Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ШХ4

Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ШХ4

Содержание

Введение

Химический состав и назначение стали марки ШХ4

Требования к металлу открытой выплавки

3 Анализ технологии открытой плавки

.1 Общая характеристика способов выплавки

3.2 Выплавка в мартеновских печах

3.3 Выплавка в электродуговых печах

3.4 Специальные способы выплавки

Технология ЭШП стали марки ШХ 4

4.1 Требования к расходуемым материалам плавки

.1.1 Требования к исходному металлу для ЭШП

4.1.2 Требования к расходуемым электродам для ЭШП

.1.3 Требования к флюсу

.2 Подготовка расходуемых электродов для ЭШП

.3 Подготовка электрошлаковой установки к переплаву

.4 Проведение плавки

.5 Охлаждение слитков ЭШП

.6 Контроль качества слитков

.7 Техника безопасности

Расчет геометрических размеров электрода и кристаллизатора

.1 Расчет геометрических размеров слитка

.2 Расчет теплового баланса печи ЭШП

.3 Расчет электрических параметров ЭШП

.4 Расчет материального баланса плавки

Требования к дальнейшему переделу

Заключение

Библиографический список

Введение

Эксплуатационные свойства большинства машин и механизмов (станков, автомобилей, авиационных двигателей, прокатных станов, точных приборов и др.) в значительной степени зависят от точности, долговечности и надёжности подшипников качения - одного из важнейших и наиболее распространённых элементов этих устройств.

Качество подшипников качения определяется их конструкцией, технологией изготовления и качеством используемого металла. Решение задач по улучшению качества производимых сталей и сплавов было достигнуто применением электрошлакового переплава (ЭШП), который в настоящее время получил широкое распространение.

Преимущества ЭШП по сравнению с обычными методами выплавки и разливки:

ЭШП обеспечивает получение слитков с осевой или радиально-осевой плотной структурой, без ликвационных и усадочных дефектов.

содержание неметаллических включений кислородного происхождения, так же, как и содержание кислорода, снижается в 2-3 раза. Неметаллические включения и избыточные фазы имеют мелкодисперсный характер и равномерно распределены по высоте и сечению слитка.

ЭШП способствует выравниванию свойств в продольных и поперечных образцах.

электрошлаковый металл обладает более высоким уровнем технологической пластичности при температурах деформации.

улучшается обрабатываемость изделий и их эксплуатационные свойства.

ЭШП имеет следующие преимущества перед другим распространенным способом вторичного рафинирующего переплава - вакуумным дуговым переплавом (ВДП):

возможность использования более простого электрооборудования;

улучшение условий получения слитков квадратного, прямоугольного сечения, а также фасонных отливок, так как шлаковая ванна является менее концентрированным источником тепла, чем электрическая дуга;

возможность избирательного рафинирования переплавляемого металла от тех или иных примесей, а при необходимости - модифицирования, в результате изменения состава шлака;

возможность применения значительно более простого механического оборудования;

улучшение качества стали, легированных азотом и марганцем.

сталь электрошлаковый переплав

1 Химический состав и назначение стали марки ШХ 4

Таблица 1 - Химический состав стали марки ШХ 4 (ГОСТ 801-78)

В процентах

Элемент	С	Si	Mn	Cr	S	P	Ni	Cu	Ni+Cu
					не более
Содержание	0,95 1,05	0,15 0,30	0,15 0,30	0,35 0,50	0,02	0,027	0,30	0,25	0,50

Номенклатура подшипниковых марок стали достаточно широка. Это объясняется разнообразием требований к эксплуатационным свойствам подшипников со стороны традиционных, а также новых отраслей промышленности и сельского хозяйства.

Наиболее распространённые подшипниковые высокоуглеродистые стали можно классифицировать следующим образом:

Стали для подшипников, работающих в обычных условиях (хромистая, хромистая с добавкой молибдена, хромомарганцевокремнистая, хромомарганцевая с добавкой молибдена).

Стали для подшипников, работающих в агрессивных средах и при повышенной температуре (коррозионно-стойкая, теплостойкая) [1].

К первым относятся стали марок ШХ15, ШХ15СГ, ШХ20СГ, ШХ4, ШХ6, ШХ9 и т.д. В результате проведенной в 1960 г. унификации две последние марки были заменены сталью ШХ15. Названия аналогичных марок в других странах 52100, 100C6, SKF-24, SUJ2 и т.д.

Ко вторым относят стали марок 95Х18-Ш (где буква «Ш» указывает на то, что сталь выплавлена методом электрошлакового переплава, а вакуумно-дуговой переплав стали электрошлакового переплава обозначается «ШД»), 11Х18М-ШД, ЭИ760, ЭИ347 (8Х4В9Ф2), 8Х4М4ВФ1-Ш, 8DCV40, M50, Z80WDCV6, 80MoCrV4216 и др.

Кроме перечисленных, широко применяют низкоуглеродистые цементируемые стали и ограниченно - сплавы с особыми физическими свойствами.

Выбор стали для конкретного подшипника диктуется его размерами и условиями эксплуатации.

Эксплуатация подшипников при температуре более 100 оС требует специальной термической обработки деталей, обеспечивающей стабильность размеров, но сопровождающейся снижением твёрдости, а также сопротивления контактной усталости стали.

В связи с внедрением прогрессивной технологии термической обработки деталей железнодорожных подшипников качения - поверхностной закалки при глубинном индукционном нагреве - разработана сталь ШХ4 с регламентированной прокаливаемостью. По составу она отличается от стали ШХ15 пониженным содержанием элементов, влияющих на прокаливаемость стали, - марганца, кремния и хрома.

По составу и свойствам эту сталь можно отнести к группе инструментальных сталей, но по применению она является конструкционной специального назначения [2].

Проблема недостаточной прокаливаемости и теплостойкости изделий из хромистой и хромомарганцевокремнистой сталей в ряде стран решена путём создания их модификаций, содержащих небольшие добавки молибдена, ванадия (на немецких предприятиях сортамент выплавляемой стали содержит марку X90CrMoV18, содержащую некоторое его количество) и вольфрама.

В некоторых странах с целью экономии импортируемого хрома разработано несколько модификаций подшипниковой стали, в которых его снижение компенсируется небольшими добавками молибдена с повышенным содержанием марганца [1].

Высокое содержание углерода в подшипниковых сталях обуславливает их высокую прочность после термической обработки и стойкость против истирания поверхностная твёрдость определяется концентрацией углерода в мартенсите, поэтому она одинакова для всех подшипниковых сталей.

Твёрдость внутренних слоёв металла зависит от глубины прокаливаемости, которая в свою очередь зависит от содержания хрома. Хром замедляет превращение аустенита в перлит и тем самым увеличивает прокаливаемость стали, поэтому, чем крупнее детали подшипников, тем с большим содержанием хрома (0,4-1,65 %) применяется сталь для их изготовления.

Кроме того, высокая твёрдость карбидов хрома повышает износостойкость стали. Хром увеличивает устойчивость мартенсита против отпуска, уменьшает склонность стали к перегреву и придаёт ей мелкозернистую структуру. Но при высоком содержании хрома (>1,65 %) трудно получить однородную структуру, поэтому содержание хрома в подшипниковых сталях обычно не превышает 1,65 %.

Марганец, как и хром, увеличивает твёрдость и сопротивляемость стали истиранию. Но одновременно он способствует росту зерна при нагреве, в результате чего при термической обработке может образовываться крупнозернистая структура перегретой стали. Отрицательное влияние на вязкость подшипниковой стали оказывает кремний. Но марганец и кремний являются раскислителями, и чем выше их содержание, тем полнее раскислена сталь, поэтому присутствие этих элементов в подшипниковой стали всех марок желательно не более 0,35 % Si и 0,4 % Mn. Исключение составляют стали для изготовления деталей крупных подшипников типа ШХ15СГ. Повышенное содержание марганца и кремния в этой стали объясняется тем, что эти элементы уменьшают критическую скорость закалки, снижая тем самым склонность стали к короблению и трещинообразованию при закалке.

Вредными примесями для подшипниковой стали являются фосфор, медь и никель. Фосфор увеличивает склонность стали к образованию крупнозернистой структуры при нагреве, повышает хрупкость и уменьшает прочность на изгиб, что в свою очередь увеличивает чувствительность стали к динамическим нагрузкам и склонность изделий к появлению закалочных трещин. В связи с этим содержание фосфора в металле ограничивают. Медь, хотя и увеличивает твёрдость, предел прочности и прокаливаемость стали, является нежелательной примесью, так как с повышением содержания меди при горячей механической обработке увеличивается образование поверхностных трещин и надрывов.

Содержание никеля ограничивают в связи с тем, что его присутствие снижает твёрдость стали.

Для сопротивляемости стали выкрошиванию уменьшают примеси таких цветных металлов, как олово, свинец, мышьяк. Отрицательное воздействие на свойства стали оказывают также газы: кислород образует неметаллические включения, водород увеличивает поражённость флокенами, а азот снижает сопротивляемость выкрошиванию.

Влияние серы на свойства шарикоподшипниковой стали неоднозначно.

Отрицательное влияние сказывается в снижении устойчивости против истирания и усталостном разрушении при выходе на рабочую поверхность сульфидов.

Однако образование сульфидной оболочки вокруг сульфидных включений при достаточном содержании серы уменьшает влияние этих включений на концентрацию напряжений и вследствие этого повышает сопротивление усталости. С увеличением отношения концентрации серы к концентрации кислорода стойкость подшипников возрастает. Этому способствуют и улучшение качества поверхности вследствие того, что сера улучшает обрабатываемость стали [2].

В большинстве случаев подшипники качения работают при малых динамических нагрузках, что позволяет изготавливать их из сравнительно хрупких высокоуглеродистых сталей после сквозной закалки и низкого отпуска.

В некоторых областях применения подшипников от них требуется повышенная динамическая прочность, что заставляет применять высокоотпущенные стали с поверхностной закалкой или цементируемые стали.

Нагрузка, воспринимаемая подшипником качения, передаётся через тела качения - шарики или ролики, разделённые сепаратором. В точках соприкосновения тел качения с кольцами возникают контактные напряжения, вызывающие локальные деформации, в результате которых образуются контактные площадки, в общем случае имеющие форму эллипса, в частных же случаях - это круг или полоска. Давления на контактной площадке, испытываемые деталями подшипника при работе, очень велики и доходят обычно до 200 МПа, а у тяжелонагруженных подшипников - до 4000 МПа [1].

Повышение суммы легирующих в подшипниковых сталях до 5 % и выше может быть оправдано только в случаях особых эксплуатационных условий (коррозионная среда, повышенные рабочие температуры и др.), так как оно приводит к увеличению расходов на обрабатываемость и снижению долговечности по сравнению с теми же показателями традиционных подшипниковых сталей.

Изменение содержания составляющих сталь легирующих элементов оказывает различное влияние на свойства подшипников. Добавка молибдена оказывает положительное влияние на долговечность подшипников.

Многими авторами было доказано благоприятное влияние повышенного содержания серы (до 0,15 %) на долговечность и обрабатываемость подшипниковых сталей, хотя стали с таким содержанием серы пока не применяются.

В подшипниковых сталях, полученных по обычной технологии, содержится около 0,005 % О2, 0,01…0,02 % N2, 0,0001...0,0005 % Н2. Кислород находится в виде окислов и его количество зависит от технологии раскисления. При вакуумировании содержание кислорода уменьшается до 0,002 %, а при ВДП - до 0,001 %.

Водород отрицательно влияет на качество стали ввиду того, что снижение растворимости его при снижении температуры металла вызывает повышенные локальные давления в металле, приводящие к образованию флокенов.

При исследовании подшипниковых сталей установлено отрицательное влияние повышенных содержаний азота и суммы азота и кислорода на долговечность подшипников.

Микропористость может приводить к образованию питтинга и снижению долговечности подшипника.

Неметаллические включения в подшипниковых сталях являются концентраторами напряжений и могут в некоторых случаях являться причиной появления микротрещин, образующихся от повышенной концентрации мозаичных напряжений, резкого охлаждения при закалке и др. В общем же случае стараются, чтобы неметаллические включения имели глобулярную форму.

Наиболее пагубное воздействие на качество подшипников оказывают включения оксидов и нитридов алюминия.

В настоящее время наиболее полно удовлетворяют требованиям по содержанию вредных включений стали, произведённые методами ЭШП и ВДП.

Подшипниковая сталь ШХ4 идет на изготовление крупногабаритных колец шарико- и роликоподшипников со стенками толщиной более 15 мм; ролики диаметром более 30 мм (колец железнодорожных подшипников). Прокаливается на большую глубину. Сталь обладает высокой твердостью, износостойкостью и сопротивлением контактной усталости. К стали предъявляются высокие требования по содержанию неметаллических включений, так как они вызывают преждевременное усталостное разрушение. Недопустима также карбидная неоднородность. Поэтому к стали данной марки предъявляются достаточно жёсткие требования: выплавка стали производится в дуговой сталеплавильной печи на углеродистой шихте с полным окислением по суженым внутризаводским пределам химического состава стали, назначать на ЭШП металл с предельным содержанием элементов химического состава, кроме случаев, предусмотренных суженных пределов нельзя.

Данная марка работает в сильнонагруженных условиях, поэтому должна обладать высокой прочностью, пластичностью. С целью достижения этих и других свойств стали её назначают на ЭШП. На данном этапе необходимо:

увеличить плотность металла;

уменьшить содержание газов (водорода, кислорода), т.к. сталь является флокеночувствительной;

уменьшить анизотропию свойств, т.к. изначально основные свойства были получены при выплавке стали в ДСП.

2 Требования к металлу открытой выплавки

Данная сталь нашла широкое применение в промышленности и годовой объём производства её достаточно велик, выплавляют данную марку стали в электродуговых печах. В данном случае целесообразно проводить полный цикл выплавки стали в ДСП. На ЭШП металл отправляется, так как то разливка стали на МНЛЗ не дает необходимой плотности слитка, чистоты по неметаллическим включениям и равномерного их распределения.

3 Анализ технологии открытой плавки

.1 Общая характеристика способов выплавки

Наиболее распространёнными способами производства шарикоподшипниковых сталей являются: основной мартеновский, кислый мартеновский и электродуговой. Последний был признан наиболее совершенным. Так как в электропечи может быть выплавлен первосортный металл даже из относительно загрязненных серой и фосфором материалов.

Поэтому на заводах, на которых исходные материалы загрязнены серой и фосфором выше нормы, единственным агрегатом для выплавки первосортной стали была признана электропечь.

Там же, где возможно получение чистых по сере и фосфору чугунов, равноценным агрегатом была признана кислая мартеновская печь.

В настоящее время в странах почти 90 % подшипниковой стали массового назначения выплавляется в электродуговых печах и около 10 % в кислых мартеновских печах.

Как в случае выплавки в электропечи, так и в случае мартеновской плавки возможно применение обработки металла в ковше синтетическими известково-глинозёмистыми шлаками.

Другим направлением, по которому совершенствовалось качество подшипниковой стали, являлась технология рафинирующих переплавов - вакуумно-дугового, электрошлакового, плазменного и электроннолучевого. Рафинирующие переплавы являются очень эффективными: благодаря принципиальному изменению процесса кристаллизации стали увеличилась плотность слитка, снизилось общее содержание газов, примесей, неметаллических включений и уменьшились размеры последних в слитке.

Новым направлением, развиваемым в последние годы в промышленности при выплавке стали в открытых дуговых электропечах, явилось внепечное вакуумирование в ковше, в установках циркуляционного или порционного вакуумирования, вакуум-шлаковой обработки (УВСШ).

Совершенствование процесса производства стали для подшипников массового и, частично, специального применения пошло по пути внепечного вакуумирования. Сталь для особо ответственных подшипников выплавляют методами вакуумной индукционной выплавки, вакуумно-дугового переплава, электроннолучевой плавки, плазменного и электрошлакового переплава.

.2 Выплавка в мартеновских печах

Весьма ограниченный объём производства кислых мартеновских сталей типа ШХ4 объясняется особенностями её производства: топливо и шихтовые материалы при кислом процессе должны иметь низкое содержание серы и фосфора, так как эти элементы при выплавке не удаляются из стали.

При отсутствии чистых руд возможен вариант, когда сначала выплавляют специальную заготовку в основных мартеновских печах, а затем переплавляют её в кислых. Несмотря на высокие эксплуатационные свойства получаемой стали, этот процесс является экономически не выгодным.

В кислой печи шарикоподшипниковую сталь можно выплавлять активным или кремневосстановительным процессом. Если по мере расплавления в печь не вводят никаких добавок, то по мере повышения температуры металла шлак насыщается кремнезёмом вследствие окисления кремния, восстанавливающегося из подины. Вязкость шлака увеличивается, а скорость перехода кислорода из атмосферы печи через шлак снижается. На определённой стадии плавки начинает превалировать процесс восстановления кремния, увеличивается его концентрация в металле. Этот процесс называют кремневосстановительным.

Таким способом производят подшипниковую сталь на заводах фирмы SKF в Хеллефорсе. Выплавку ведут в кислых мартеновских печах ёмкостью 30…120 т.

Футеровку этих печей выполняют из чистых силикатных материалов, содержащих около 97 % SiO2. шихту составляют из жидкого чугуна (50 %), губчатого железа (30 %), и отходов подшипниковой стали (20 %). Содержание серы и фосфора в стальной ванне после расплавления низкое, что объясняется, прежде всего, очень высокой чистотой добываемой железной руды, из которой изготавливаются губчатое железо и чугун. Окисление осуществляется кислородом. Ни в печь до выпуска, ни в ковш во время выпуска не добавляются ни силикокальций, ни алюминий.

Выплавку шарикоподшипниковых сталей в кислых мартеновских электропечах осуществляют активным процессом в печах ёмкостью 90 т.

Активный процесс характеризуется тем, что руду, известь (или известняк) вводят по ходу плавки. Это повышает жидкоподвижность шлака, ограничивает восстановление кремния и увеличивает его окислительную способность. Происходит интенсивное кипение, содержание кремния не превышает 0,10…0,12 %. В качестве шихтовых материалов используются чистый по сере и фосфору чугун, специальная шихтовая болванка и до 10 % от садки собственные отходы шариковой стали.

Специальная болванка выплавляется в основных мартеновских печах. В материале её содержится до 0,015 % S и до 0,017 % P.

Окончательное раскисление поводят в печи силикокальцием и кусковым алюминием, присадку раскислителей заканчивают до появления шлака.

В последние годы находит применение также активный процесс с последующей обработкой металла в ковше синтетическим известково- глинозёмистым шлаком следующего состава: 52…55 % CaO, 38…42 % Al2O3, до 3 % SiO2, до 0,5 % FeO, до 1,5 % TiO2.

3.3 Выплавка в электродуговых печах

Подшипниковую сталь выплавляют по двум технологическим схемам - с обработкой печным шлаком и с обработкой металла в ковше высокоглинозёмистым синтетическим шлаком, получаемым в отдельной печи.

В зависимости от применяемой шихты по обоим технологическим вариантам выплавка может производиться методом переплава или на свежей шихте. При выплавке стали методом переплава с обработкой печным шлаком используются от 70 до 100 % отходов подшипниковых сталей. Окончательное раскисление проводят печным кусковым алюминием путём присадки его в печь за 5 минут до выпуска. При выплавке на свежей шихте с обработкой печным шлаком используют углеродистый лом (74…77 %), чугун (18…21 %), и отходы подшипниковой стали (4,5 %). Окончательное раскисление металла производят первичным алюминием в ковше.

Высокоглиноземистым синтетическим шлаком может обрабатываться сталь, выплавленная, как на свежей шихте, так и методом переплава. Физико-химические процессы, протекающие в ковше при взаимодействии жидкой стали с жидкими известково-глиноземистыми синтетическими шлаками, в основном сводятся к тому, что при сливе жидкого металла с достаточно большой высоты в ковш происходит их интенсивное перемешивание и взаимное эмульгирование.

Поверхность контакта металла и шлака при их взаимном эмульгировании чрезвычайно увеличена по сравнению с обычным способом рафинирования металла в печи.

В последние годы исследования направлены на снижение основности рафинировочного шлака. Применение шлаков пониженной основности, полукислых и кислых шлаков продиктовано стремлением приблизить состав включений в основной электродуговой стали к составу их в кислой мартеновской или кислой индукционной сталях.

При таких процессах должно снижаться число крупных глобулярных включений, но повышаться число сульфидных и, возможно, силикатных включений. При рафинировании стали кислыми шлаками превалирующим видом кислородных включений становятся тонкие строчки мелких зерен корунда.

.4 Специальные способы выплавки

Выплавка смешением в ковше жидких расплавов

Особенностью этой технологии является одновременное комплексное использование трёх металлургических агрегатов: основной мартеновской печи, в которой выплавляют железоуглеродистый полупродукт; дуговой электропечи для выплавки жидкой лигатуры; шлакоплавильной электропечи для выплавки синтетического шлака.

Получение стали осуществляется путём смешения в сталеразливочном ковше железоуглеродистого полуфабриката и жидкой лигатуры в процессе рафинирования расплавов синтетическим шлаком и продувкой аргоном.

Предпосылки повышения качества и эксплуатационных свойств стали, полученной по технологии смешения с продувкой металла в ковше аргоном по сравнению с обычной электросталью, основаны на следующих теоретических положениях и экспериментально установленных фактах:

а) улучшаются условия раскисления и легирования стали в ковше;

б) в процессе раскисления участвуют не только алюминий и кремний, но и углерод, образующий газообразные продукты реакций и обладающий при выбранной технологии смешения раскислительной способностью на порядок выше кремния;

в) равномерно распределены легирующие элементы в объёме ковша;

г) в качестве объекта раскисления использован железоуглеродистый расплав требуемой и легко регулируемой окисленности.

Вакуумная плавка, переплав и вакуумная дегазация стали

Применяется несколько разновидностей вакуумной обработки подшипниковой стали.

) Выплавка в вакуумных индукционных печах на свежей шихте.

) Выплавка в электродуговых печах с последующей внепечной вакуумной обработкой в ковше или на специальных установках, этот процесс называют вакуумированием или вакуумной дегазацией.

) Переплав электродов в вакуумных дуговых печах. Электродами являются прокатанные заготовки, предварительно полученные в электродуговых или электрошлаковых печах.

Общие особенности вакуумной обработки заключаются в следующем: жидкий металл предохраняется от окислительного воздействия атмосферного кислорода; вследствие снижения давления в печи уменьшается растворимость азота и водорода, они выделяются из жидкого металла и откачиваются; вследствие повышения раскислительной способности углерода уменьшается содержание кислорода в металле и, как следствие, снижается содержание неметаллических включений в результате восстановления их углеродом и частично в результате термической диссоциации; также снижается содержание примесей некоторых цветных металлов (олово, мышьяк, свинец, висмут и др.), обладающих высокой упругостью пара; повышается химическая однородность стали.

Для внепечного вакуумирования подшипниковой стали всех марок в основном применяют следующие наиболее производительные способы:

циркуляционный (RH) - производительность одной установки около 400 тыс. т в год;

порционный (DH) - производительность около 200 тыс. т в год;

вакуумирование в ковше-печи ASEA-SKF (с дуговым подогревом и электромагнитным перемешиванием) - производительность около 200 тыс. т в год.

Все перечисленные установки могут работать в комплексе с любыми сталеплавильными агрегатами - электродуговой, мартеновской, конверторной печами. Вакуум создаётся высокопроизводительными пароэжекторными насосами.

Разливка стали при всех указанных способах производится в слитки или на установках непрерывной разливки стали.

4 Разработка технологии электрошлакового переплава стали марки ШХ 4

4.1 Требования к расходуемым материалам плавки.

 

4.1.1 Требования к исходному металлу для ЭШП

Выплавка исходного металла для ЭШП производится в дуговой электропечи.

Все материалы, применяемые для электрошлакового переплава, должны быть сухими.

Выплавка исходного металла должна производиться по суженным пределам химического состава стали.

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

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

 

.1.2 Требования к расходуемым электродам для ЭШП

Для изготовления расходуемых электродов применяем заготовки, отлитые на МНЛЗ. Электрод изготавливают круглого сечения. Кривизна расходуемых электродов не должна превышать 5 мм на метр длины и 25 мм на всю длину электрода. Не допускается наличие на поверхности электродов ржавчин, шлаковых включений, рванин, поперечных трещин, плен, продольных трещин шириной более 10 мм.

Электроды, отлитые на МНЛЗ из стали марки ШХ 4 передаются на ЭШП без зачистки и торцовки.

При наличии дефекта «свищи» в электродах их поверхность со стороны «ласточкиного хвоста» зачищают, от торца с двух сторон по длине электродов делают «лампасы».

4.1.3 Требования к флюсу

Химический состав флюса АНФ-1П для выплавки стали марки ШХ 4 должен соответствовать ТУ 14-1-1948-77 .

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

Флюс АНФ-1П для сталей и сплавов обеспечивает хорошую десульфурацию металла. 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.

Фтористый шлак обладает хорошей прилипаемостью к неметаллическим включениям. Эти шлаки наиболее приемлемы для получения равномерного химического состава.

Флюс АНФ-1П- имеет минимальную 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.

4.2 Подготовка расходуемого электрода для ЭШП

К электроду приваривают инвентарную головку. Инвентарная головка изготавливается из штанги диаметром 150…200 мм из низкоуглеродистой стали типа марки 20, маркируется порядковым номером. Инвентарная головка очищается от окалины металлической щеткой или наждачной бумагой.

Приварка инвентарной головки к заготовке расходуемого электрода производится со стороны «ласточкиного хвоста» способом, обеспечивающим надежность сварного шва. Перед приваркой зазор между заготовкой расходуемого электрода и инвентарной головкой должен составлять 50 мм. В случае приварки инвентарной головки к торцу заготовке расходуемого электрода, имеющему горячее клеймо, номер плавки, марки стали наносятся на боковую поверхность электрода краской.

 

4.3 Подготовка электрошлаковой установки к переплаву

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 30 °С, на выходе - не более 60 °С.

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

На поддон устанавливается кристаллизатор.

Электрод закрепляют в электрододержателе, обеспечивая контакт его с токоведущей сетью, и производят корректировку положения электрода относительно стенок кристаллизатора и поддона. Далее электрод опускают до предполагаемого после заливки уровня флюса в кристаллизаторе.

После установки кристаллизатора и электродов производят заливку флюса. Жидкий шлак изготавливается вне печи в специальной флюсоплавильной печи. После этого шлак транспортируется к печи и заливается в кристаллизатор. Для этого выбрана схема сифонной заливки шлака в кристаллизатор. Заливка шлака сифоном производится при подключенном силовом напряжении к печи. В момент, когда уровень шлака, заливаемого в кристаллизатор, приблизится к заданному, в цепи расходуемого электрода начинает протекать ток. В этот момент заливку шлака прекращают. Главным преимуществом жидкого старта перед твердым является высокая производительность, высокий выход годного и улучшенное качество переплавленного металла.

4.4 Проведение плавки

Включение установки ЭШП производится одновременно при заливке флюса в кристаллизатор и после включения подачи воды для охлаждения кристаллизатора и поддона.

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.

Начальный период ЭШП состоит из этапов нагрева флюса АНФ-1П, начала плавления расходуемых электродов до появления ванны жидкого металла и выхода на основной электрический режим. Выход на основной электрический режим переплава осуществляется постепенным увеличением силы тока до 19,0 кА.

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 с 19,0 кА до 18,0 кА и напряжения с 40 В до 35 В. Это позволит обеспечить заданные скорости наплавления слитка 0,146 кг/с при оптимальной форме и глубине металлической ванны.

После наплавления слитка заданной высоты и массы приступают к выведению усадочной раковины. За 70 минут до окончания переплава проводят плавное снижение силы тока до 4…5 кА с одновременным уменьшением напряжения до минимально возможного переключением ступени трансформатора. Последующую “подпитку” производить за счет сплавления погруженной в шлак (заглубление фиксируется изменением на показывающем приборе силы тока с 4…5 кА до 6…7 кА) части электрода при отключенной подаче.

Об окончание процесса судят по достижению зеркалом шлаковой ванны нижнего уровня сливных патрубков кристаллизатора или сплавлению годной части электрода.

Окончание плавки производят следующим 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 торцом электрода и поверхностью шлаковой ванны. Затем электрододержатель поднимают для вывода инвентарной головки электрода из кристаллизатора, напряжение отключают.

После окончания переплава все системы установки ЭШП, за исключением подачи воды в кристаллизатор и поддон отключаются.

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

 

4.5 Охлаждение слитков ЭШП

Выдержка слитков после окончания переплава должна составлять 70 мин, после чего прекращается подача воды. После того как в рабочей полости кристаллизатора не осталось жидкой фазы, способной выливаться, производят извлечение готового слитка из кристаллизатора.

Извлечение слитка производят непосредственно путем подъема кристаллизатора при помощи тележки. Тщательно осматривают поверхность слитка.

Поверхность слитка, задаваемого в дальнейший передел, должна быть чистой, без каких-либо видимых поверхностных дефектов.

Верхний торец слитка клеймят маркой и номером плавки, затем взвешивают. Далее слиток передается на дальнейший передел.

 

.6 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.

.7 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 требования инструкций по безопасности труда для подручных сталеваров и сталеваров установок ЭШП электросталеплавильного цеха [2].

5 Расчёт геометрических размеров электрода и кристаллизатора

Исходя из того, что данная сталь имеет достаточно широкое применение в промышленности, то годовой объём производства её велик. Поэтому была выбрана бифилярная печь ЭШП-5ВГ, т.к. она имеет преимущества по сравнению с другими установками с позиции технико-экономических показателей, а также тем,

что данная установка может работать как по бифилярной схеме, так и по монофилярной одноэлектродной схеме. Для данного переплава выбрана одноэлектродная схема.

.1 Расчёт геометрических размеров слитка

Коэффициент формы слитка kсл (kсл =4…5):

kсл = , (1)

где lсл - длина слитка, м;

Dосл - определяющий размер сечения слитка, м.

Масса слитка m0, кг :

, (2)

где dт - плотность стали (dт = 7,88 т/м³);

Sосн - площадь основания слитка (), м2.

Тогда:

 (3)

Выразим lосл :

 (4)

;

Расчёт геометрических размеров кристаллизатора.

, (5)

где lо.кр- определяющий размер кристаллизатора, м;

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

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

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

Принимаем кристаллизатор с диаметром сечения 0,5 м. В таком кристаллизаторе слиток будет иметь размеры:

 ; (6)

 ; (7)

 ; (8)

Расчёт сторон верхнего и нижнего сечений слитка.

 ; (9)

 , (10)

где Dслн - диаметр нижнего сечения слитка, м;

Dслв - диаметр верхнего сечения слитка, м;

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

Решим систему уравнений:

м;

м.

Расчёт сторон верхнего и нижнего сечений кристаллизатора.

, (11)

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

м;

, (12)

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

lкр - длина кристаллизатора, м.

Определение числа и геометрических параметров расходуемого электрода.

Длина оплавляемой части электрода:

, (13)

где kз сл - коэффициент заполнения слитка.

Коэффициент заполнения слитка:

, (14)

где n - количество электродов, n = 1;

sэд - площадь сечения электрода, м2;

sсл - площадь поперечного сечения слитка, м2

; (15)

м2;

Исходя из этого определяем:

Зазор между стенкой кристаллизатора и электродом составляет:

Определяем длину оплавляемой части электрода:

,

Полная длина электрода:

, (16)

где lо - длина огарка (50 мм);инв. г - длина инвентарной головки (1,5 м).

Масса электрода:

mэд = dт ·Vэд, (17)

где Vэд - объём электрода, м3.

mэд = 7,8 ·5,4 · 0,071 = 3,005 т

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

 (18)

т

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

 , (19)

где з - плотность жидкого шлака разного химического состава (для АНФ-1П )

м3.

С погруженным электродом

, (20)

где - площадь поперечного сечения n электрода, м2;

hэд - заглубление электрода в шлаковую ванну, м;

hшл - глубина (высота) шлаковой ванны с погруженным электродом, 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 электрода и зеркалом жидкометаллической ванны во избежание возникновения дугового разряда:

 (22)

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

 (23)

Используя формулу (20) найдем:

Используя формулу (20) найдем глубину шлаковой ванны с погруженным электродом:

Длина кристаллизатора:

lкр = lсл + hшл + ∆l (24)

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

lкр = 2,07+ 0,29+ 0,15=2,52 м

По формуле (12) определяем верхнее сечение кристаллизатора:

Высота установки определяется по формуле:

 (25)

.

5.2 Расчёт теплового баланса 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;- масссовая скорость переплава расходуемого электрода, кг/с;у.т - удельный теоретический расход энергии, кДж/кг.

Удельный теоретический расход энергии:

у.т = Ст.ср · (Тс - ТY) + Λф + 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;

Λф - 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) [3];

Сж.ср = 0,75 МДж/(т · К) [3];

Λф = 245 МДж/т [3];

(Тв - Тл) = 250-450 К [3];

 (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 2.

Таблица 2 - Химический состав электрода, в процентах

Элемент	С	Mn	Cr	S	P	Ni	Cu	Ni+Cu
					не более
Содержание	1,0	0,25	0,23	0,42	0,015	0,020	0,20	0,15	0,40

Таблица 3 - Снижение температуры плавления железа при содержании легирующего элемента 1 %, К/%

Элемент	Тс	Тл
C	410	80,4
Si	18,6	13,6
Mn	20,0	4,0
Ni	6,5	3,5
S	940,0	34,0
P	184,0	34,0
Cr	4,0	1,4
Ti	27,7	13,9
Al	7,0	3,4
Cu	8,9	4,3

Температура солидуса:

Тс = Тпл - ∑{(Δ Тс)i · [E]}, (30)

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

Тпл - температура плавления железа, Тпл = 1812 К

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

Тогда температура солидуса будет равна:

Тс =1812-{(410·1,0)+(18,6·0,25)+(20·0,23)+(4,0·0,42)+(0,015·940)+ (0,02·184)+

+(0,20·6,5)+(0,15·8,9)}≈1371 К

Температура ликвидуса:

Тл = Тпл - ∑{(Δ Тл)i · [E]}, (31)

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

Тогда температура ликвидуса будет равна:

Тл=1812-{1,0·80,4+0,25·13,6+0,23·4,0+0,42·1,4+0,015·34+0,02·34+0,20·3,5+

+0,15·4,3}≈1724 К

Средняя удельная теплоёмкость твердого металла Ст.ср = 0,60 кДж/кг; жидкого Сж.ср = 0,82 кДж/кг. Удельная теплота фазового перехода = 280 кДж/кг .

Тогда удельный теоретический расход энергии по формуле (28) будет равен:ут 1 = 0,6 · (1371 - 202,317) + 280 + 0,82 ·300 = 1215,210 кДж/кг;ут 2 = 0,6 · (1371 -239,643) + 280+ 0,82 ·300 = 1192,814 кДж/кг;ут 3 = 0,6 · (1371 -291,057) + 280+ 0,82 · 300 = 1161,966 кДж/кг;ут 4 = 0,6 · (1371 -367,369) + 280+ 0,82 · 300 = 1116,179 кДж/кг;ут 5 = 0,6 · (1371 -494,802)+ 280+ 0,82 · 300 = 1039,719 кДж/кг;ут 6 = 0,6 · (1371 -755,366)+ 280+ 0,82 · 300 = 883,380 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:= 0,33 кг/(с · м);

 (33)

где hм - глубина жидкометаллической ванны, м.

Тогда массовая скорость переплава расходуемого электрода будет равна:

Тогда:пол1 = 0,146 · 1215,210 = 177,42 кВт;пол2 = 0,146 · 1192,814 = 174,15 кВт;пол3 = 0,146 · 1161,966 = 169,65 кВт;пол4 = 0,146 · 1116,179 = 162,96 кВт;пол5 = 0,146 · 1039,719 = 151,80 кВт;пол6 = 0,146 · 883,380 = 128,97 кВт.

Определение тепловых потерь.

Мощность передаваемая от шлака к слитку, кВт:

Рсл = 277 · 10-3 · αшл · F · (Тшл - Тм ), (34)

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

Тшл - температура шлака, К;

Тм - температура поверхности металла, К.

Принимаем:

αшл = 3,48 кВт/м2 · К · час [3];

F =  м2;

Тшл = 2048 К;

Тм = Тл + (250…450); (35)

Тм =1723+300 = 2023 К.

Тогда:

Рсл = 277 · 10-3 · 3,48 · 0,196 · (2048 - 2023) = 4,723 кВт.

Мощность передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора:

 (36)

где Тпл - температура плавления шлака, °С;

Тпл =1613 К

Тк - средняя температура поверхности шлаковой корочки, °С;

Тк =1073 К

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

=4,00 Вт/(м·К).

 х - толщина слоя шлака, м;

 = 0,002 м.

Fб - площадь боковой поверхности шлаковой ванны, имеющей форму усеченного конуса с радиусами верхнего сечения кристаллизатора(r) и слитка(R), м2;

Fб=(0,15+0,195)·3,14·0,28 = 0,303 м2.

Тогда согласно формуле (35):

 кВт.

Мощность излучаемая поверхностью шлака, кВт:

Ризл шл = 10-3 · ε шл · σ · (Fкр - Fэл ) · (Тпов)4, (37)

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

ε шл - степень черноты шлака;

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

Тпов - температура поверхности шлака.

Принимаем:

σ = 5,67 · 10-8 Вт/(м2 · К4);

ε шл = 0,7 [3];

(Fкр - Fэл ) = 0,196 -0,071= 0,125м2 [3];

Тпов = 2048 К [3].

Тогда:

Ризл шл = 10-3 · 0,7 · 5,67 · 10-8 · 0,125 · 20484 = 87,28 кВт.

Мощность излучаемая поверхностью электрода, кВт:

Ризл эл = 10-3 · ε ст · σ · Fэл · (Тпов)4, (38)

где Fэл - поверхность расходуемого электрода, м2;

Тпов - температура поверхности электрода, К;

ε ст - степень черноты стали.

Принимаем:

ε ст = 0,8;

Тпов =700 К;эд= 0,071 м2.

Тогда:

Ризл эл1 = 10-3 · 0,8 · 5,67 · 10-8 · 0,071· 202,3174 = 0,005 кВт;

Ризл эл2 = 10-3 · 0,8 · 5,67 · 10-8 · 0,071· 239,6434 = 0,011 кВт;

Ризл эл3 = 10-3 · 0,8 · 5,67 · 10-8 · 0,071· 291,0574 = 0,023 кВт;

Ризл эл4 = 10-3 · 0,8 · 5,67 · 10-8 · 0,071· 367,3694 = 0,059 кВт;

Ризл эл5 = 10-3 · 0,8 · 5,67 · 10-8 · 0,071· 494,8024 = 0,193 кВт;

Ризл эл6 = 10-3 · 0,8 · 5,67 · 10-8 · 0,071· 755,3664 = 1,049 кВт.

Мощность, теряемая при испарении шлака, кВт:

, (39)

где q - скрытая теплота испарения, кДж/кг;

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

Принимаем:= 7000 кДж/кг;

σ = 3,6 кг.

Тогда:

Тепловой баланс шлаковой ванны находим по формуле (27):

Ршл1=177,42 +4,723 +379,6+ 29,3+87,28+0,005 = 678,328 кВт;

Ршл2 =174,15 +4,723 +379,6+ 29,3+87,28+0,011 = 675,064 кВт;

Ршл3 =169,65 +4,723 +379,6+ 29,3+87,28+0,023 = 670,576 кВт;

Ршл4 =162,96 +4,723 +379,6+ 29,3+87,28+0,059 = 663,922 кВт;

Ршл5 =151,80 +4,723 +379,6+ 29,3+87,28+0,193 = 652,896 кВт;

Ршл6 = 128,97 +4,723 +379,6+ 29,3+87,28+1,049 = 630,922 кВт.

Таблица 4 - Результаты расчета теплового баланса

Приход	Расход
678,328		кВт	%
	Полезная мощность	177,420	26,160
	Мощность, передаваемая слитку от шлака	4,723	0,700
	Мощность, передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора	379,600	55,958
	Поток излучения с поверхности шлака	87,280	12,870
	Поток излучения с поверхности электрода	0,005	0,001
	Мощность, теряемая при испарении шлака	29,300	4,320
678,328	Мощность, выделяемая в шлаковой ванне	678,328	100

 

5.3 Расчёт электрических параметров ЭШП

Определение активного электрического сопротивления шлаковой ванны.

, (40)

где ;

;

k3 = 1

ρшл - удельное сопротивление шлака, для флюса АНФ-1П

ρшл = 1,8 мОм·м;

Dкр - эквивалентный диаметр кристаллизатора, в данном случае (Dкр)экв = Dср.кр = =0,45.

Тогда активное электрическое сопротивление будет равно:

Определение электрических параметров.

Рассчитаем рабочий ток печи, кА:

 (41)

Рассчитаем рабочее напряжение на шлаковой ванне, В:

Uшл = Iшл · Rшл ; (42)

Uшл1 = 18,80· 1,92 = 36,10 В;

Uшл2 = 18,75·1,92 = 36,00 В;

Uшл3 = 18,69·1,92 = 35,89 В;

Uшл4 = 18,60·1,92 = 35,71 В;

Uшл5 = 18,44·1,92 = 35,41 В;

Uшл6 = 18,13·1,92 = 34,81 В.

Активное электрическое сопротивление Rэд, мОм:

 , (43)

где ρт - удельное электрическое сопротивление расходуемого электрода, Ом ∙ м;

ρт = f (10880; Тэд );

ρт1 = 9 ∙ 10-8 Ом ∙ м, при Тэд = 202,317 К;

ρт2 = 9,5 ∙ 10-8 Ом ∙ м, при Тэд = 239,643 К;

ρт3 = 10 ∙ 10-8 Ом ∙ м, при Тэд = 291,057 К;

ρт4 = 14 ∙ 10-8 Ом ∙ м, при Тэд = 367,369 К;

ρт5 = 20 ∙ 10-8 Ом ∙ м, при Тэд = 494,802 К;

ρт6 = 50 ∙ 10-8 Ом ∙ м, при Тэд = 755,366 К.

lэд - переменная длина расходуемого электрода, м;

sэд - площадь поперечного сечения электрода (Sэд = 0,071 м2 ).

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

, (44)

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

(μr )эд - относительная магнитная проницаемость металла электрода.

, (45)

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

Пэд - длина окружности поперечного сечения расходуемого электрода, м.

Находим относительную магнитную проницаемость:

Тогда эквивалентная глубина проникновения электромагнитного поля:

Определяем поправочные коэффициенты:

kп1 = f (101,50) = 5,83; kб1 = 1;

kп2 = f (98,90) = 5,68; kб2 = 1;

kп3 = f (96,43) = 5,54; kб3 = 1;

kп4 = f (72,00) = 4,14; kб4 = 1;

kп5 = f (59,08) = 3,40; kб5 = 1;

kп6 = f (35,07) =2,02; kб6 = 1.

Тогда активное электрическое сопротивление по формуле (43) будет:

,

что составляет 80,77 % от начального значения Rэд.

Индуктивное сопротивление Хэд , мОм:

Хэд = 2×π×f× [Lc + Lв + (n ∙ cos ψ×Μ)iк], (46)

где f - частота тока, f = 50 Гц;

Lc - собственная индуктивность электрода, Гн:

 (47)

Lв - внутренняя индуктивность электрода, Гн:

 (48)

 

 

Тогда индуктивное сопротивление определяется по формуле (45)

Полное электрическое сопротивление цепи, мОм:

 ; (49)

Вторичное напряжение трансформатора, В:

U2 = Iшл ∙ Zi ; (50)

U2-1=18,80∙2,01=37,79 В;

U2-2=18,75∙1,99=37,31 В;

U2-3=18,69·1,98=37,01 В;

U2-4=18,60∙1,97=36,64 В;

U2-5=18,44∙1,96=36,14 В;

U2-6=18,13∙1,95=35,35 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 5.

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	6,9	202,317	0,059	0,36	1215,210	177,42	0,005	1,92	37,79
2	5,9	239,643	0,053	0,31	1192,814	174,15	0,011	1,92	37,31
3	4,9	291,057	0,045	0,26	1161,966	169,65	0,023	1,92	37,01
4	3,9	367,369	0,037	0,21	1116,179	162,96	0,059	36,64
5	2,9	494,366	0,032	0,16	1039,719	151,80	0,193	1,92	36,14
6	1,55	755,366	0,032	0,12	883,380	128,97	1,049	1,92	35,35

Общее время электрошлакового переплава

Время для выведения усадочной раковины 40 мин.

Строим графики изменения электрического режима по ходу переплава.

 Ƭ, ч

Рис. 1 - График изменения мощности, выделяющейся в шлаковой ванне

 Ƭ, ч

Рис. 2 - График изменения ступени вторичного напряжения трансформатора

 Ƭ, ч

Рис. 3 - График изменения силы тока

5.4 Расчёт материального баланса плавки

Для расчёта материального баланса необходимо знать длину сплавляемой части электрода, которая равна 5,4 м и массу сплавляемой части электрода, которая равна 3005 кг.

Химический состав электрода, предназначенного для ЭШП, представлен в таблице 6.

Таблица 6 - Химический состав электрода

В процентах

Элемент	С	Si	Mn	Cr	S	P	Ni	Cu	Ni+Cu
Содержание	1,0	0,25	0,23	0,42	0,015	0,020	0,20	0,15	0,40

При электрошлаковом переплаве происходит окисление элементов, при этом каждый метр поверхности стали присоединяет 25 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:

FeO2→FeO→(FeO) →[FeO]

Определение количества образующейся окалины FeO

, (51)

где S - площадь поверхности одного электрода, м2.

S=, (52)

где  - длина сплавляемой части электрода, м.

S=3,14·0,3·5,4=5,09м2.

Тогда согласно формуле

г

Для образования такого количества FeO понадобится кислорода:

, (53)

где S - площадь поверхности электрода, м2.

mO=25·5,09 = 127,5 г

Тогда окислится железа:

 (54)

mFe = 343,4 - 76,4 = 267 г

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

(FeO)+[R]→[Fe]+(RО)

То есть железо возвращается в жидкую металлическую ванну. Конечное содержание FeO во флюсе АНФ-1П

, (55)

где mшл - масса шлака, кг

г

Перейдёт в слиток железа:

, (56)

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:

 ; (57)

г.

В шлак перейдёт железа:

 ; (58)

г.

Элементы окисляются по следующим реакциям:

2(FeO) + [Si] = (SiO2) + 2Fe;+ [FeS] = CaS + [FeO];

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

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

Угар легирующих элементов в процессе плавки представлен в таблице 7.

Таблица 7 - Угары элементов

В процентах

Элемент	Si	Мn	Cr	S
Угар	10	3	0,7	34

Количество окислившегося элемента равно:

 ; (59)

г;

г;

г;

г.

Необходимое количество кислорода:

Для окисления Si:

г,

Для окисления Mn

г,

Для окисления Cr

г.

Тогда фактическая масса слитка:

 (60)

mс= 3005 -(0,75+0,21+0,088+0,015+0,267) = 3003,82 кг

Выход годного тогда составит:

; (61)

 %.

Таблица 8 - Баланс металла

Приход	Расход
Масса оплавляемой части электрода-3005 кг	1 Окислилось Fe- 0,267 кг 2 В т.ч.перейдёт в шлак Fe- 0,14 кг 3 Окислилось Si- 0,750 кг 4 Окислилось Мn- 0,207 кг 5 Окислилось Cr- 0,088 кг 7 Окислилось S- 0,015 кг
3005 кг	1,930 кг

Изменение химического состава флюса в процессе ЭШП.

Химический состав исходного флюса представлен в таблице 9 [4].

Таблица 9 - Химический состав флюса АНФ-1П

Соединения	CaF2	СаО	SiO2	TiO2	FeO	S	А12О3	C	Р
%	92	-	0,3	5,00	-	0,05	3,00	0,02	0,02
кг	110,4	-	0,36	6	-	0,06	3,6	0,024	0,024

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.

, (62)

где  - количество серы в исходном флюсе, г

Количество кислорода необходимое для окисления серы:

; (63)

г.

Останется серы во флюсе: 15 г;

В атмосферу улетучится SO2:

 ; (64)

г.

По этой реакции образуется:

 ; (65)

г.

; (66)

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.

; (67)

г.

Тогда во флюсе останется:

По этой реакции определим расход CaF2:

г;

г.

Образуется SiF4:

г

Количество TiO2, Сr2О3 и МnО определяется:

г;

г.

В процессе ЭШП испаряется 13 % CaF2 от исходного содержания (11,96 кг) Состав флюса после ЭШП приведен в таблице 10. Состав металла после ЭШП приведен в таблице 11.

Таблица 10 - Состав флюса после ЭШП

Состав	CaF2	СаО	SiO2	МnO	Cr2O3	FeO	S	Al2O3	С	TiO2	Р	Всего
%	94,74	0,58	0,55	0,75	0,09	0,13	0,02	3,09	0,02	5,16	0,02	100
кг	110,205	0,67	0,64	0,87	0,11	0,15	0,024	3,6	0,024	6	0,024	122,32

Начало таблицы 11 - Состав металла после ЭШП

Состав	С	Si		Mn	Cr	S	P
кг	30	6,75		6,64	12,51	0,435	1,22
%	1,00	0,23		0,22	0,42	0,01	0,020
кг	6,01	4,51	10,52		2935,745	3003,82
%	0,20	0,15	0,35		97,75	100,00

На гарнисаж расходуется до 20 % получаемого флюса или 24,46 кг. В таблице 12 приведен материальный баланс всей плавки.

Таблица 12 - Материальный баланс всей плавки

Израсходовано	Получено
1 Масса сплавляемой части электродов- 3005 кг	1 Шлак- 122,32 кг в т.ч. гарнисаж - 24,46 кг
2 Кислорода из атмосферы- 1,304 кг	2 Слиток- 3003,82 кг
3 Флюс- 120 кг	3 SiF4-0,26 кг
Итого: 3126,304 кг	Итого: 3126,14 кг

6 Требования к дальнейшему переделу

В дальнейшем слиток направляется на прокат для изготовления электрода, предназначенного для вакуумно-дугового переплава.

Заключение

 

Подшипники являются распространенным и важным элементом машин и механизмов. Улучшение качества стали, используемой для изготовления подшипников, является важной составляющей обеспечения надежности функционирования машин и механизмов.

В данном курсовом проекте проведен анализ технологий открытой выплавки стали марки ШХ4, проблемы связанные с ее производством, свойственные ей дефекты; разработана технология электрошлакового переплава стали марки ШХ4; рассчитаны определяющие геометрические размеры, тепловой баланс, электрические параметры, материальный баланс.

 

Библиографический список

) Спектор А.Г., Зельбет Б.П., Киселёва С.А. Структура и свойства подшипниковых сталей - М.: «Металлургия», 2007г. - 264с.

) Поволоцкий Д.Я. Рощин В.Е., Мальков Н.В. Электрометаллургия стали и ферросплавов: Учебник для вузов. 3-е изд., перераб. и доп. - М.: Металлургия, 1995. - 592 с.

) Егоров А.В. Расчет мощности и параметров электропечей черной металлургии: Учеб. пособие для вузов - М.: Металлургия, 2009. - 280 с.

) Латаш Ю.В., Медовар Б.И. Электрошлаковый переплав. - М.:Металлургия, 1970. - 240 с.

) Глебов А.Г., Мошкевич Е.И. Электрошлаковый переплав. - М.:Металлургия, 1985. - 343 с.6) Чуманов В.И. Технология электрошлакового переплава: Учебное пособие. - Челябинск.- изд. ЮУрГУ, 2009. - 143 с.

) Технологические инструкции на ЭШП сталей и сплавов.

) Электрошлаковые печи /Под ред. Б.Е.Патона. - Киев.: Наук.думка, 1976. - 414 с.

) Вачугов Г.А. Расчет электрошлаковых установок для производства сталей и сплавов. Учебное пособие - Челябинск, 2011. - 32 с.