Содержание к диссертации
Введение
1. Внепечная обработка стали. Аналитический обзор 6
1.1. Типы агрегатов для внепечной обработки
1.2. Технология обработки стали в агрегатах УВРВ
1,2.1. Перелив из сталеплавильного агрегата и подготовка к вакуумиров анию
1.2.3. Период рафинирования
1.2.4. Обезводоро сивание и факторы, влияющие на него
1.3. Качество и свойства стали, прошедшей внепечную обработку
1.4. Выводы
2. . Методика проведения работы І У
3. Исследование процессов обработки стали в УВРВ
3.1. Подготовка металла к вакуумированию
3.1.1. Поведение кислорода
3.1.2. Поведение водорода
3.2. Вакуумирование
3.2.1. Поведение кислорода
322, Поведение водорода
3.3. Рафинирование /
3.3.1. Поведение кислорода
3.3.2. Поведение серы
3.3.3. Поведение водорода
3.4. Повторное вагеуумирование
3.5. Поведение водорода при разливке
3.6. Выводы
4. Рациональные р -жимы обработки стали на УВРВ
4.1. Возможные варианты обработки стали на УВРВ
4.2. Основные положения технологии производства хромоникелевых конструкционных сталей для крупных слитков
4.3. Выводы -^/^
УУ 3
5. Применение УВРВ при производстве крупных слитков для энергомашиностроения
5.1. Технология производства крупных слитков
5.2. Качество и свойства металла из слитка, изготовленного по разработанной технологии
5.3: Выводы
6. Общие выводы
Список литературы
- Технология обработки стали в агрегатах УВРВ
- Подготовка металла к вакуумированию
- Рафинирование
- Основные положения технологии производства хромоникелевых конструкционных сталей для крупных слитков
Введение к работе
Энергетическая стратегия развития России до 2020 г. предусматривает значительный рост выработки электроэнергии. Увеличение для конвенциональных преимущественно тепловых по отношению к 2002 г. -2005 г.-105,1%, в 2010г.- 120,0%, 2020 г, - 153,2 %. Выработка электроэнергии на атомных электростанциях будет расти еще быстрее; в 2005 г. - 123,4%, в 2010 г. - 143,0 %, в 2020 г. - 214,6 % .
Решение таких масштабных задач будет осуществляться как путем использования энергосиловых установок нового типа, так и за счет повышения единичной мощности агрегатов.
Увеличение мощности выпускаемых энергоагрегатов, повышение требований к безопасности их работы ставит перед создателями серьезные задачи, связанные с повышением их надежности и долговечности. Огромная ответственность в решении этих задач лежит на сталеплавильщиках, так как резко повышаются требования к качеству выпускаемого металла, его загрязненности вредными примесями, стабильности химического состава. Это, в конечном счете, во многом определяет служебные свойства готовых изделий.
Одним из наиболее прогрессивных методов повышения качества выплавляемой стали в настоящее время, является применение различных методов внепечной обработки (ВО), то есть использование разливочного ковша в качестве главного агрегата для проведения различных рафинировочных процессов и оптимизация температуры разливки.
Многочисленные исследования показали, что, используя различные технологические процессы при ВО, возможно обеспечить глубокую десуль-фурацию, дегазацию, очищение от вредных примесей и включений, что приводит к существенному повышению технологических и служебных свойств сталей различных классов. Предел текучести, удлинение, и ударная вязкость повышаются на 20-25%, снижается температура хрупко-вязкого перехода, повышается изотропность металла в толстых сечениях. Повышаются стабильность температуры стали в сталеразливочном ковше при разливке, жид-котекучесть более чем на 50%, трещиноустойчивость на 20-60%, пластичность при горячей деформации, снижаются отклонения от среднего заданного содержания легирующих элементов, неоднородность металла в крупных слитках. Одновременно с этим повышается выход годного при горячей пластической деформации и литье.
В современных условиях, металлургическая продукция, идущая на ответственные изделия и не прошедшая ВО в процессе производства, все менее находит спрос на мировом рынке. Борьба за наиболее выгодные рынки заставляет отечественные сталеплавильные заводы ускоренными методами дооснащать цеха агрегатами для ВО.
Одной из главных задач, стоящих перед сталеплавильщиками «ОМЗ
Спецсталь», является производство крупных и особокрупных слитков для изготовления ответственных изделий мощных энергоагрегатов, главным образом роторов турбин, генераторов, корпусов реакторов типа ВВЭР и др.
Для обеспечения производства указанных изделий на заводе уже сегодня необходимо обеспечить производство слитков массой до 360 тонн, а в дальнейшем необходимая масса слитка может вырасти до 420 тонн.
Этот вопрос можно было решить установкой в сталеплавильном цехе агрегата ВО типа «ковш-печь» (УВРВ). В виду того, что металл для отливки слитка выплавлялся в нескольких печах с неодновременным окончанием в них плавок одним из основных требований к ВО являлось возможность мик-серование в нем металла без ухудшения его качественных и служебных характеристик. Таким условиям отвечал только агрегат типа «ковш-печь». Для отливки особокрупных слитков миксерование допускалось проводить одновременно в двух ковшах, для чего требовался агрегат специфической конструкции.
«ОМЗ-Спецсталь» (ранее «Ижорские заводы») является пионером освоения ковшевой ВО в России. На нем с 1975 г. успешно работает УВРВ 150/75, обеспечивающая одновременную полномасштабную обработку двух ковшей емкостью 150 и 75 тонн.
На сегодняшний день учеными и специалистами России, Японии, Швеции, Италии и др. стран выполнен большой цикл исследований, посвященных изучению физико-химических процессов, происходящих во внепеч-ных агрегатах типа «ковш-печь». Однако ряд вопросов, касающихся этой проблемы, а так же технология обработки стали в таких агрегатах рассмотрены не достаточно полно:
практически не рассмотрены процессы, протекающие при переливе металла из сталеплавильного агрегата в агрегат «ковш-печь» (окисление, поведение водорода, шлакообразование)
не оптимизированы условия проведения вакуумирования при ВО
не рассмотрены вопросы окончательного раскисления и предотвращения насыщения металла водородом в последнем периоде обработки
Решение этих задач актуально для дальнейшего развития современного энергомашиностроения. В связи с этим целью работы является:
изучение поведения кислорода, водорода и серы при переливе, нагреве, раскислении и вакуумировании в процессе внепечной обработке стали в агрегатах типа «ковш-печь»
разработка на основе полученных зависимостей технологии внепечной обработки хромоникелевых конструкционных сталей для крупных слитков.
Технология обработки стали в агрегатах УВРВ
Перелив из сталеплавильного агрегата и подготовка к вакуумированию. Перед выпуском жидкой заготовки из первичных сталеплавильных агрегатов концентрация в ней кислорода определяется в основном содержанием углерода и существенно превышает равновесные с ним значения». Для 140 тн мартеновской печи и 40-100 тн дуговых печей получены соответственно следующие регрессионные уравнения, отражающие данную зависимость [1] под окислительным шлаком в ковш УВРВ вследствие резкого снижения ферро-статического давления, возможно самораскисление металла углеродом [2].
С другой стороны при выпуске получают развитие реакции вторичного окисления расплава кислородом атмосферы. При этой кислород частично поглощается металлом, а частично расходуется на образование окислов железа и других элементов на поверхности раздела металл-атмосфера [3] Образующиеся окислы железа и марганца переходят в шлак и определяют его окисленность в начале обработки.
Большинство экспериментальных данных указывают на то, что после перелива нераскисленного или слабораскисл енного металла концентрация в нем кислорода так же определяется содержанием углерода и приближается к равновесным значениям. То есть, процесс самораскислеиия металла при переливе является превалирующим
Существенно больше трудностей возникает при анализе процесса формирования шлака в ковшах установок ковщ-печь. Во-первых, в литературе приводятся данные только по количеству присаживаемых флюсов и нет результатов определения фактической массы шлака, что затрудняет изучение процесса его формирования. Во-вторых, обращает на себя внимание тот факт, что, несмотря на полное скачивание или отсечение печного шлака и наведение нового шлака только известью и плавиковым шпатом в составе нового шлака образуются до 14% FeO, a Z(FeO+ МпО) находится в пределах 18-28% [4, 7, 8]
В настоящее время нет единого мнения о долях кислорода, вносимого путем непосредственного окисления поверхности металла, и инжектируемого из воздуха. В работе 191 методом физического моделирования процесса выпуска из 100 т мартеновской печи показано, что отношение объема инжектируемого воздуха к объему жидкого металла колеблется в пределах 0,88-1,53. Это приводит к поглощению кислорода в количестве 0,035-0,065 кг/т переливаемого металла.
Моделируя по аналогичной методике процесс разливки, авторы работы /10/ приходят к выводу, что в этом случае вышеуказанное отношение находится в пределах 0,2-1,0, а количество поглощаемого кислорода составляет 0,007-0,04 кг/т, В действительности же количество кислорода, поглощаемого как при выпуске, так и при разливке, существенно выше и колеблется в пределах от 0,77 до 3,50 кг/т /10-14/. Это позволяет предположить, что решающую роль в процессе вторичного окисления при выпуске и разливке играет непосредственное окисление поверхности металла.
В то же время в работе /15/ приводятся результаты, показывающие, что 99% кислорода поступает в металл за счет инжекции струей. Исследование степени взаимодействия металла, выпускаемого из печи, с кислородом атмосферы показало, что количество кислорода, расходуемое на окисление углерода, марганца и алюминия изменяется от 0,40 до 0,80 кг/т в зависимости от условий выпуска металла /14/. С учетом окисления железа в процессе выпуска, расход кислорода возрастает до 1,2 кг/т при экспериментах со сталью 08Ю /84/. Из данных работы /85/ следует, что при переливе кипящей стали из 100 т в 14 т промежуточный ковш расход кислорода на окисление железа и марганца составляет 0,16 кг/т. При выпуске полностью раскисленной стали расход кислорода на окисление расплава возрастает до 1,23-2,0 кг/т без учета окисления железа /12,14/ и до 3,5 кг/т при учете количества окисляющегося железа /П /.
В этом случае величина произведения СхО, определяемая уравнением: должна понижаться пропорционально снижению парциального давления окиси углерода.
Исследованию глубины протекания реакции (1.3) в лабораторных и промышленных условиях посвящено большое количество работ. Установлено /16/, что постоянство константы равновесия этой реакции сохраняется при снижении давления до 26 гПа.
Как показали В.В. Линчевский и А:Л.Соболевский /17/ при вакуумной плавке стали раскислительная способность углерода перестает расти при давлении около 100 гПа. Авторы объясняют это нарастающим влиянием статического и капиллярного давлений. По данным /18/ конечное содержание кислорода в металле не зависит от давления в вакуумкамере при изменении его в пределах 13-0,001 гПа.
В соответствии с уравнением 1.4 произведение СО после вакуумирования изменяется при проведении экспериментов в различных условиях, как правило, от 2,0 до 40 ррм. Это соответствует равновесному давлению окиси углерода 100 - 900 гПа, хотя процесс вакуумирования проводился при давлении 1 - 26гПа.
Авторы данных работ по разному объясняют причины незавершенности реакции вакуумного раскисления. В частности авторы работы [19] считают главной причиной недостаточную точность анализа металла при определении концентраций кислорода и углерода. Использование ими усовершенствованных методик подготовки и анализа проб при определении содержания углерода и кислорода позволило получить наименьшее значение произведения С_- О после вакуумирования (2-10").
Авторы работ [72,20,21,23] считают, что причиной незавершенности реакции 1.4 являются кинетические особенности ее протекания, связанные, прежде всего с условиями зарождения и роста пузырьков окиси углерода. Учитывая, что вакуумное раскисление особенно в конце процесса, происходит только в верхних слоях металла, недостаточное раскисление всего объема расплава связывается и с недостаточной интенсивностью его перемешивания [24].
Еще одна причина отклонения реакции 1.3 от равновесия заключается во взаимодействии металла со шлаком и футеровкой ковша [25, 26, 27, 18, 28, 21]. В работах [16, 29] Г.Кнюппель и А.П.Морозов выявили наличие взаимодействия расплава с тиглем по превышению количества выгорающего при вакуум и-ровании углерода по сравнению с его необходимым количеством для раскисления металла. Количество переходящего из футеровки кислорода существенно увеличивается при наличии в ней окислов железа, что, как показано в работе [30], приводит к повышению конечного содержания кислорода в стали.
Взаимодействие металла со шлаком и футеровкой во время вакуумирования оказывает влияние не только на конечное содержание в стали кислорода, но и во многом определяет кинетику процесса вакуумного раскисления [5 6 21,31,32].
Подготовка металла к вакуумированию
Подготовка металла к вакуумированию. Для успешного проведения процесса вакуумного углеродного раскисления содержание углерода и кислорода в металле и окислов железа и марганца в шлаке должны находится в желаемых пределах. Эти условия должны обеспечиваться в процессе выпуска металла из печи, перелива его из промежуточного ковша в ковш УВРВ и подготовки металла к вакуумированию.
Металл, предназначенный для обработки на УВРВ, выпускается из сталеплавильной печи без раскисления и содержание кислорода в нем значительно превышает равновесное с содержащимся в металле углеродом (рис, 3.1). При этом конечный шлак так же значительно переокислен по отношению к металлу. Поэтому выпуск такого металла в промежуточный ковш и бурное его перемешивание в ковше со шлаком вызывает интенсивное углеродное раскисление, характеризуемое бурным кипением металла в ковше. Это приводит к нестабильному окислению углерода, колеблющемуся в пределах 0,04-0,15%, при его содержании в стали от 0,10 до 0,40%. Помимо этого бурный кип приводит в отдельных случаях к выбросу металла и шлака из ковша в последний период выпуска. Поэтому для устранения этого перед выпуском металла из печи в промежуточный ковш во время выпуска присаживается ферросилиций из расчета не более чем на 0,15% кремния.
Исследования показало, что даже небольшая присадка кремния существенно снижает окисленность шлака, что стабилизирует угар углерода в пределах от 0,005 до 0,02% (рис. 3.2) и практически не влияет на содержание в ме 0,8. 1,0 талле кислорода. Последнее объясняется тем, что раскис л ительная способность остающегося в металле кремния (как правило, не превышающее 0,05%) ниже раскислительной способности присутствующего в металле углерода при его содержании выше 0,15%.
Выпуск металла в окислительный период, без какого-либо раскисления создает благоприятные условия для глубокой дефосфорации. Действительно содержание фосфора в этот период, как правило, снижается до 0,003% и ниже. Однако при этом содержание Р205 в шлаке может повышаться более чем до ОД 5% . При выпуске металла в ковш идут два противоположных процесса -дефосфорация за счет интенсивного перемешивания сильно окисленных металла и шлака, продолжающегося 2-3 минуты после выпуска и рефосфорация за счет углеродного раскисления, продолжающаяся до перелива металла из промежуточного ковша в ковш УВРВ. Учитывая также, что в промежуточном ковше продолжается и нежелательный процесс обезуглероживания период выдержки металла в нем должен быть сведен до минимума.
Чтобы предотвратить нежелательные попадания высокофосфористого окислительного шлака в ковш УВРВ часть металла (до 6 тонн) при переливе оставляется в промежуточном ковше.
Углеродное раскисление металла, продолжающееся и при переливе из промежуточного ковша в ковш УВРВ, приводит к снижению содержания в металле кислорода, которое к началу периода первого подогрева приближается к равновесному с углеродом. Снижение концентрации кислорода в металле происходит вне зависимости от содержания в стали кремния если оно не превышает 0,15%, В период первого подогрева содержание этих элементов практически не изменяется (табл, 3,1). Не изменяется так же и концентрация кислорода. Это указывает на то, что концентрация кислорода в этот период определяется концентрацией в металле углерода. Понижение концентрации кислорода при переливе не раскисленного или с л аборас кисленного металла указывает на превалирующее значение в исследованных условиях процесса углеродного раскисления над процессом окисления металла за счет кислорода атмосферы.
Методом наименьших квадратов получено уравнение парной корреляции, позволяющее определить содержание кислорода в металле перед вакуумирова-нием в зависимости от содержания углерода:
В эту зависимость хорошо укладываются данные, полученные в работах [4,73], на установках емкостью 130 и 20т. Поэтому уравнение 3.1 может быть использовано для прогнозирования содержания кислорода в нераскисленном или слабораскисленном металле перед вакуу миро вашем на установках различной емкости.
Отсечение шлака при переливе из промежуточного ковша в ковш УВРВ требует формирования в последнем нового шлака. Этот шлак формируется из специально приготавливаемых флюсов, состоящих из CaO, CaF2, А1203,а так же футеровки ковша и его гарнисажного слоя и окислов, образующихся при контакте жидкого металла с атмосферой во время перелива в ковш УВРВ. Количество присаживаемых флюсов составляет примерно 0,6% от массы жидкого металла, то есть около 900кг. Количество образующихся при переливе окислов железа и марганца определяется содержанием в металле углерода и кремния (рис. 3.2, 3.3). Так при переливе металла с углеродом от 0,10 до 0,20% образуется до 700кг окислов, а с углеродом от 0,60 до 0,80% - до 200кг. Аналогичная картина имеет место и при переливе металла с различным содержанием кремния. При снижении кремния от 0,15% до следов количество образующихся окислов увеличивается с 150 до 700 кг (табл. 3,2). Для успешного проведения вакуумного углеродного раскисления (величина (Lpe+- L n) должна быть более 18) рассчитали состав металла и шлака, обеспечивающие эту величину. Расчеты показали, что желаемая величина Z(LF LMH) обеспечивается при вакуумной обработке металла, содержащего до 0,40% углерода и до 0,15% кремния.
Для определения количества окислов железа и марганца, образующихся во время перелива, рассчитали расход кислорода на окисление отдельных элементов и его общий расход, отнесенный к единице массы переливаемого металла.
Общий расход кислорода, необходимый для окисления железа, марганца, углерода и кремния, определяется уравнением
Рафинирование
После снятия вакуума окисленность металла при атмосферном давлении оказывается существенно ниже равновесной с содержащимися в расплаве углеродом и кремнием (рис. 3.11). Поэтому во время рафинирования металла при его повторном подогреве без введения дополнительных раскислителей происходит насыщение его кислородом (рис. 3.21).Исследования, проведенные на УБРВ, показали, что за 30 минут повторного подогрева металла содержание кислорода в нем увеличилось на 25 ррм, то есть скорость насыщения металла кислородом составляет 0,6- 0,8 ррм/мин. При этом количество кислорода, поступающего в металл через шлак, составляет 5 ррм, а из футеровки- 20 ррм Одновременно с увеличением окисленности металла возрастает и окисленность шлака (рис. 3.22). По данным, приведенным на рис 3.21, при средней массе шлака в период повторного подогрева 2400кг количество кислорода, переходящее в шлак за 30 минут подогрева составляет: То есть насыщение шлака кислородом идет со скоростью 2,25 ррм/мин. Поэтому в рассматриваемых условиях шлак все время является окислителем по отношению к металлу. Источниками поступления кислорода в данном случае являются атмосфера и футеровка ковша.
Содержание в металле кремния при этом оставалось ниже 0,005%. Поэтому предел насыщения (Ор) определяется содержанием углерода. Для концентрации углерода равной 0,250% и 0,125% равновесные им концентрации кислорода составляют соответственно 100 и 160 ррм. в уравнения 3.18 и используя экспериментальные данные, нашли, что Р в условиях УВРВ равен 0,013см/сек. Допуская, что при ЭМП коэффициент массопереноса кислорода пропорционален характерной скорости движения расплава (Vo), можно записать:
В исследованных условиях характерная скорость движения металла в соответствии с уравнением 3.20 равна 0,70м/сек,
Расчеты, проведенные после подстановки значений р и V0 в уравнение 3.19, показывают, что коэффициент «С» промышленной установки является практически постоянной величиной, равной 1,6 - 1,8-10" . Это позволяет рас металла кислородом в условиях ЭМП и использовать для расчета скорости протекания данного процесса на установках различной емкости в соответствии с уравнением:
Варьируя параметрами статора ЭМП и временем подогрева, можно получить требуемое содержание в металле кислорода перед его разливкой в вакууме, что имеет большое значение при разливке в вакууме крупных слитков.
Учитывая преимущественное поступление кислорода из футеровки, раскислением шлака во время повторного подогрева, можно лишь незначительно уменьшить скорости этого процесса (рис. 3.22).
После вакуумирования содержание кислорода в металле остается достаточно высоким (40 80 ррм). Поэтому после снятия вакуума проводится раскисление металла кусковым алюминием, вводимым в количестве 0,03%. Практика показывает, что при этом содержание кислорода в металле уменьшается до 20 - 40 ррм (рис. 3.23). на УВРВ в 1,5 - 2,0 раза ниже, чем при выплавке в дуговой печи, при тех же концентрациях алюминия. Это объясняется меньшей и более стабильной исходной окисленностью металла и шлака перед раскислением, а также лучшими условиями удаления неметаллических включений при электромагнитном перемешивании металла, ІЄМ И.Є Мспсс, И а даіщшл ишпилл Ijid.ivii iHt.OtMjt, \ и,цо л\сІііИЄ іуИСіІиріуДіі превышают равновесные с алюминием. Это может быть связанно с тем, что часть оксидных включений глинозем остается в металле, а также с постоянным поступлением кислорода из атмосферы футеровки и шлака. Отметим, что окис-ленность последнего в конце подогрева остается несколько выше равновесной с кислородом в металле значений.
Основные положения технологии производства хромоникелевых конструкционных сталей для крупных слитков
По существовавшей на ОАО «Ижорский завод» технологии сталь 25Х2НМФА для ответственных изделии энергомашиностроения выплавляли в кислой мартеновской печи (КМП) или в печи электрошлакового переплава (ЭШП). При выплавке стали в КМП слитки массой 87-140 тонн отливали в вакууме. При производстве стали методом ЭШП в качестве электрода использовали металл, выплавленный в КМП, при этом получали слитки массой до 60 тонн.
Поковки дисков, изготовленные из металла, выплавленного такими способами, имеют удовлетворительные механические характеристики. Но при использовании кислого мартеновского металла наблюдается большая загрязненность сульфидными включениями (средний балл 2,5), а металл ЭШП обладает повышенной склонностью к флокенообразованию (содержание водорода более 3,0 ррм).
Помимо этого ряд крупных ответственных изделий для энергомашиностроения изготавливается из слитков массой более 300 тонн, что указывает не невозможность использования указанных выше методов для их производства.
К настоящему времени многочисленными исследованиями, в том числе и нашими, показано, что УВРВ является единственным из существующих методов, позволяющим получать металл с оптимальным по ходу плавки содержанием кислорода и конечным оптимальным типом неметаллических включений.
При проведении настоящей работы были разработаны основные положения технологии производства слитков из хромоникелевых конструкционных сталей для крупных изделий энергомашиностроения с использованием УВРВ. Основной задачей выплавки металла в сталеплавильной печи является проведение процесса дефосфорации и нагрев металла. Специальное обезуглероживание металла с целью его дегазации не производится.
Металл из сталеплавильной печи выпускается в промежуточный ковш без раскисления. Для предохранения от выбросов переокисленного металла и шлака из ковша на шлак перед выпуском из печи или в конце перелива в ковш дается ферросилиций из расчета по кремнию не более 0,10%.
При переливе металла из промежуточного ковша в ковш УВРВ шлак, содержащий до 0,15% Р20з во избежании рефосфорации отсекается. Новый шлак наводится известью и плавиковым шпатом и раскисляется молотым коксом и силикокальцием. Сразу после перелива металла в ковш УВРВ он перемешивается аргоновой продувкой и ЭМП.
К вакуумированию металл нагревается до 1600-1610 С. Желательное содержание углерода при этом должно быть на 0,02% выше верхнего предела выплавляемой стали, кремния не более 0,03%. Содержание Z(FeO+MnO) в пределах 15-20%. Продолжительность вакуумирования 20-30 мин. из которых не менее 20 мин. при остаточном давлении не более 1 гПа. Последние 10 мин. ва куумирования металл интенсивно продувается аргоном и перемешивается ЭМП с максимальной мощностью. К концу вакуумирования содержание в металле кислорода лежит в пределах 40-80 ррм и водорода не более 1,5 ррм.
После окончания вакуумирования шлак раскисляется ферросилицием из расчета 0,10% по кремнию и порошком алюминия. В -ковше наводится десуль-фурирующий шлак следующего состава СаО. 50-60%, А1203 25-35%, Si02 10-15% и проводится корректировка химического состава металла.. Продолжительность периода составляет 30-40 мин. При этом содержание водорода повышается до 2,0-3,0 ррм. Металл вновь подогревается до 1620-1640 С и подвергается повторному вакуумированию. Интенсивное перемешивание металла со шлаком аргоном и ЭМП в течение 20 мин приводит к снижению содержания кислорода до 20-40 ррм, серы до 20 ррм и водорода до 1,5 ррм. В соответствии с температурой металла после второго вакуумирования он либо подогревается к разливке до 1600 С, либо подается на разливку без подогрева. Оптимальным содержанием кислорода во время разливки в вакууме является 40-60 ррм. Скорость насыщения металла кислородом после вакуумирования 0,50-0,7 ррм/мин. Это необходимо учитывать при определении продолжительности периода подогрева после повторного вакуумирования.
Металл разливается в вакуумной камере, остаточное давление в которой поддерживается на уровне 1-5 гПа. 1. В зависимости от конкретных требований к изделию используются определенные технологические варианты обработки стали на УВРВ. 2. На основании результатов экспериментальных исследований разработаны основные положения и требования к технологии обработки на УВРВ стали для изделий энергомашиностроения - перелив металла из промежуточного ковша в ковш УВРВ с тщательным отсечением шлака - состав шлака перед вакуумированием: СаО+CaF2 с Z(FeO+MnO) 15-20% - содержание углерода в металле перед вакуумированием не менее, чем на 0,02% выше верхнего марочного предела выплавляемой стали - вакуумирование проводить 25-30 мин., в том числе 20 мин. при остаточном давлении не более 1 гПа - состав рафинировочного шлака: СаО 50-60%, Si02 25-35%, А1203 10-15% - повторное вакуумирование -15-20 мин., в том числе при остаточном давлении 1 гПа с интенсивной аргоновой продувкой и мощным ЭМП По существовавшей на ОАО «Ижорские заводы» технологии сталь 25Х2НМФА для ответственных изделий энергомашиностроения выплавляли в кислой мартеновской печи (КМП) или в печи электрошлакового переплава (ЭШП). При выплавке стали в КМП слитки массой 87 - 140 тонн отливали в вакууме. При производстве стали методом ЭШП в качестве электрода использовали металл, выплавленный в КМП, при этом получали слитки массой до 60 тонн. Поковки дисков, изготовленные из металла, выплавленного такими способами, имеют удовлетворительные механические характеристики. Но при использовании кислого мартеновского металла наблюдается большая загрязненность сульфидными включениями (средний балл 2,5), а металл ЭШП обладает повышенной склонностью к флокенообразованию. - учитывая, что разрушение стали в значительной степени определяется наличием в ней неметаллических включений, являющихся концентра торами напряжений и зародышами трещин [83], необходимо обеспе чить низкое содержание в металле кислорода и отсутствие тугоплав ких остроугольных оксидов; - в связи с тем, что применяемая для изготовления роторов хромонике левая сталь является флокеночувствительной, необходимо получить содержание в готовом металле водорода менее 2,0 ррм - необходимо также обеспечить условия, снижающие ликвацию эле ментов, в первую очередь серы и углерода. Разработанная технология включает выплавку жидкой заготовки в основной мартеновской печи (ОМП), рафинирование и доводку на УВРВ, разливку в вакууме. С целью получения в готовом изделии низкого содержания кислорода и водорода использовали вакуумирование металла на УВРВ и при разливке. Для снижения степени ликвации углерода и серы, учитывая данные работы [90], содержание в стали кремния ограничили 0,10%, окончательное раскисление алюминием не применяли. Изменение окисленности металла и шлака при использовании разработанной схемы выплавки показано на рис. 5.1. Представленные результаты получены при производстве стали 25Х2НМФА для опытно-штатной паковки диска, которая впоследствии была тщательно исследована. Технология производства стали была следующей. В ОМП проводили расплавление шихты, легирование никелем и молибденом, окислительный период. После достижения необходимого содержания углерода (0,29%) и темпе
Похожие диссертации на Разработка технологии внепечной обработки хромоникелевых конструкционных сталей для энергомашиностроения
