Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ЭИ 961
Химический состав, назначение стали марки ЭИ 961. Требования к металлу открытой выплавки. Выплавка в мартеновской, в электродуговых, в индукционных печах. Технология электрошлакового переплава. Выбор оборудования и расчет технологических параметров.
| Рубрика | Производство и технологии |
| Вид | курсовая работа |
| Язык | русский |
| Дата добавления | 04.07.2014 |
| Размер файла | 490,1 K |
Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже
Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
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
5.2.1 Определение полезной мощности
Pпол = Pпол эд + Pпол кш + Pпол в = Qm · Wу.т , (27)
где Pпол эд мощность, расходуемая на плавление электрода, кВт;
Pпол кш мощность, расходуемая на перегрев капли жидкого металла в шлаке;
Pпол в мощность, расходуемая в жидкокристаллической ванне на перегрев металла, кВт;
Qm массовая скорость переплава расходуемого электрода, кг/с;
Wу.т удельный теоретический расход энергии, кДж/кг.
Удельный теоретический расход энергии:
Wу.т = Ст.ср · (Тс - ТY) + Лф + 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;
Лф 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),
Лф = 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
|
Элемент |
С |
Si |
Mn |
Cr |
Ni |
W |
V |
S |
P |
Mo |
|
|
Содержание |
0,13 |
0,5 |
0,5 |
11 |
1,6 |
1,8 |
0,25 |
0,025 |
0,025 |
0,45 |
Температура солидуса:
Тс = Тпл ?{(Д Тс)i · [E]}, (30)
где [E] содержание легирующего элемента в металлошихте, %;
Тпл температура плавления железа, Тпл = 1812К;
(ДТс)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 ?{(Д Тл)i · [E]}, (31)
где (ДТл)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:
Wут 1 = 0,55 · (1651 202,32) + 280 + 0,65 ·300 = 1245,87 кДж/кг,
Wут 2 = 055 · (1651 266,91) + 280+ 0,65 ·300 = 1210,34 кДж/кг,
Wут 3 = 0,55 · (1651 381,94) + 280+ 0,65 · 300 = 1147,08 кДж/кг,
Wут 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:
k = 0,27 кг/(с · м)
kф = 1,2
Тогда массовая скорость переплава расходуемого электрода будет равна:
Тогда:
Pпол1 = 0,079 · 1245,87 = 97,84 кВт,
Pпол2 = 0,079 · 1210,34 = 95,05 кВт,
Pпол3 = 0,079 · 1147,08 = 90,08 кВт,
Pпол4 = 0,079 · 994,88 = 78,13 кВт.
5.2.2 Определение тепловых потерь
Мощность передаваемая от шлака к слитку, кВт:
Рсл = 277 ? 10-3 ? бшл ? F ? (Тшл - Тм ), (33)
где бшл коэффициент теплоотдачи от шлака металлу;
F площадь контакта между шлаком и металлом, м2;
Тшл температура шлака, К;
Тм температура поверхности металла, К.
Принимаем:
бшл = 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 у - постоянная излучения абсолютно черного тела, Вт/(м2 · К4);
е шл степень черноты шлака;
(Fкр Fэл ) площадь теплоотдачи поверхности, м2;
Тпов температура поверхности шлака.
Принимаем:
у = 5,67 ? 10-8 Вт/(м2 · К4), е 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 ? е ст ? у ? Fэл ? (Ту)4, (37)
где Fэл поверхность расходуемых электродов, м2;
Тпов температура поверхности электрода, К;
е ст степень черноты стали.
Принимаем:
е ст = 0,8;
F 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;
у количество шлака, испаряющегося за плавку, которая составляет ~3 % от общего веса шлака, кг.
Принимаем:
q = 8290 кДж/кг,
у = 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
|
Приход |
Расход |
|||
|
371,825 |
кВт |
% |
||
|
Полезная мощность |
97,837 |
26,31 |
||
|
Мощность, передаваемая слитку от шлака |
4,747 |
1,28 |
||
|
Мощность, передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора |
202,252 |
54,39 |
||
|
Поток излучения с поверхности шлака |
57,914 |
15,58 |
||
|
Поток излучения с поверхности электрода |
0,398 |
0,11 |
||
|
Мощность, теряемая при испарении шлака |
8,676 |
2,33 |
||
|
371,825 |
Мощность, выделяемая в шлаковой ванне |
371,825 |
100 |
5.3 Расчёт электрических параметров ЭШП
Определение активного электрического сопротивления шлаковой ванны
, (39)
где ;
;
k3=1
сшл удельное сопротивление шлака; для флюса АНФ6 сшл = 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;
ст удельное электрическое сопротивление расходуемых электродов, Ом • м;
ст = f (13Х11Н2В2МФ; Тэд )
ст1 = 40 • 10-8 Ом • м, при Тэд = 202,32 К;
ст2 = 46• 10-8 Ом • м, при Тэд = 266,91 К;
ст3 = 58 • 10-8 Ом • м, при Тэд = 381,94 К;
ст4 = 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);
(мr )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 = 2рf [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 величины |
|||||||||
|
lэд ,м |
Тэд , К |
Rэд, мОм |
Xэд, мОм |
Wут , кДж/кг |
Pпол , кВт |
Pшл , кВт |
Rшл , мОм |
U2,В |
||
|
1 |
5,7 |
202,317 |
0,281 |
0,0021 |
1245,870 |
97,837 |
371 |
6,045 |
49,59 |
|
|
2 |
4,4 |
266,913 |
0,233 |
0,0016 |
1210,340 |
95,047 |
369 |
6,045 |
49,02 |
|
|
3 |
3,1 |
381,941 |
0,185 |
0,0011 |
1147,080 |
90,080 |
364 |
6,045 |
48,32 |
|
|
4 |
1,8 |
658,659 |
0,130 |
0,0007 |
994,880 |
78,127 |
352 |
6,045 |
47,13 |
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.
|
Элемент |
С |
Si |
Mn |
Cr |
Ni |
W |
Mo |
V |
S |
P |
|
|
Нижний предел |
0,10 |
н.б. |
н.б. |
10,5 |
1,50 |
1,60 |
0,35 |
0,18 |
н.б. |
н.б. |
|
|
Верхний предел |
0,16 |
0,6 |
0,6 |
12,0 |
1,80 |
2,00 |
0,50 |
0,30 |
0,025 |
0,030 |
Химический состав электрода, предназначенного для ЭШП представлен в таблице 9.
Таблица 7 Химический состав электрода
|
Элемент |
С |
Si |
Mn |
Cr |
Ni |
W |
V |
S |
P |
Mo |
|
|
Содержание |
0,13 |
0,5 |
0,5 |
11 |
1,6 |
1,8 |
0,25 |
0,025 |
0,025 |
0,45 |
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]
5.4.1 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 = 41,93г.
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 АНФ6
, (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],
3(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
|
Элемент |
Si |
Мn |
Cr |
Ni |
V |
Mo |
W |
S |
|
|
Угар |
10 |
3 |
0,7 |
0 |
0 |
0 |
5 |
50 |
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+0,1120,147) = 1524,641 кг
Выход годного тогда составит:
(64)
%
Таблица 9
|
Приход |
Расход |
|
|
Масса оплавляемой части электрода 1528,000кг |
1 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 кг |
3,921кг |
5.4.2 Изменение химического состава флюса в процессе ЭШП
Химический состав исходного флюса представлен в таблице 12.
Таблица 10 Химический состав флюса АНФ6
|
Соединения |
CaF2 |
СаО |
SiO2 |
Al2O3 |
FeO |
S |
TiO2 |
C |
Р |
|
|
% |
63,79 |
6 |
2 |
28 |
0,04 |
0,03 |
0,04 |
0,07 |
0,03 |
|
|
кг |
19,137 |
1,8 |
0,6 |
8,4 |
0,012 |
0,009 |
0,012 |
0,021 |
0,009 |
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:
2CaF2 + 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 13.
Таблица 11 Состав флюса после ЭШП
|
Состав |
CaF2 |
СаО |
SiO2 |
МnO |
Cr2O3 |
TiO2 |
|
|
% |
55,534 |
4,611 |
3,448 |
0,866 |
5,031 |
0,035 |
|
|
кг |
18,981 |
1,576 |
1,179 |
0,296 |
1,720 |
0,012 |
|
|
FeO |
S |
Al2O3 |
С |
Р |
WO3 |
Всего |
|
|
0,719 |
0,018 |
24,577 |
0,061 |
0,026 |
5,073 |
100,0 |
|
|
0,246 |
0,006 |
8,400 |
0,021 |
0,009 |
1,734 |
34,179 |
Таблица 12 Состав металла после ЭШП
|
Элементы |
С |
Si |
Mn |
Cr |
Ni |
W |
|
|
кг |
1,987 |
6,878 |
7,413 |
166,953 |
24,455 |
26,137 |
|
|
% |
0,130 |
0,451 |
0,486 |
10,950 |
1,604 |
1,714 |
|
|
V |
S |
P |
Mo |
Fe |
У |
||
|
3,821 |
0,191 |
0,382 |
6,878 |
1276,256 |
1524,680 |
||
|
0,251 |
0,013 |
0,025 |
0,451 |
83,707 |
100 |
На гарнисаж расходуется до 20 % получаемого флюса или 6,836 кг. В таблице 19 приведен материальный баланс всей плавки.
Таблица 13 Материальный баланс всей плавки
|
Израсходовано |
Получено |
|
|
1 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.
3. 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.
4. 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 25тонной электродуговой печи с последующем 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.
Библиографический список
1) Латаш Ю.В., Медовар Б.И. Электрошлаковый переплав. - М.:Металлургия, 2011. - 240 с.
2) ГОСТ 5632-72 Стали высоколегированные и сплавы коррозионностойкие, жаростойкие и жаропрочные
3) Масленков С.Б. Жаропрочные стали и сплавы. М.:Металлургия, 2009. 192 с.
4) Г.М. Бородулин, Е.И. Мошкевич Нержавеющая сталь. М.:Металлургия, 1973. 319 с.
5) А.Г. Глебов Е.И. Мошкевич Электрошлаковый переплав. М.:Металлургия, 2010. 343 с.
6) Ф.Ф. Химушин Жаропрочные стали и сплавы. М.:Металлургия, 1969, 2-е изд., 752 с.
7) Технологическая инструкция ЗМК-ЭШП. Электрошлаковый переплав стали и сплавов. 2001. 24 с.
8) Глебов А.Г., Машкевич Е.И. Электрошлаковый переплав. - М.:Металлургия, 1985. - 343 с.
9) Егоров А.В. Расчет мощности и параметров электропечей черной металлургии: Учеб. пособие для вузов М.: Металлургия, 2011. - 280 с.
10) Технологические инструкции ВДП сталей и сплавов ЗМЗ-ВДП Златоуст 2008
Размещено на Allbest.ru
Подобные документы
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 07.07.2014Химический 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 07.07.2014Химический 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 04.07.2014Характеристика 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 01.11.2012Аустенитные и азотосодержащие коррозионно-стойкие стали: способы получения, технология производства, выплавка, термомеханическая обработка, основные свойства. Метод электрошлакового переплава металлических электродов в водоохлаждаемый кристаллизатор.
дипломная работа [2,7 M], добавлен 19.06.2011Технология выплавки сплава и работа оборудования. Выбор шихты для выплавки и огнеупорных материалов. Контроль качества продукции. Тепловой расчет печи, баланс плавки. Возможные виды брака, основные методы борьбы с браком, способы устранения брака.
дипломная работа [698,8 K], добавлен 14.06.2015Вакуумные дуговые печи: параметры и принцип действия. Установки электрошлакового переплава. Особенности применения электронно-лучевых установок. Установки плазменно-дугового переплава в водоохлаждаемый кристаллизатор. Вакуумные индукционные печи.
реферат [555,1 K], добавлен 04.04.2011Классификация 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 11.08.2012Механические 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 08.11.2013Типовой процесс плавки стружки в отражательной печи. Преимущества индукционных канальных и тигельных печей. Повышенный угар алюминия как главный недостаток переплавки. Механизм термофлюсового переплава стружки. Химический состав выходного изделия.
статья [18,9 K], добавлен 04.03.2014
