Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Введение

сталь выплавка электрошлаковый металл

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].

Электрошлаковый переплав является достаточно гибким процессом, так как, меняя сечение расходуемого электрода, состав применяемого флюса и его количества, 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. Химический состав и назначение стали марки ШХ15СГ

1.1 Химический состав и назначение стали марки ШХ15СГ

Развитие точного машиностроения требует создания прецизионных приборных подшипников, обладающих высокой степенью надежности и долговечности, и обеспечивающих стабильный уровень выходных характеристик изделий в процессе длительной эксплуатации.

Эти параметры подшипников определяются преимущественно оптимальным сочетанием конструкторского решения, применяемыми материалами, свойствами используемых смазок и технологий изготовления деталей.

Таблица 1. Химический состав стали ШХ15СГ, (ГОСТ 801-78) [2]

Массовая доля элементов
Элемент	С	Mn	Cu	P	S	Ni	Cr	Si
Нижний предел	0,95	0,90	не более	1,30	0,40
Верхний предел	1,05	1,20	0,25	0,035	0,02	0,3	1,65	0,65

Сталь марки ШХ15СГ служит для изготовления роликов диаметром свыше 30 мм и колец с толщиной стенки свыше 15 мм.

К подшипниковой стали, из которой изготавливают кольца, шарики и ролики подшипников качения, предъявляют очень высокие требования по плотности и однородности металла, содержанию неметаллических включений и отсутствию микро- и макронесплошностей.

Подшипниковая сталь, полученная в открытых дуговых электропечах, имеет ряд таких внутренних дефектов, как повышенная пористость, грубые неметаллические включения, ликвационные участки, изредка встречаются дефекты типа «усадки» и др. При шлифовке колец часто обнаруживают «черные точки», представляющие скопления пор или включений. Эти дефекты могут располагаться в подповерхностном рабочем слое подшипника и вскрываться при работе, что приводит к резкому уменьшению срока службы подшипника.

Обеспечение этих требований приходится осуществлять в условиях достаточно массового производства металла в относительно крупных слитках (2…4 т). Если в сортовой подшипниковой стали, получаемой в открытых дуговых электропечах, в макроструктуре допускаются центральная пористость и точечная неоднородность 1,5…2,0 баллов по шкалам ГОСТ 801-60, то в металле ЭШП допускается структура, оцениваемая только баллом 1.

1.2 Дефекты стали

Наиболее трудной задачей при производстве подшипниковых сталей является необходимость обеспечения высокой чистоты металла по неметаллическим включениям, особенно в крупных профилях. На практике в первую очередь важно получение мелкодисперсных включений (не более 1,5 баллов шкал ГОСТ 801-60 для оценки оксидных, сульфидных и глобулярных включений).

Макроструктуру стали контролируют на образцах от заготовки пробного слитка по макротемплетам (шкала №4 ГОСТ 801-47) и по продольному закаленному излому. Дополнительный контроль по продольному закаленному излому позволяет успешно выявлять такие дефекты металла, как перегрев, одиночные газовые пузыри и флокены, даже в том случае, если они частично заварились. Кроме того, контролируют макроструктуру готового проката по поперечному излому в состоянии поставки.

Излом стали в закаленном состоянии должен быть шелковистым, фарфоровидным, а излом горячекатаной отожженной или холоднотянутой стали однородным и мелкозернистым.

В шарикоподшипниковой стали считается недопустимым наличие остатков усадочной раковины, выявляемых на образцах от верхней части слитка, а также наличие центральной пористости с баллом выше 2,0, что служит основанием для забракования всех штанг сифона, соответствующих контролируемому образцу.

Присутствие пузырей в подкорковой зоне служит браковочным признаком, если глубина их залегания превышает допуски на размер и зачистку заготовки. Если пузыри располагаются по всему сечению образца, то бракуется штанга, соответствующая контролируемому образцу, и контролируют второй раз для разбраковки плавки послиточно или посифонно.

Характерным дефектом шарикоподшипниковой стали являются внутренние разрывы (осевой пережог), представляющие собой грубые нарушения сплошности осевой зоны заготовки, имеющие вид периодически повторяющихся местных поперечных разрывов. Сталь, пораженная этим дефектом, имеет повышенную травимость в центральной части поперечного макрошлифа, проявляющуюся в виде черных пятен - «черновин». В продольном изломе в местах «черновин» наблюдаются четкие кристаллические нити. Пораженность металла осевым пережогом сопровождается, как правило, увеличением балла по центральной пористости и карбидной ликвации, а при микроконтроле дефектного металла наблюдается полное нарушение его сплошности в виде пор и трещин различной величины, часто располагающихся рядом с крупными карбидными и сульфидными включениями [3].

Чем выше загрязненность стали, тем больше вероятность попадания неметаллических включений в область повышенных контактных напряжений на кольцах и телах качения подшипника, тем ниже его долговечность. Опыт работы отечественных заводов и зарубежных фирм показал, что применение подшипниковой стали, чистой по включениям, с однородной и плотной структурой позволяет резко улучшить эксплуатационные характеристики подшипников и значительно повысить срок их службы.

Получение шарикоподшипниковой стали с минимальной загрязненностью неметаллическими включениями представляет собой одну из самых трудных задач современной металлургии качественных сталей. Наличие пористости, ликвации и других дефектов макроструктуры значительно снижает эксплуатационные характеристики подшипниковой стали; решающее же влияние на ее долговечность оказывают микродефекты.

В катаных или кованых заготовках подшипниковых сталей обычного производства, как правило, наблюдаются центральная пористость и грубые строчечные скопления неметаллических включений. При изготовлении из таких заготовок деталей подшипника приходилось удалять центральную часть заготовки (наиболее дефектную), что увеличивало отход металла в среднем на 15%. Тем не менее даже при использовании только наиболее плотной части заготовки не удавалось избежать дефектов в изготавливаемых деталях. При шлифовке колец подшипников на их поверхности обнаруживались так называемые черные точки, являющиеся местами выхода на поверхность пор и крупных неметаллических включений.

В местах этих дефектов в процессе эксплуатации происходит выкрашивание металла (питтинг), ведущее к преждевременному разрушению подшипников. Даже двойной контроль загрязненности металла каждой плавки (выходной контроль на металлургическом заводе-поставщике и так называемый входной контроль на подшипниковом заводе), а также 100%-ный контроль поверхности дорожек качения визуальным осмотром и методом магнитной дефектоскопии не могут служить достаточно надежной гарантией от случаев преждевременного разрушения деталей подшипников вследствие неметаллических включений, оказавшихся на поверхности либо в подповерхностном слое металла.

Данные по связи загрязненности металла с его долговечностью, полученные при исследованиях, проведенных непосредственно на готовых и прошедших испытания подшипниках, показали строгую зависимость между числом оксидных включений и показателями долговечности подшипников.

Величина контактной выносливости и предела выносливости в значительной степени зависит от природы и характера оксидных включений. Так, например, повышение содержания остаточного алюминия в стали с 0,012 до 0,076% привело к соответствующему увеличению количества точечных включений и протяженности строчечных включений корунда и высоко-глиноземистых алюмосиликатов, что обусловило резкое снижение контактной выносливости стали ШХ15СГ (с 14,6 до 5,8 млн. циклов).

С увеличением содержания оксидных включений уменьшается плотность металла, снижаются контактная выносливость и предел выносливости стали. Таким образом, содержание неметаллических включений (особенно хрупких оксидных частиц) становится не только критерием качества подшипниковой стали, но и ее обобщающей характеристикой. B то же время повышение в стали содержания сульфидных включений с 0,005 до 0,025% увеличивает долговечность подшипников с 400 до 800 ч. контактных испытаний показала, что если коэффициент степени вредности сульфидных включений принять за единицу, то для оксидных включений на силикатной основе этот коэффициент составит 1,5, а для включении на основе глинозема и шпинели около 6.

Установлено, что увеличение содержания серы с 0,01 до 0,023% повышает долговечность подшипников при содержании алюминия в металле 0,003…0,034% за счет уменьшения количества глобулярных алюмосиликатных включений и повышения доли сульфидных и оксисульфидных включений. Увеличение содержания серы с 0,008 до 0,18% (по массе) в подшипниковой стали повысило контактную выносливость образцов в 2 раза.

Положительное влияние повышенного содержания серы на контактную выносливость подшипниковой стали и долговечность подшипников наблюдается лишь в том случае, когда удается обеспечить наличие в металле комплексных оксисульфидных включений, в которых оксидное ядро окружено сульфидной оболочкой. Это возможно при условии низкого содержания кислорода в стали.

Согласно современным взглядам на роль неметаллических включений при усталости металлов, для высокопрочных хрупких мелкозернистых сталей главная опасность включений состоит в создании остаточных термических (мозаичных) напряжений в металле, окружающем включения. Поэтому превалирующим фактором в данном случае выступает различие в физических свойствах матрицы и включения (в частности, коэффициента термического расширения), которое для оксидных включений максимально, для сульфидных минимально. Таким образом, сульфиды, являясь как бы мягкой пластичной прокладкой между хрупкой прочной матрицей и жесткими хрупкими оксидными включениями, снимают пики (концентрацию) остаточных напряжений, нейтрализуя вредное влияние оксидов.

Для шарикоподшипниковом стали загрязненность включениями является основным, первостепенным фактором, определяющим уровень ее служебных свойств. Наиболее существенно снижают долговечность остроугольные хрупкие оксиды, в частности глинозем и его производные, особенно строчечные. Оптимальным типом включений следует считать мелкодисперсные комплексные оксисульфидные включения, в которых сульфидная оболочка, разъединяя хрупкую матрицу и хрупкое включение, играет своеобразную роль пластичной прокладки [1].

1.3 Структура стали

Подшипниковая сталь мартенситного класса. Назначение: кольца, шарики и ролики подшипников высокой твёрдости для нефтяного оборудования, втулки оси, стержни и другие детали, к которым предъявляются требования высокой прочности и износостойкости работающих при температуре до 500°С или подвергающиеся действию умеренных агрессивных сред (морской и речной воды, щелочных растворов, азотной и уксусной кислоты и др.). По отношению к сварке сталь является трудносвариеваемой. Склонность к отпускной хрупкости низкая, проявляется только при температурах отпуска 450…600°С.

Температура начала деформации, в данном случае ковки - 1180°С, конца - 850°С. Термическая обработка после горячей деформации - отжиг с перекристаллизацией. Твёрдость после отжига 212…217 НВ. Для исключения трещин нагрев под закалку состоит из двух стадий: подогрева до 800…850°С, и непосредственного нагрева под закалку до 1050…1060°С, последующей выдержкой 6 мин для деталей толщиной до 3 мм, 7…10 мин для деталей 6…8 мм. Режим охлаждения предполагает воздух или масло. После отпуска при температуре 140…150°С и выдержке 2…3 часа твердость должна быть не ниже 56 HRC.

После закалки, количество остаточного аустенита в состоянии может достигать 34%. Обработка холодом (-70°С, 1 час) приводит к снижению остаточного аустенита до 9%. Ударная вязкость (КСИ) после закалки, обработки холодом и низкого отпуска - менее 1,0 Дж/см² (0,31; 0,38; 0,48).

Твёрдость после закалки с 1050°С, обработки холодом и низкого отпуска при температурах 100, 150 и 200 градусов имеет значения соответственно 60…61, 59…61, 57…59 HRC.

Срок службы элементов подшипника в процессе эксплуатации зависит от большого количества взаимосвязанных факторов, что обусловливает исключительную сложность условий их работы [3].

2. Требования к металлу открытой выплавки

Марганец, так же как и хром, способствует повышению твердости и сопротивляемости стали истиранию, но, кроме того, он необходим в стали и как раскислитель. Однако марганец вызывает рост зерна стали при нагреве, что ухудшает поведение ее при закалке.

Повышенное содержание марганца (0,9…1,2%) для стали ШХ15СГ выбрано по следующим соображениям. При нагреве под закалку карбиды марганца типа (Fe, Mn)₃C легко растворяются в аустените, в результате чего в твердый раствор переходит до 80% имеющегося в стали марганца. В связи с этим распад аустенита при охлаждении стали сильно замедляется, критическая скорость закалки уменьшается, а прокаливаемость стали увеличивается. Это позволяет закаливать массивные изделия в слабозакаливающих жидкостях (масло). Кроме того, при повышении в стали содержания марганца и кремния увеличивается количество и стабильность остаточного аустенита после закалки, что способствует уменьшению изменений размеров деталей подшипников в процессе службы, а также уменьшает склонность стали к короблению и трещинам при закалке с повышенных температур. Кроме того, сталь ШХ15СГ обладает более высокой прочностью при кручении и изгибе, большей сопротивляемостью износу и более высокой сопротивляемостью контактной усталости, чем сталь ШХ15.

Сталь ШХ15СГ обладает и рядом недостатков, а именно - она имеет большую загрязненность оксидными включениями и часто худшую макроструктуру главным образом вследствие повышенного содержания в ней кремния.

Кремний присутствует в стали прежде всего как раскислитель. При пониженном содержании кремния в кристаллизующемся слитке происходит взаимодействие растворенных в металле кислорода и углерода с образованием окиси углерода, не полностью успевающей удалиться из слитка. При этом слитки получаются неплотными, пораженными пузырями.

Ограничение в содержании никеля вызвано тем, что при его присутствии снижается твердость закаленной стали.

Увеличение содержания фосфора в стали вызывает рост зерна при нагреве и повышение хрупкости стали, что в свою очередь приводит к увеличению чувствительности деталей подшипников к динамическим нагрузкам и развивает склонность металла к закалочным трещинам. Сталь с повышенным содержанием фосфора обладает низкой прочностью на изгиб, поэтому содержание фосфора в стали резко ограничивается.

Отрицательное влияние серы на качество шарикоподшипниковой стали проявляется прежде всего в увеличении количества и размеров сульфидных включений. Выход сульфидных включений на рабочую поверхность или залегание их под тонким слоем металла беговых дорожек колец подшипников заметно снижает износостойкость деталей подшипников. Кроме того, микропоры в стали часто располагаются у сульфидных включений, что свидетельствует о пониженной прочности и пластичности участков металла, загрязненных сульфидами, при повышенных температурах.

Чрезвычайно вредным для шарикоподшипниковой стали является также повышение содержания в ней газов: кислорода, азота и водорода. Увеличение содержания кислорода влечет за собой ухудшение макроструктуры металла и повышение содержания в нем оксидных включений. Этот вопрос будет подробно рассматриваться ниже в соответствующих разделах книги. Относительно влияния на качество шарикоподшипниковой стали водорода и азота систематизированных и подробных данных пока нет. Однако не подлежит сомнению, что необходимо всеми мерами стремиться снижать содержание водорода в стали, поскольку шарикоподшипниковая сталь является сильно флокеночувствительной, а водород в конечном итоге является исходной причиной образования флокенов. С увеличением содержания водорода понижается предел прочности, удлинение, сужение и ударная вязкость стали.

При выплавке шарикоподшипниковой стали предъявляют повышенные требования по содержанию влаги и серы, вследствие высокой флокеночувствительности этой стали и вредного влияния на ее качество сульфидных включений. Содержание влаги в извести, плавиковом шпате и железной руде не должно быть более 1%, а содержание серы в извести не более 0,1%. Известь применяют свежеобожженную кусковую, а железную руду и плавиковый шпат в прокаленном состоянии.

Количество выгоравшего за время окислительного периода углерода рекомендовалось иметь не менее 0,4%, но практически оно составляло часто 0,5…0,6%, что обусловливало большую продолжительность окислительного периода (1 час…1 час. 40 мин.).

Содержание марганца в процессе окисления, как правило регламентировалось, исходя из ошибочного представления о его предохранительном действии против переокисления металла, и поддерживалось на уровне 0,2% часто с помощью присадок ферромарганца [3].

Используя все преимущества ЭШП, разработку технологии переплава ведут таким образом, чтобы в возможно большей степени подавить ликвационные процессы при кристаллизации этих сталей, обеспечить максимальную плотность и однородность структуры и чистоту металла по неметаллическим включениям.

3. Анализ технологии выплавки стали

Выплавка подшипниковой стали должна производиться:

а) на углеродистых отходах с окислениями окатышами (рудой), с обработкой металла в ковше шлаком пониженной основности и продувкой аргоном или азотом;

б) переплавом легированных отходов с окислением кислородом, с обработкой с обработкой металла в ковше шлаком пониженной основности и продувкой ароном;

в) на углеродистых отходах с окислением окатышами (рудой) или переплавом легированных отходов с кислородом с обработкой металла в ковше твердыми шлакообразующими смесями;

Выплавку исходного металла для последующего переплава методом ЭШП или ЭШП+ВДП производить:

а) на углеродистых отходах с окислением окатышами (рудой) и обработка металла в ковше печным основным шлаком;

б) с обработкой металла металла в ковше твердыми шлакообразующими.

В настоящее время большинство выплавляемых шарикоподшипниковых сталей подвергается вакуумированию на агрегатах VD или RH.

Применение данной обработки направлено на удаление из стали в первую очередь не металлических включений.

Удаление включений. Интенсивное перемешивание металла пузырями выделяющихся при вакуумировании газов обеспечивает также удаление в результате флотации части неметаллических включений, «прилипших» к пузырям газа и уносимых вверх, в шлак. Для того чтобы прилипание неметаллических включений к поднимающимся пузырям газа совершилось, необходимо, чтобы смачиваемость газового пузыря неметаллическим включением была лучше, чем смачиваемость этим же неметаллическим включением металла.

В результате выделения большого количества газовых пузырей в процессе обработки вакуумом металл перемешивается, становится более однородным, выравниваются его состав и температура. В тех случаях, когда металл содержит повышенные концентрации примесей цветных металлов (свинец, сурьма, олово, цинк и др.), определенная часть их при обработке вакуумом испаряется.

4. Разработка технологии ЭШП стали марки ШХ15СГ

4.1 Требования к исходным материалам для ЭШП

Выплавка исходного металла для ЭШП производится по действующим на заводе технологическим инструкциям.

Выплавка исходной стали для ЭШП производится в ДСП-100 на углеродистой шихте с полным окислением.

Выплавка исходного металла должна производится по суженым внутризаводским пределам химического состава стали. Максимальное содержание фосфора должно быть ниже верхнего предела на 0,004%.

Запрещается назначать на ЭШП металл с предельным содержанием элементов химического состава, кроме случаев, предусмотренных таблицей суженных пределов.

Назначение плавок для изготовления расходуемых электродов производится ОТК, производственным отделом и подтверждается начальником химической лаборатории при выпуске анализной карточки.

Плавки, имеющие отклонения от установленной технологии могут быть назначены на ЭШП с разрешения главного инженера завода.

4.2 Требования к расходуемым электродам

Для изготовления расходуемых электродов применяем заготовки, отлитые на МНЛЗ.

Кривизна расходуемого электрода не должна превышать 5 мм на метр длины, и не более 25 мм на всю длину электрода.

Не допускается наличие на поверхности электродов свищей и шлаковых включений размером более 10 мм, рванин, поперечных трещин, плен, продольных трещин и других признаков отслаивания шириной более 10 мм.

С целью удаления остатков жидкого стекла после торцовки на пилах анодно-механической резки электроды с МНЛЗ должны прокаливаться при температуре 300…400є С с выдержкой при этой температуре не менее 3 часов.

При наличие поверхностных пузырей глубиной более 10 мм электроды подвергаются термообработке по установленной технологии.

Электроды с МНЛЗ стали ШХ15СГ допускается переплавлять без сплошной предварительной зачистки или обдирки после удаления недопустимых дефектов поверхности.

После удаления дефектов глубина выточек на электродах не должна превышать 20% размера стороны квадрата.

Электроды, отлитые на МНЛЗ с использованием «холодильников», допускается переплавлять донной частью вниз без удаления «ласточкиного хвоста», при этом торцы электродов должны быть очищены от асбеста.

Электроды с МНЛЗ, имеющие закрытую усадочную раковину, при отсутствии шлака на торце головной части допускаются к ЭШП без торцовки головной части. При наличии на торце головной части электрода шлака производится обрезь этой части, с расчётом оставления усадочных пустот общей площадью не более 10% от площади сечения электрода.

Литые заготовки для расходуемых электродов принимаются при наличии карточки химического состава и горячего клейма на каждом электроде (марка стали и номер исходной плавки), накладной цеха поставщика.

Характеристики электродов (марка стали, номер плавки, масса, диаметр, количество), заносятся в специальный журнал приёмки металла и потверждаются подписями фабрикатора или бригадира шихтового пролета.

4.3 Требования, предъявляемые к флюсу

Одним из основных материалов, необходимых для ведения процесса электрошлакового переплава является флюс.

В целом требования, предъявляемые к флюсам, можно разделить на две основные группы: технологические и металлургические.

К технологическим требованиям можно отнести следующие:

1) легкое возбуждение и высокую стабильность электрошлакового процесса;

2) возможность обеспечения умеренных скоростей наплавления слитка с целью получения осевой направленности кристаллизации;

3) минимальный удельный расход электроэнергии;

4) хорошее формирование поверхности слитка и легкую отделимость от нее шлаковой корочки;

5) неизменность состава шлака при длительном его хранении и в процессе электрошлакового переплава.

6) минимальные трудности при изготовлении шлака, в том числе при выплавке, дроблении и т.п.

К основным металлургическим требованиям относятся:

1) минимальная окислительная способность;

2) высокая обессеривающая способность;

3) высокая способность очищать металл от неметаллических включений и газов;

4) хорошая защита расплавленного металла от влияния атмосферы воздуха.

К перечисленным требованиям следует добавить, что шлаки для электрошлакового переплава по возможности не должны содержать дорогих и дефицитных компонентов.

Все эти требования на практике зачастую вступают в противоречие и создать шлаки, полностью им отвечающие, практически невозможно. Тем не менее, в каждом конкретном случае можно подобрать такой шлак, который будет отвечать наиболее важным требованиям.

Для выплавки подшипниковой марки стали ШХ15СГ используем флюс АНФ-1П.

Химический состав флюса АНФ - 1П представлен в таблице 2.

Таблица 2. Химический состав флюса АНФ - 1П (по ТУ 14-1-1948-77)

Соединения	CaF2	Al2O3	CaO	SiO2	C	FeO	S	P
%	92,78	1,5	3,0	2,0	0,1	0,5	0,05	0,02

Высокое содержание CaF₂, предаёт ему следующие положительные свойства:

- Высокая рафинирующая способность данного флюса позволяет эффективно удалять газы, различные неметаллические включения, серу и другие вредные примеси за счёт высокой поверхностной активности CaF₂;

- Защиту легирующих примесей металлической ванны от окисления.

- Флюс АНФ-1П обеспечивает равномерное распределение элементов по всему объему слитка, так как не содержит легковосстановимых оксидов.

Расплавление флюса производится в специальной электрической печи, имеющей угольную футеровку с последующей заливкой его в кристаллизатор.

После расплавления флюс сливают в ковш и транспортируют к электрошлаковой печи.

Заливку флюса производят через специальное нижнее заливное устройство, это исключает разбрызгивание.

4.4 Подготовка установки электрошлакового переплава к плавке

Перед началом плавки кристаллизатор и поддон очищается от шлака, корольков металла и нагара. Проверяется состояние кристаллизатора. Деформация стенок кристаллизатора должна исключать зависание в нем слитка. На поддоне не должно быть выбоин. Кривизна поддона не должна превышать 4 мм. Влага на поддоне и на внутренней стенке кристаллизатора не допускается.

Рекомендуемая температура охлаждающей воды на входе 15…25° на выходе не более 60°.

После проверки кристаллизатора и поддона проверяют исправность механического, электрического оборудования печи и работу вентиляционной системы.

Электроды закрепляют в электрододержателе, обеспечивают контакт с токоведущей сетью и корректировку их положения относительно кристаллизатора и поддона.

4.5 Проведение электрошлаковой плавки

В момент, когда уровень шлака, заливаемого в кристаллизатор, приблизится к заданному, в цепи расходуемого электрода начинает протекать ток. В этот момент заливку шлака прекращают. Характерным признаком появления дуги служит снижение силы тока и гудение (клокотание) внутри кристаллизатора.

Для получения металла высокого качества необходимо обеспечить бездуговой режим растекания тока по шлаку, который характеризуется соответствующим положением конца электрода в ванне.

Оптимальная форма оплавляющейся части электрода представляет собой правильный конус. Высота конуса контролируется при ЭШП слитка плавки и должна быть 60…80 мм. При наплавлениие остальных слитков плавки конус сплавляется путем оставления огарков электродов в шлаковой ванне.

Следует работать на дифференцированном электрическом режиме, предусматривающем изменение рабочей силы тока и напряжения по ходу плавки, так как по мере наплавления слитка вследствие уменьшения длины расходуемого электрода уменьшается активное и индуктивное сопротивление короткой сети печи.

Чтобы получить высококачественный металл следует производить плавное уменьшение вводимой мощности путем изменения силы тока и напряжения. Это позволит обеспечить заданные скорости наплавления слитка при оптимальных форме и глубине металлической ванны.

С целью предупреждения усадочных явлений в верхней части электрошлаковых слитков следует за 30 мин проводить плавное снижение силы тока до 16 кА с одновременным уменьшением напряжения. Последующую подпитку производить за счёт сплавления погруженной в шлак части электрода при отключенной подаче.

Окончание плавки производят следующем образом: прекращают подачу электрода, при этом питание установки не отключают. Электрод выдерживают до полного оплавления погруженной в шлак части, что сопровождается постепенным снижением силы тока до нуля и появлением дуговых разрядов между торцами электрода и поверхностью шлаковой ванны. Затем электрододержатель поднимают до вывода огарка электрода из кристаллизатора, напряжение отключают.

Рациональное программирование электрического режима ЭШП на стадии окончания плавки позволяет получить практически горизонтальную поверхность верхней части слитка.

4.6 Охлаждение слитков ЭШП

Выдержка слитков стали ШХ15СГ после окончания переплава должна составлять один час.

После того как в рабочей полости кристаллизатора не осталось жидкой фазы, способной выливаться, производят извлечение готового слитка из кристаллизатора.

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

После извлечения из кристаллизатора осматривается поверхность слитков. Слитки клеймятся номером плавки, номером слитка.

После клеймения слитки измеряются и должны взвешиваться. Результаты заносятся в плавильную карту.

Электрошлаковые слитки перед отгрузкой из ЭСПЦ должны дополнительно маркироваться маркой стали нанесением краски со стороны головной части.

4.7 Контроль качества слитков

Слитки, имеющие в деловой части дефекты в виде «электропробоев» или 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.

4.8 Техника безопасности

При выполнении работ, связанных с подготовкой и использованием материалов, механизмов электрошлакового переплава, инструмента и приспособлений, а также выполнении технологических операций при выплавке сталей и сплавов в электрошлаковых печах и выпуске их в ковш, должны соблюдаться требования инструкций по безопасности труда для подручных сталеваров и сталеваров электрошлакового переплава электросталеплавильного цеха [4].

5. Выбор оборудования и расчет технологических параметров

Процесс электрошлакового переплава эффективно протекает на переменном токе промышленных частот и в основу практически всех промышленных установок электрошлакового переплава положены возможные электрические схемы одно-трёхфазного переменного тока.

Наибольшее распространение получили однофазные электрошлаковые печи. Для питания данного типа печей используют мощные однофазные трансформаторы с регулируемым напряжением. Подключение печи к трансформатору осуществляется по схеме электрод-поддон. Отличительной особенностью таких печей является их простота и большая надёжность, высокое качество и поверхность слитков. На печах работающих по данной схеме выплавляют передельные слитки квадратного и круглого сечений массой преимущественно до 5 тонн.

Для существующих однофазных печей характерно значительное изменение электрического режима по ходу переплава, вызванное изменением электрического сопротивления печного контура и отдельных его элементов, электромагнитных свойств расходуемых электродов, это вызывает необходимость внесения по ходу плавки корректив в режим переплава, т.е. ведение режима электрошлакового переплава в так называемом дифференцированном режиме.

Для переплава стали ШХ15СГ в данном курсовом проекте выбрана однофазная монофилярная печь ОКБ-1111 с получением слитка квадратного сечения.

5.1 Определение геометрических размеров рабочего пространства

Расчет определяющего размера сечения слитка

Основным параметром печей электрошлакового переплава. Предназначенных для переплава расходуемых электродов с целью получения стальных слитков, является масса слитка m. Геометрические размеры такого слитка определяют по соотношению:

, (1)

где - длина слитка, м;

- определяющий размер сечения слитка, м

Определяющий размер поперечного сечения слитка равен:

, (2)

где m - масса слитка, т;

d - плотность стали, d=7,8 т/м³;

н - коэффициент формы слитка.

м

Расчёт определяющего размер кристаллизатора

Геометрические размеры кристаллизатора определяют с учетом линейной усадки при кристаллизации и охлаждении равна:

, (3)

где - коэффициент линейной усадки при кристаллизации ;

Д_г - толщина гарнисажа, Д_г= 0,002 м;

м

Принимаем кристаллизатор с сечением м. В таком кристаллизаторе слиток будет иметь размеры:

м, (4)

м, (5)

по формуле (1):

,

что соответствует для условию для сортовых слитков.

Относительный зазор между электродами и стенкой кристаллизатора принимаем равным:

Определим сторону квадратного сечения электрода по формуле:

; (6)

м;

м

Принимаем сторону квадратного сечения электрода равной 0,3 м.

Определяем коэффициент заполнения слитка:

, (7)

где - площадь поперечного сечения электрода,

- площадь поперечного сечения слитка.

.

Коэффициент заполнения кристаллизатора:

, (8)

где - среднее сечение кристаллизатора, м²

Длина оплавляемой части электрода равна:

м. (9)

Принимаем длину оплавляемой части электрода равной 4,3 м.

Для проверки расчета определим длину через заданную массу слитка:

м.

Полная длина электрода определяется по формуле:

, (10)

где - длина оплавляемой части электрода, м;

- длина неоплавляемой части электрода, м;

l' - огарок

м

Принимаем длину электрода равной 5,9 м.

Масса жидкого шлака:

, (11)

где - масса шлака, кг;

- коэффициент кратности шлака ;

- масса слитка, кг

кг

При этом объем шлаковой ванны без электродов равен:

, (12)

где - плотность жидкого шлака, т/м³;

- объём шлака, без погруженных в него электродов, м³

м³.

Объём шлака с погруженными в него электродами:

, (13)

где - высота заглубления электрода в шлак, м;

- площадь поперечного сечения электрода, м²;

- площадь поперечного сечения кристаллизатора, м²

; (14)

м.

Из формулы (13) найдём :

м.

С учётом электрофизических особенностей электрошлакового переплава:

; (15)

,

что соответствует условию (15).

Высоту кристаллизатора-изложницы находим по формуле:

, (16)

где ?l - высота, учитывающая наличие сальникового уплотнения в верхней части кристаллизатора, принимается равной 150 мм [5]

м.

5.2 Тепловой расчёт

, (17)

где - рабочий ток печи, кА;

- мощность теплогенерации в шлаковой ванне, кВт;

- сопротивление шлака, мОм.

В общем виде тепловой баланс шлаковой ванны может быть представлен следующим уравнением:

, (18)

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

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

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

Р_исп -тепловой поток, теряемый при испарении шлака, кВт;

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

Р_изл.эл - тепловой поток, излучаемый с поверхности электрода, кВт.

Полезное тепло, расходуемое на нагрев электрода до температуры плавления, сообщение металлу теплоты плавления и перегрев над точкой плавления:

P_пол = Р_эл = P_{пол эд} + P_{пол кш} + P_{пол в} = Q_m · W_у.т, (19)

где P_{пол эд} - мощность, расходуемая на плавление электрода, кВт;

P_{пол кш} - мощность, расходуемая на перегрев капли жидкого металла в шлаке;

P_{пол в-}мощность, расходуемая в жидкокристаллической ванне на перегрев металла, кВт;

Q_m - массовая скорость переплава расходуемого электрода, кг/с;

W_у.т - удельный теоретический расход энергии, кДж/кг.

Удельный теоретический расход энергии:

W_у.т = С_т.ср · (Т_с - Т_Y) + Л_ф + С_ж.ср · (Т_в - Т_л), (20)

где С_т.ср - средняя удельная теплоёмкость металла в твёрдом состоянии, С_т.ср = 0,6 МДж/(т · К);

С_жср - средняя удельная теплоёмкость металла в жидком состоянии, С_ж.ср = 0,82 кДж/кг;

Л_ф - скрытая теплота фазового перехода, Л_ф = 280 МДж/т;

Т_с - температура солидуса, К;

Т _л - температура ликвидуса, К;

Т_Y - температура поверхности расходуемого электрода, К;

Т_в - температура металла в жидком состоянии, К;

(Т_в - Т_л) - перегрев жидкого металла, поступающего в ванну, над температурой плавления (ликвидуса), составляющий при ЭШП 250 … 450 К в зависимости от температуры шлаковой ванны Т_шл.

(21)

где l_эд - длина электрода, м;

l_эд.ф - переменная длина расходуемого электрода, м.

Для определения температур солидуса и ликвидуса необходим химический состав переплавляемого электрода, который указан в таблице 3.

Таблица 3. Химический состав электрода

Элемент	С	Si	Mn	Ni	S	P	Cr	Cu
Содержание, %	1,00	0,55	1,10	0,20	0,01	0,02	1,50	0,15

Температура солидуса:

Т_с = Т_пл - ?{(Д Т_с)_i · [E]}, (22)

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

Т_пл - температура плавления железа, Т_пл = 1812К;

(Д Т_с)_i - снижение температуры плавления железа при содержании легирующего элемента 1%, К/%.

Тогда температура солидуса будет равна:

Т_с =1812 - (410·1,0 + 18,6·0,55 + 20·1,1 + 6,5·0,2 + 940·0,01 + 184·0,02 + + 4·1,5 + 8,9·0,15) = 1348,06 К

Температура ликвидуса:

Т_л = Т_пл - ?{(Д Т_л)_i · [E]}, (23)

где (ДТ_л)_i - снижение температуры плавления железа при содержании легирующего элемента 1%, К/%.

Тогда температура ликвидуса будет равна:

Т_л =1812 - (80,4·1,0 + 13,6·0,55 + 4·1,1 + 3,5·0,2 + 34·0,01 + 34·0,02 + 1,4·1,5 + + 4,3?0,15) = 1715,26 К

Тогда удельный теоретический расход энергии по формуле (20) будет равен:

W_{ут 1} = 0,6·(1348,06 - 202,32) + 280 + 0,82·300 = 1213,45 кДж/кг,

W_{ут 2} = 0,6·(1348,06 - 313,31) + 280+ 0,82·300 = 1146,85 кДж/кг,

W_{ут 3} = 0,6·(1348,06 - 454,34) + 280+ 0,82·300 = 1062,23 кДж/кг,

W_{ут 4} = 0,6·(1348,06 - 818,13) + 280+ 0,82·300 = 843,96 кДж/кг.

Массовая скорость переплава расходуемого электрода:

, (24)

где k - параметр, зависящий от теплофизических свойств переплавляемого металла, k = 0,33 кг/(с · м);

- определяющий размер слитка, м;

k_ф - коэффициент фронта кристаллизации, характеризующий условия кристаллизации слитка,

.

Тогда массовая скорость переплава расходуемого электрода будет равна:

Тогда полезное тепло определяем по формуле (19):

P_пол1 = 0,103 · 1213,45 = 124,98 кВт,

P_пол2 = 0,103 · 1146,85 = 118,13 кВт,

P_пол3 = 0,103 · 1062,23 = 109,41 кВт,

P_пол4 = 0,103 · 843,96 = 86,93 кВт.

Мощность, передаваемая на ванну жидкого металла от шлака:

Р_сл = 0,277•10^-3? б_шл •F•(T_шл - Т_м), (25)

где б_шл - коэффициент теплоотдачи от шлака к металлу; б_шл = 3,48 кВт/(м² •К);

F - площадь контакта между шлаком и металлом, м²; м²;

- температура поверхности шлака; Т_шл = 2099 К;

- температура поверхности металла; Т_м = 2034 К.

Тогда согласно формуле (25):

Р_сл = 0,277•10^-3• 3,48 •0,203•(2099-2034) = 0,013 кВт.

Мощность, передаваемая от шлака стенке кристаллизатора:

, (26)

где - определяющий размер кристаллизатора.

- высота шлака, м;

- температура плавления шлака, t_пл.шл = 1663 К;

t_к - средняя температура поверхности шлаковой корочки, К; t_к = 1023 К

л_шл - средняя теплопроводность шлака; л_шл = 4,64 Вт/(м·К);

д_шл - толщина слоя шлака, м; д_шл = 0,002 м

Тогда согласно формуле (26):

кВт.

Поток излучения с поверхности шлака:

, (27)

где - постоянная Стефана-Больцмана, ;

- степень черноты шлака; ;

- теплоотдающая поверхность;

м²

- температура поверхности шлака, Т_пов = 2099 К

кВт.

Поток излучения с поверхности электрода:

, (28)

где - степень черноты стали;

- температура поверхности электрода.

кВт,

кВт,

кВт,

кВт.

Тепло, теряемое с испарением шлака в ходе электрошлакового переплава определяется по формуле:

, (29)

где q - скрытая теплота испарения 8290 кВт/кг;

G - количество шлака, испаряющегося за плавку, которое составляет примерно 3% от общего веса загружаемого шлака:

Тогда согласно формуле (29):

кВт.

Тепловой баланс шлаковой ванны по формуле (18):

Р_ш1 = 124,98 + 0,013 + 948,259 + 86,673 + 0,03 + 43,378 = 1203,34 кВт,

Р_ш2 = 118,13 + 0,013 + 948,259 + 86,673 + 0,17 + 43,378 = 1196,62 кВт,

Р_ш3 = 109,41 + 0,013 + 948,259 + 86,673 + 0,75 + 43,378 = 1188,48 кВт,

Р_ш4 = 86,93 + 0,013 + 948,259 + 86,673 + 7,86 + 43,378 = 1173,12 кВт.

Расчет коэффициента полезного действия:

где P_зат - затраченная мощность.

Таблица 4. Результаты расчета теплового баланса

Приход	Расход	%
1203,33	Полезная мощность	124,98	10,39
	Мощность, передаваемая от шлака слитку, кВт	0,013	0,001
	Мощность, передаваемая от шлака к стенке кристаллизатора, кВт	948,259	78,80
	Поток излучения с поверхности шлака, кВт	86,673	7,20
	Поток излучения с поверхности электрода, кВт	0,03	0,002
	Тепло, теряемое при испарении шлака, кВт	43,378	3,60
1203,33	Итого	1203,33	100

5.3 Расчёт электрических параметров плавки

Электрическое сопротивление шлаковой ванны:

, (30)

где с - удельное сопротивление шлака, принимаем 4?10^-3 Ом?м

Ом.

Рабочий ток рассчитывают по уравнению:

, (31)

кА, кА,

кА, кА.

Рассчитаем напряжение в шлаковой ванне:

, (32)

В, В,

В, В.

Напряжение на приборе:

, (33)

где - падение напряжения на электроде составляет 1,5…2,0 В/м, или

В (34)

В, В,

В, В.

Мощность, подаваемая на электрод:

, (35)

Потери мощности в короткой сети составляют 5…5,5%, в трансформаторе 1,6…1,7%. Тогда сумма потерь равна 6,6…7,2%. С учётом этого:

кВт,

кВт,

кВт,

кВт.

Тогда мощность, снимаемая с трансформатора:

, (36)

кВт, кВт,

кВт, кВт.

а напряжение на трансформаторе:

, (37)

В, В,

В, В.

По мере оплавления электрода мощность на шлаковой ванне увеличивается, что приводит к увеличению скорости плавки. Для того, чтобы иметь постоянную скорость плавления, следует иметь постоянную мощность на шлаковой ванне. Поэтому рекомендуется после сплавления каждого метра электрода снижать напряжение на 2 В [1].

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 5.

Таблица 5. Данные для построения графика дифференцированного электрического режима ЭШП

№	Переменные величины
	lэд, м	Тэд, К	Wут, кДж/кг	Pпол, кВт	Pшл, кВт	Rшл, мОм	I, кА	Uт, В
1	5,9	202,32	1213,45	124,98	1203,34	0,008	12,26	117,68
2	3,1	313,31	1146,85	118,13	1196,62	0,008	12,23	117,39
3	2,7	454,34	1062,23	109,41	1188,48	0,008	12,19	117,03
4	1,5	818,13	843,96	86,93	1173,12	0,008	12,11	116,36

Время плавления 1 погонного метра электрода составит:

, (38)

м,

мин/м.

Общее время электрошлакового переплава составит 327 мин.

Время для выведения усадочной раковины 40 мин [6].

График электрического режима представлен на рисунке 1.

Рисунок 1. График электрического режима плавки

5.4 Материальный баланс плавки

Изменение металла по ходу электрошлакового переплава

Вес сплавляемой части электрода:

m_эд = а • b • l_эл • d, (39)

m_эд = 0,3 · 0,3 · 4,3 · 7800 = 3018,6 кг.

Таблица 6. Химический состав исходного металла, %

Материал	Масса	C	Si	Mn	Ni	S	P	Cr	Cu
На переплав	%	100	1,00	0,55	1,1	0,2	0,01	0,02	1,5	0,15
	кг	3019	30,19	16,60	33,21	6,04	0,30	0,60	45,29	4,53

При электрошлаковом переплаве происходит окисление (угар) элементов. Угар элементов обусловлен протеканием реакции:

х_R + y_О = у(О^2-) + х(R²⁺), (40)

то есть воздействием кислорода на легирующий элемент. Имеется 2 пути доставки кислорода к поверхности металлической ванны:

а) 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],

б) перенос кислорода элементами с переменной валентностью от газовой границы к жидкой металлической ванне

{O} > (O) > [O].

В процессе электрошлакового переплава электрод окисляется с поверхности.

Каждый метр поверхности соединяет 25 грамм кислорода.

Количество образующейся окалины на электроде равно:

m_FeO = (72 · 0,025 / 16) · 2· (a + b) · l_эл, (41)

где a и b - стороны электрода, м;

l_эл - длина оплавляемой части, м.

m_FeO = (72 · 0,025 / 16) · 2· (0,3 + 0,3) · 4,3 = 0,58 кг.

Для образования данного количества m_FeO потребуется кислорода из атмосферы:

m_O = 0,025 · (a + b) · l_эл = 0,025 · 2· (0,3 + 0,3) · 4,3 = 0,13 кг. (42)

Окислится железа:

m_Fe = m_FeO ? m_O, (43)

m_Fe = 0,58 ? 0,13 = 0,45 кг.

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

То есть железо возвращается в жидкую металлическую ванну.

Конечное содержание FeO во флюсе АНФ-1П:

m_{FeO шл} = 0,15 · m_шл / 100 = 0,15 · 150 / 100 = 0,225 кг (44)

Перейдет в слиток железа:

, (45)

где х - количество FeO в исходном (до переплава) шлаке

кг.

Совместно с железом перейдёт кислорода:

, (46)

кг

В шлак перейдет железа:

m_{Fe шл} = m _FeOшл · 56 / 72, (47)

m_{Fe шл} = 0,225 · 56 / 72 = 0,175 кг.

Совместно с железом в шлак перейдет кислорода:

m_{О шл} = m _FeOшл · 16 / 72, (48)

m_{О шл} = 0,225 · 16 / 72 = 0,05 кг.

Расчёт количества элементов, окисляющихся по ходу электрошлакового переплава.

Считаем, что содержание С и Р не изменяется в течение переплава. Количество окислившегося элемента:

m_[R] = (m_эд · [R%] · Y) / (100 ·100), (49)

где m_эд ? масса переплавляемого электрода;

Y ? угар элемента;

R% ? процентное содержание элемента.

Количество кислорода, необходимое для окисления:

m_O = m_[R] · M_(O2) / M_[R], (50)

где M_(O2) ? молекулярная масса кислорода в образовавшемся оксиде;

M_[R] ? молекулярная масса окислившегося элемента.

Элементы окисляются по следующим реакциям:

Угар легирующих элементов в процессе плавки представлен в таблице 7.

Таблица 7. Угары элементов

Элемент	Si	Mn	S
Угар, %	20,0	3,0	50,0

Количество окислившегося элемента равно по формулам (49, 50):

кг, кг,

кг, кг,

кг, кг.

Таблица 8. Вес слитка, кг

Приход	Расход
1. Вес сплавляемой части электрода: mэд = 3019 кг; 2. Переходит железа в слиток: mFe сл = 0,859 кг; Итого: 3019,859 кг.	1. Окислится железа: mFe = 0,45 кг; 2. Окислится кремния: mSi = 3,321 кг; 3. Окислится марганца: mMn = 0,996 кг; 4. Окислится серы: mS = 0,151 кг; Итого: 4,918 кг.

Фактический вес слитка:

m_сл = 3019,859 - 4,918 = 3014,941 кг.

Выход годного:

% = (m_сл / m_эд) · 100%, (51)

% = (3014,941/3019,859) · 100% = 99,84%

Таблица 9. Химический состав стали марки ШХ15СГ после электрошлакового переплава

Элемент	C	Si	Mn	Ni	S	P	Cr	Cu
%	1,00	0,44	1,07	0,20	0,005	0,02	1,50	0,15
кг	30,19	13,28	32,21	6,04	0,15	0,60	45,29	4,53

Расчет производили по формулам:

m_{ме с}= m_{Ме ис} - m_{Ме ок,} (52)

% = m_{ме с}·100% /(G_э-?m_I), (53)

Изменение флюса в процессе электрошлакового переплава.

Химический состав исходного флюса представлен в таблице 10.

Таблица 10. Химический состав исходного флюса АНФ-1П

Соединения	CaF2	Al2O3	CaO	SiO2	FeO	S	Р
%	100	92,78

Подобные документы

• Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ШХ4

  Химический состав и назначение стали марки ШХ4. Требования к металлу открытой выплавки. Требования к исходному металлу для электрошлакового переплава. Расчет геометрических размеров электрода и кристаллизатора. Расчет материального баланса плавки.
  
  курсовая работа [266,8 K], добавлен 07.07.2014
  

• Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ЭИ 961

  Структура, химический состав и назначение стали марки ЭИ 961. Выплавка металла в мартеновской, электродуговой и индукционных печах. Технология электрошлакового переплава стали и контроль качества слитков. Требования к расходуемым электродам и флюсам.
  
  дипломная работа [315,7 K], добавлен 07.07.2014
  

• Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ХН75МБТЮ с получением слитка 1,25 т

  Химический состав, назначение сплава марки ХН75МБТЮ. Требования к металлу открытой выплавки. Разработка технологии выплавки сплава марки. Выбор оборудования, расчет технологических параметров. Материальный баланс плавки. Требования к дальнейшему переделу.
  
  курсовая работа [294,9 K], добавлен 04.07.2014
  

• Разработка технологии выплавки стали ШХ15 в открытой дуговой печи

  Описание электропечи и установки внепечной обработки. Определение производительности участка. Изучение технологии выплавки и разливки шарикоподшипниковой стали. Подготовка печи к плавке. Расчет металлошихты, расхода ферросплавов для легирования стали.
  
  курсовая работа [760,3 K], добавлен 21.03.2013
  

• Производство стали

  Особенности технологии выплавки стали. Разработка способов получения стали из чугуна. Кислородно-конвертерный процесс выплавки стали. Технологические операции кислородно-конверторной плавки. Производство стали в мартеновских и электрических печах.
  
  лекция [605,2 K], добавлен 06.12.2008
  

• Разработка технологии выплавки, внепечной обработки и разливки заданной марки стали

  Характеристика заданной марки стали и выбор сталеплавильного агрегата. Выплавка стали в кислородном конвертере. Материальный и тепловой баланс конвертерной операции. Внепечная обработка стали. Расчет раскисления и дегазации стали при вакуумной обработке.
  
  учебное пособие [536,2 K], добавлен 01.11.2012
  

• Разработка технологии выплавки стали 35ХМЛ

  Механические свойства легированной конструкционной стали 35ХМЛ. Подбор шихты и определение среднего состава стали для расчета содержания основных компонентов. Описание технологии выплавки стали в кислой и основной электродуговых печах с окислением.
  
  курсовая работа [1,1 M], добавлен 08.11.2013
  

• Разработка технологии выплавки низко- и среднелегированных сталей с пониженным содержанием азота

  Анализ технологических параметров выплавки стали на разных предприятиях. Содержание азота в стали, выплавленной в ОАО "Уральская Сталь". Структура управления и экономика производства электросталеплавильного цеха. Экологическая характеристика предприятия.
  
  дипломная работа [4,0 M], добавлен 01.11.2010
  

• Технологический расчет выплавки стали марки 09Г2С в ДСП-80

  Расчёт технологии выплавки стали ёмкостью 80 тонн, химический состав металла по периодам плавки. Соотношения в составе шихты: лома и чугуна, газообразного кислорода и твердого окислителя, в виде железной руды. Количество и состав шлака, расход извести.
  
  курсовая работа [222,0 K], добавлен 08.06.2016
  

• Перспективные методы производства стали

  Классификация и маркировка стали. Характеристика способов производства стали. Основы технологии выплавки стали в мартеновских, дуговых и индукционных печах. Универсальный агрегат "Conarc". Отечественные агрегаты ковш-печь для внепечной обработки стали.
  
  курсовая работа [2,1 M], добавлен 11.08.2012
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам