,91+0,004 = 371,430 кВт,

Ршл2 =95,05+4,75+202,25+8,68+57,91+0,011 = 368,647 кВт,

Ршл3 =90,08+4,75+202,25+8,68+57,91+0,049 = 363,714 кВт,

Ршл4 =78,13+4,75+202,25+8,68+57,91+0,398 = 352,115 кВт.

Таблица 4 - Результаты расчета теплового баланса

ПриходРасход371,825 кВт%Полезная мощность97,83726,31Мощность, передаваемая слитку от шлака4,7471,28Мощность, передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора202,25254,39Поток излучения с поверхности шлака57,91415,58Поток излучения с поверхности электрода0,3980,11Мощность, теряемая при испарении шлака8,6762,33371,825Мощность, выделяемая в шлаковой ванне371,825100

5.3 Расчёт электрических параметров ЭШП

Определение активного электрического сопротивления шлаковой ванны

, (39)

где ;

;

k3=1

?шл - удельное сопротивление шлака; для флюса АНФ-6 ?шл = 3,1 мОм·м;

акр - эквивалентный диаметр кристаллизатора, в данном случае (акр)экв=аср.кр=0,36

Тогда активное электрическое сопротивление будет равно:

Определение электрических параметров

Рассчитаем рабочий ток печи, кА:

(40)

Рассчитаем рабочее напряжение на шлаковой ванне, В:

Uшл = Iшл · Rшл (41)

Uшл1 = 7,839·6,045 = 47,385 В,

Uшл2 = 47,207 В,

Uшл3 = 46,890 В,

Uшл4 = 46,136 В.

Активное электрическое сопротивление Rэд, мОм:

(42)

где kп - поправочный коэффициент, учитывающий влияние поверхностного эффекта;

;

kб - коэффициент, учитывающий близость расходуемых электродов и равный 1,0;

?т - удельное электрическое сопротивление расходуемых электродов, Ом ? м;

?т = f (13Х11Н2В2МФ; Тэд)

?т1 = 40 ? 10-8 Ом ? м, при Тэд = 202,32 К;

?т2 = 46? 10-8 Ом ? м, при Тэд = 266,91 К;

?т3 = 58 ? 10-8 Ом ? м, при Тэд = 381,94 К;

?т4 = 84? 10-8 Ом ? м, при Тэд = 658,66 К.

lэд - переменная длина расходуемого электрода, м;

sэд - площадь поперечного сечения электрода (Sэд1 = 0,047м2).

Эквивалентная глубина проникновения электромагнитного поля в материал расходуемого электрода, м:

, (43)

где f - частота тока (промышленная частота тока 50 Гц);

(?r)эд - относительная магнитная проницаемость металла электрода.

, (44)

где Нэд - напряженность магнитного поля у поверхности электрода, А/м;

Пэд - длинна периметра поперечного сечения расходуемых электродов, м.

Находим относительную магнитную проницаемость:

Тогда эквивалентная глубина проникновения электромагнитного поля:

Определяем поправочные коэффициенты:

kп1 = f (57,12) = 4,89; kб1 = 1,0;

kп2 = f (53,35) = 4,57; kб2 = 1,0;

kп3 = f (47,66) = 4,08; kб3 = 1,0;

kп4 = f (39,88) = 3,41; kб4 = 1,0.

Тогда активное электрическое сопротивление по формуле (42) будет:

.

что составляет 39 % от начального значения Rэд.

Индуктивное сопротивление Хэд:

Хэд = 2×?×f× [Lc + Lв], (45)

где f - частота тока, f = 50 Гц;

Lc - собственная индуктивность электрода, Гн:

(46)

Lв - внутренняя индуктивность электрода, Гн:

(47)

Тогда индуктивное сопротивление определяется по формуле (45)

Полное электрическое сопротивление цепи:

(52)

Вторичное напряжение трансформатора:

U2 = Iшл ? Zi (53)

U2-1=7,84?6,33=49,59 В,

U2-2=49,02 В,

U2-3=48,32 В,

U2-4=47,13 В.

Построение графика электрического режима

Электрический режим ЭШП должен быть дифференцированным, что связано с различными энергетическими стадиями переплава - разогревом расходуемого электрода и формированием металлической ванны, рабочей стадией и выведением усадочной раковины; с изменением электрических параметров вторичного токоподвода по мере оплавления расходуемого электрода, с изменением энтальпии расходуемого электрода, что вызывает необходимость снижения полезной мощности, генерируемой в шлаковой ванне по закону Джоуля - Ленца.

Данные для построения графика дифференцированного электрического режима ЭШП приведены в таблице 3.

Таблица 5 - Данные для построения графика дифференцированного электрического режима ЭШП

№Переменные величиныlэд,мТэд, КRэд, мОмXэд, мОмWут, кДж/кгPпол, кВтPшл, кВтRшл, мОмU2,В15,7202,3170,2810,00211245,87097,8373716,04549,5924,4266,9130,2330,00161210,34095,0473696,04549,0233,1381,9410,1850,00111147,08090,0803646,04548,3241,8658,6590,1300,0007994,88078,1273526,04547,13

Общее время электрошлакового переплава

Время для выведения усадочной раковины 40 мин.

Построим графики изменения электрического режима по ходу переплава.

График изменения мощности, выделяющейся в шлаковой ванне

График изменения ступени вторичного напряжения трансформатора

График изменения силы тока

5.4 Расчёт материального баланса плавки

Для расчёта материального баланса необходимо знать длину сплавляемой части электрода, которая равна 4,2 м и массу сплавляемой части электрода, которая равна 1528,0 кг.

Химический состав исходного металла электрода, предназначенного для и ЭШП представлен в таблице 8.

Таблица 6 - Химический состав стали 13Х11Н2В2МФ.

ЭлементСSiMnCrNiWMoVSPНижний предел0,10н.б.н.б.10,51,501,600,350,18н.б.н.б.Верхний предел0,160,60,612,01,802,000,500,300,0250,030

Химический состав электрода, предназначенного для ЭШП представлен в таблице 9.

Таблица 7 - Химический состав электрода

ЭлементСSiMnCrNiWVSPMoСодержание0,130,50,5111,61,80,250,0250,0250,45

При электрошлаковом переплаве происходит окисление элементов, при этом каждый метр поверхности стали присоединяет 15 г кислорода. Имеется следующий путь доставки кислорода к поверхности металлической ванны: окисление поверхности электрода кислородом воздуха, далее перехода окалины в шлак при плавлении электрода и доставка кислорода к границе жидкого металла:

Fe + O2 ? FeO ? (FeO) ? [FeO]

Определение количества образующейся окалины FeO

, (54)

где S - площадь поверхности электрода, м2.

S=, (55)

где - длина сплавляемой части электрода, м.

S=4·0,36·4,122=2,8м2.

Тогда согласно формуле:

г.

Для образования такого количества FeO понадобится кислорода:

, (56)

где S - площадь поверхности электрода, м2.

mO=15·2,8 = 41,93 г.

Тогда окислится железа:

(57)

mFe =188,7 - 41,93 = 146,77 г

Окалина при плавлении переходит в шлак, где она расходуется на окисление элементов по реакции:

y(FeO) + x[R] ? y[Fe] + (RxOy)

То есть железо возвращается в жидкую металлическую ванну. Конечное содержание FeO во флюсе АНФ-6

, (58)

где mшл - масса шлака, кг.

г.

Перейдёт в слиток железа:

, (59)

где Х - количество FeO в исходном флюсе, %; в применяемом флюсе Х=0;

m(FeO) - конечное содержание FeO в шлаке, %;

mFe0 - количество образующейся окалины, г.

г.

Совместно с Fe перейдёт кислорода:

(60)

г.

В шлак перейдёт железа:

(61)

г

Элементы окисляются по следующим реакциям:

2(FeO) + [Si] = (SiO2) + 2[Fe],

(CaO) + [FeS] = (CaS) + (FeO),

(FeO) + [Mn] = (MnO) + [Fe],

(FeO)+2[Cr]=(Cr2O3)+3[Fe],

3(FeO)+[W]=(WO3)+3[Fe].

Угар легирующих элементов в процессе плавки представлен в таблице 10.

Таблица 8 - Угары элементов

ЭлементSiМnCrNiVMoWSУгар1030,7000550

Количество окислившегося элемента равно:

(62)

г;

г;

г;

г;

г.

Необходимое количество кислорода:

Для окисления Si:

г.

Для окисления Mn:

г.

Для окисления Cr:

г.

Для окисления W:

г.

Тогда фактическая масса слитка:

(63)

mс= 1528,000 -(0,764+0,229+1,177+1,375+0,229+0,112-0,147) = 1524,641 кг

Выход годного тогда составит:

(64)

%

Таблица 9

ПриходРасходМасса оплавляемой части электрода - 1528,000кг1 Окислилось Fe - 0,147кг, 2 Окислилось Si - 0,764кг, 3 Окислилось Мn - 0,229 кг, 4 Окислилось Cr - 1,177 кг, 5 Окислилось W - 1,375 кг, 6 Окислилось S - 0,229 кг,1528,000 кг3,921кг

Изменение химического состава флюса в процессе ЭШП

Химический состав исходного флюса представлен в таблице 10.

Таблица 10 - Химический состав флюса АНФ-6

СоединенияCaF2СаОSiO2Al2O3FeOSTiO2CР%63,7962280,040,030,040,070,03кг19,1371,80,68,40,0120,0090,0120,0210,009

Считаем, что содержание С и Р не изменяется в течении переплава. Конечное содержание FeO в шлаке составляет 150 г. На границе раздела протекает реакция:

Согласно этой реакции окисляется около 70 % серы.

, (65)

где - количество серы в исходном флюсе:

г

Количество кислорода необходимое для окисления серы:

(66)

г

Останется серы во флюсе: 6,3 г;

В атмосферу улетучится SO2:

(67)

г

По этой реакции образуется:

(68)

г;

(69)

г.

Содержание кремнезема во флюсе увеличивается в результате окисления кремния. В системе CaF2 - SiO2 протекает реакция:

CaF2 + SiO2 = 2CaO + SiF4?

Определим потери Si в результате образования SiO2. Принимаем, что по реакции образования SiF4 окисляется 20 % SiO2 находящегося во флюсе.

(70)

г.

Тогда во флюсе останется:

По этой реакции определим расход СаО и CaF2:

г;

г.

Образуется SiF4:

г

Количество Сr2О3, МnО и WO3 определяется:

г;

г;

г.

В процессе ЭШП испаряется 13 % CaF2 от исходного содержания (2,49 кг) Состав флюса после ЭШП приведен в таблице 11.

Таблица 11 - Состав флюса после ЭШП

СоставCaF2СаОSiO2МnOCr2O3TiO2%55,5344,6113,4480,8665,0310,035кг18,9811,5761,1790,2961,7200,012

Продолжение таблицы 11

FeOSAl2O3СРWO3Всего0,7190,01824,5770,0610,0265,073100,00,2460,0068,4000,0210,0091,73434,179

Таблица 12 - Состав металла после ЭШП

ЭлементыСSiMnCrNiWкг1,9876,8787,413166,95324,45526,137%0,1300,4510,48610,9501,6041,714

Продолжение таблицы 12

VSPMoFe?3,8210,1910,3826,8781276,2561524,6800,2510,0130,0250,45183,707100

На гарнисаж расходуется до 20 % получаемого флюса или 6,836 кг. В таблице 13 приведен материальный баланс всей плавки.

Таблица 13 - Материальный баланс всей плавки

ИзрасходованоПолучено1 Масса сплавляемой части электродов - 1528,000 кг;1 Шлак - 34,179 кг, в том числе гарнисаж - 6,836 кг;2 Кислорода из атмосферы - 1,110 кг;2 Слиток - 1524,641 кг;3 Флюс - 30,000 кг;3 SiF4 - 0,208 кг;4 Испарение SО2 - 0,013 кг;Итого: 1559,560 кг.Итого: 1559,041 кг.

Невязка:

6. Требования к дальнейшему переделу

Данная марка стали является флокеночувствительной, поэтому слиток помещается в печь, для замедленного охлаждения.

В дальнейшем металл поступает в прокатный цех. Слитки ЭШП деформируют по технологии, принятой для слитков ОДВ. Нагрев производится до температуры на 20…50 °C ниже нагрева слитков перед прокаткой после ОДВ.

Далее расходуемый электрод поступает на вакуумно-дуговой переплав. Следовательно, к расходуемым электродам, поступающим на данный переплав, предъявляются следующие требования [10]:

1.На электродах, поступающих на ВДП, не должно быть остатков жидкого стекла.

2.Поверхность электродов должна быть обточена и зачищена. Глубина местных выточек не должна превышать 10 % диаметра электрода.

.На поверхности электрода допускаются продольные трещины шириной до 3 мм, шлифовочные трещины, отдельные свищи, мелкие (до 3 мм) поверхностные дефекты и торцевые трещины протяженностью до 100 мм.

.Кривизна электродов не должна превышать 5 мм на погонный метр длины электрода и 20 мм - на всю его длину.

Заключение

В курсовом проекте рассмотрены химический состав, структура и дефекты стали марки ЭИ 961. Также рассмотрены способы выплавки данной марки стали в мартеновской, электродугой и открытой индукционной печах. Разработана оптимальная технология электрошлакового переплава. Рассчитаны геометрические размеры рабочего пространства печи, материальный, энергетический и электрический балансы плавки.

Таким образом, данную марку стали целесообразно выплавлять в 25-тонной электродуговой печи с последующим переплавом на ЭШП и ВДП.

Электрошлаковый переплав необходим для:

снижения содержания серы;

уменьшения количества и размеров неметаллических включений;

равномерного распределения неметаллических включений по всему сечению слитка. Для этого необходимо выбрать оптимальную скорость переплава;

частичного удаления азота.

При вакуумно-дуговом переплаве решаются следующие проблемы:

удаление газов (кислород, азот, водород), (данная марка стали является флокеночувствительной);

удаление легкоплавких вредных примесей (As, Pb и т.д.)

Благодаря этому повышается ударная вязкость, пластичность. Увеличивается предел прочности стали. Уменьшается анизотропия свойств.

сталь химический металл переплав

Библиографический список

1) Латаш Ю.В., Медовар Б.И. Электрошлаковый переплав. - М.: Металлургия, 2011. - 240 с.

) ГОСТ 5632-72 Стали высоколегированные и сплавы коррозионностойкие, жаростойкие и жаропрочные

) Масленков С.Б. Жаропрочные стали и сплавы. - М.: Металлургия, 2009. - 192 с.

) Г.М. Бородулин, Е.И. Мошкевич Нержавеющая сталь. - М.: Металлургия, 1973. - 319 с.

) А.Г. Глебов Е.И. Мошкевич Электрошлаковый переплав. - М.: Металлургия, 2010. - 343 с.

) Ф.Ф. Химушин. Жаропрочные стали и сплавы. - М.: Металлургия, 1969, 2-е изд., - 752 с.

) Технологическая инструкция ЗМК-ЭШП. Электрошлаковый переплав стали и сплавов. 2001. - 24 с.

) Глебов А.Г., Машкевич Е.И. Электрошлаковый переплав. - М.: Металлургия, 1985. - 343 с.

) Егоров А.В. Расчет мощности и параметров электропечей черной металлургии: Учеб. пособие для вузов - М.: Металлургия, 2011. - 280 с.

) Технологические инструкции ВДП сталей и сплавов ЗМЗ-ВДП Златоуст 2008.