Главная База знаний "Allbest" Производство и технологии Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ХН75МБТЮ с получением слитка 1,25 т

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

Химический состав, назначение сплава марки ХН75МБТЮ. Требования к металлу открытой выплавки. Разработка технологии выплавки сплава марки. Выбор оборудования, расчет технологических параметров. Материальный баланс плавки. Требования к дальнейшему переделу.

Рубрика Производство и технологии
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 04.07.2014
Размер файла 294,9 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.

Страница:

Размещено на http://www.allbest.ru/

Пояснительная записка к курсовому проекту

по курсу: "Специальная электрометаллургия"

На тему: "Разработка технологии электрошлакового переплава сплава марки ХН75МБТЮ с получением слитка 1,25 т"

Содержание

  • Введение
  • 1. Химический состав и назначение сплава марки ХН75МБТЮ
  • 2. Требования к металлу открытой выплавки
  • 3. Анализ технологии выплавки сплава марки ХН75МБТЮ
  • 4. Разработка технологии выплавки сплава марки ХН75МБТЮ
  • 4.1 Требования к исходному металлу для ЭШП
  • 4.2 Требования к расходуемому электроду
  • 4.3 Требования к флюсу
  • 4.4 Подготовка расходуемого электрода к плавке
  • 4.5 Подготовка печи к плавке
  • 4.6 Проведение плавки
  • 4.7 Охлаждение слитков ЭШП
  • 4.8 Техника безопасности
  • 5. Выбор оборудования и расчет технологических параметров
  • 5.1 Определение геометрических размеров рабочего пространства
  • 5.2 Тепловой расчет плавки [9]
  • 5.3 Расчет электрических параметров плавки [9]
  • 5.4 Материальный баланс плавки [10]
  • 6. Требования к дальнейшему переделу
  • Заключение
  • Библиографический список

Введение

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

Металл, подвергшийся электрошлаковому переплаву, отличается высокой чистотой по неметаллическим включениям, свободен от различного рода литейных дефектов ликвационного и усадочного происхождения, обладает высокой физической однородностью и чрезвычайно высокой плотностью структуры [2].

Электрошлаковый переплав является достаточно гибким процессом, так как, меняя сечение расходуемого электрода, состав применяемого флюса и его количества, а также электрические параметры процесса, удается довольно в широких пределах регулировать скорость плавки. Кроме того, при электрошлаковом процессе имеется возможность получения слитков разнообразного сечения (круглого, квадратного, прямоугольного с большим соотношением длин широкой и узкой сторон). Методом электрошлакового переплава можно получить отливки самой различной формой (полые заготовки, заготовки прокатных валков, сосудов высокого давления и т.д.). ЭШП способствует наиболее простому решению задачи обеспечения направленной кристаллизации слитка в сочетании с рафинированием металла шлаком, в ближайшие годы должен стать самым широким распространенным способом производства высококачественного металла [1].

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

простота его обслуживания;

возможность управления наплавлением и скоростью кристаллизации слитка;

отсутствие усадочной раковины и пористости;

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

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

хорошая рафинирующая способность процесса от неметаллических включений;

возможность корректировки химического состава металла путем применения соответствующего флюса;

повышение плотности металла;

улучшение коррозионной стойкости металла;

повышение однородности структуры и химического состава;

общее улучшение характеристик пластичности и вязкости металла;

возможность управления направлением и скоростью кристаллизации [2].

сплав металл химический состав

1. Химический состав и назначение сплава марки ХН75МБТЮ

Таблица 1 - Химический состав сплава ХН75МБТЮ [3] в процентах

Предел

С

Si

Mn

Cr

Ni

S

P

Ti

Mo

Al

Nb

Нижний Верхний

н. б.

0,10

н. б.

0,80

н. б.

0,40

19,00

22,00

68,57

77,60

н. б.

0,012

н. б.

0,020

0,35

0,75

1,80

2,30

0,35

0,75

0,90

1,30

Сплав жаростойкий и жаропрочный на никелевой основе. Рекомендуемая максимальная температура эксплуатации в течение ограниченного времени - 1050°C, в течение длительного времени - 950°C. Температура интенсивного окалинообразования в воздушной среде 1050…1100°C.

Сплав ХН75МБТЮ применяется: для изготовления листовых деталей турбин, деталей газопроводных систем, аппаратуры, деталей камер сгорания с ограниченным сроком службы при температурах до 950°С; для производства сварочной проволоки, применяемой для наплавки деталей и сварки металлоконструкций в энергетическом машиностроении; для изготовления сварочных электродов. Никельхромистые сплавы обладают высоким сопротивлением окислению в атмосфере воздуха и высоким сопротивлением перегоранию в условиях работы нагревательных элементов.

Для повышения срока службы нагревательных элементов из никелевых сплавов к ним добавляют небольшие количества щелочноземельных и редкоземельных металлов.

По механическим свойствам при комнатных и высоких температурах никелевые сплавы обладают умеренной твердостью (150…200 НВ), прочностью и высокой пластичностью.

Легирование сплавов этого типа также преследует цель несколько повысить прочность при комнатной температуре, жаропрочные свойства, что достигается введением титана, молибдена и ниобия в небольших количествах. Введение этих элементов обусловливает образование некоторого количества упрочняющих интерметаллидных фаз.

Сплавы представляют собой в основном твердый раствор хрома в никеле с г. ц. к. решеткой, слабо упрочняются при термической обработке, имеют высокую пластичность, высокое электросопротивление и хорошие технологические свойства.

Сплавы на основе никеля обладают повышенной, по сравнению с ферритными сталями, коррозионной стойкостью в большом количестве агрессивных сред, в том числе в серной и ряде других кислот. Они хорошо прокатываются в горячем и холодном состояниях, свариваются без охрупчивания околошовных зон. Подвергаются простой термической обработке - закалке с 1050…1100 єС для фиксирования растворённых в ней карбидов.

Влияние никеля на коррозионную стойкость в сплавах этого класса проявляется не в образовании аустенита, а в том, что он сам обладает повышенным сопротивлением действию кислот, и, находясь в растворе, сообщает такое свойство сплаву. Это подтверждается тем, что марганцовистая и хромомарганцовистая стали, имеющие также структуру аустенита, не обладают такой же стойкостью к коррозии.

При обычных содержаниях углерода в этом сплаве 0,04…0,25 % в его структуре кроме аустенита имеются карбиды или карбонитриды, а также б-фаза. Закалкой с температуры 800…1100 єС, более высокой при более высоком содержании углерода, можно предупредить выделение углерода из раствора в виде карбидов, но они будут выделяться из него при последующем нагреве. Образование б-фазы можно также ограничить закалкой, но устранить её полностью и получить целиком аустенитную структуру в сплаве, содержащем титан не удастся [4].

Хромоникелевые сплавы обладают стойкостью против общей коррозии, но чувствительны к межкристаллитной, особенно после медленного охлаждения в интервале 500…850°С. Объясняется это выделением при этих температурах карбидов хрома, которые располагаются по границам зерна. В растворах электролитов карбиды образуют с обедненными углеродом участками зерна гальванические пары. В результате структурной неоднородности границы зерен подвергаются более сильному коррозионному разрушению.

Аустенитные сплавы нечувствительны к межкристаллитной коррозии, если содержание углерода в стали меньше предела растворимости его в аустените при комнатной температуре, т.е.0,02…0,03 % и менее. Получение сплавов с таким содержанием углерода в дуговых электропечах затруднено, поэтому при выплавке коррозионностойких аустенитных сплавов верхний предел содержания углерода устанавливают обычно на уровне 0,08…0,12 %, а дальнейшее понижение концентрации углерода в растворе производят присадками сильных карбидообразующих элементов - титана и ниобия. Количество вводимого титана должно примерно в пять раз превышать количество углерода.

Высокое содержание хрома, титана и алюминия обусловливает интенсивное окисление при разливке с образованием на поверхности корочки, богатой оксидами и нитридами титана. Завороты корочки приводят к многочисленным дефектам поверхности, которые вынуждают подвергать слиток сплошной обдирке.

Оставшиеся скопления нитридов и оксидов образуют краевую и общую неоднородность макроструктуры (так называемую титановую пористость). Степень развития этого дефекта возрастает с увеличением содержания титана в сплаве [5].

Для устранения перечисленных дефектов сплав направляется на ЭШП, который преследует цели: повышение плотности металла, улучшение коррозионной стойкости, повышение однородности структуры и химического состава, уменьшение содержания неметаллических включений, уменьшение содержания газов [1].

2. Требования к металлу открытой выплавки

Изделия из жаростойких и жаропрочных сплавов предназначены для работы в агрессивных средах при высоких температурах, поэтому основными требованиями, предъявляемыми к сплавам этой группы, является жаростойкость (сопротивление воздействию газовой среды или пара высоких температур).

При выплавке аустенитных жаропрочных сплавов необходимо получение металла такого химического состава, который обеспечивал бы однородность структуры. Наличие ферритной составляющей б-Fe в аустенитных сталях и сплавах затрудняет деформацию металла в горячем состоянии. Между тем жаропрочные сплавы аустенитного класса наряду с аустенитообразующими элементами (никелем и марганцем) содержат в больших количествах элементы (хром, титан, кремний), способствующие образованию феррита. В связи с этим необходимо стремиться к тому, чтобы содержание хрома и титана было ближе к нижнему допустимому пределу. Однако с уменьшением содержания хрома и особенно титана увеличивается склонность к межкристаллитной коррозии. Необходимо находить средние решения.

Повышения коррозионной стойкости нержавеющей стали в азотной, серной и других кислотах можно достичь вводя в неё молибден (2…4 %). [4]

А так как сплав должен работать в агрессивных средах с сохранением свойств, то в процессе дальнейшего электрошлакового переплава необходимо:

увеличить плотность металла;

уменьшить содержание газов;

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

уменьшить содержание неметаллических включений в сплаве (сульфидов);

уменьшить склонность к межкристаллитной коррозии [6].

3. Анализ технологии выплавки сплава марки ХН75МБТЮ

В настоящее время из нескольких возможных вариантов выплавки сплава ХН75МБТЮ применяют один: плавку методом переплава с использованием газообразного кислорода. Метод переплава позволяет использовать в шихте большое количество отходов высоколегированных сталей и обеспечивает высокое использование легирующих элементов, содержащихся в шихте. Но при переплаве отходов без окисления в дуговых печах происходит науглероживание металла электродами, что вызывает необходимость иметь по расплавлении содержание углерода ниже допустимых пределов. Это ограничивает возможности использования высоколегированных отходов и вынуждает включать в состав шихты определенное количество заготовки специально выплавляемого малоуглеродистого и чистого по фосфору и сере мягкого железа. Включение в состав шихты дорогостоящего мягкого железа увеличивает себестоимость металла. Нецелесообразно также использование высокохромистых отходов и на плавке с окислением, так как условия окисления углерода и хрома таковы, что даже при сравнительно низком содержании хрома трудно окислить углерод, не окисляя при этом хром.

Применение при выплавке газообразного кислорода позволяет быстро повысить температуру металла и при высокой температуре окислять углерод. Данная технология выплавки исключает возможность несоответствия содержания углерода в готовой стали заданному и позволяет включать в шихту большое количество высокохромистых отходов. Причем высокое содержание углерода в шихте не затрудняет получение низкоуглеродистого металла, а допустимое содержание хрома в шихте при этом определяется только содержанием углерода в готовой стали и температурой металла в конце продувки.

Для получения заданного содержания хрома в металлической шихте во время завалки в печь дают до 75 % выплавляемой или аналогичной марки. Недостающее количество никеля вводят в виде металлического никеля, никелевых сплавов или NiO. А недостающее количество молибдена в виде ферромолибдена включается в шихту или в виде молибдата кальция присаживается в конце плавления.

Недостатком процесса выплавки жаропрочных сплавов со сменой шлака являются потери хрома со скачиваемым шлаком. Уменьшить потери хрома можно, применяя одношлаковый процесс плавки с выпуском ее под раскисленным шлаком периода продувки.

Недостатком плавки одношлаковым процессом является неудовлетворительная десульфурация под полукислыми шлаками, поэтому такое проведение плавки возможно при использовании шихты достаточно чистой по сере.

Эффективным способом понижения угара хрома является продувка металлической ванны в дуговой печи кислородом и аргоном, что вызывает интенсивное перемешивание ванны и более полное окисление углерода.

Плавка на углеродистой шихте. Выплавка нержавеющих сплавов из нелегированных отходов производится лишь в исключительных случаях - при отсутствии легированных отходов или при выплавке сплавов с очень низким содержанием углерода [5].

Период плавления, при переплаве легированных отходов, имеет ряд особенностей по сравнению с выплавкой сплавов на углеродистой шихте. Наличие этих особенностей вызвано стремлением уменьшить потери хрома и по возможности никеля во время плавления. Потери никеля и хрома испарением в зоне электрических дуг могут быть уменьшены за счет сокращения длительности плавления. Потери хрома шихтовых материалов окислением (за счет окисления окисленным печным шлаком) также сокращаются при уменьшении длительности периода плавления. Снижению потерь хрома окислением способствует также повышение температуры жидкого металла в период плавления. Для сокращения длительности плавления и повышения температуры жидкой ванны применяют продувку ванны газообразным кислородом в завершающей стадии плавления шихты (после расплавления примерно 75 % шихты). Дополнительный приход тепла за счет экзотермических реакций окисления компонентов шихты кислородом позволяет заметно сократить период плавления и несколько уменьшить окисление хрома. Если продувка кислородом начинается раньше (при большом количестве нерасплавившейся шихты), существенно возрастает угар хрома за счет его окисления [4].

4. Разработка технологии выплавки сплава марки ХН75МБТЮ

Сплав жаростойкий, жаропрочный. Заготовка изготавливается методом разливки на МПНЛЗ. Чтобы избежать окисления таких элементов, как хром, титан и алюминий, разливать следует с большой скоростью и защищать поверхность металла восстановительной атмосферой [5].

4.1 Требования к исходному металлу для ЭШП

Химический состав сплава марки ХН75МБТЮ должен соответствовать приведенному в таблице 1.

Выплавка исходного металла для ЭШП производится в дуговой электропечи.

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

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 [7].

4.2 Требования к расходуемому электроду

Для изготовления расходуемых электродов применяются заготовки, отлитые на МПНЛЗ. Электроды изготавливаются квадратного 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.

При наличии дефекта "свищи" в электродах их поверхность со стороны "ласточкиного хвоста" зачищают, от торца с двух сторон по длине электродов делаются "лампасы" [7].

4.3 Требования к флюсу

При переплаве сплава марки ХН75МБТЮ следует применять флюс АНФ-1П. Химический состав флюса АНФ-1П должен соответствовать ТУ 14-1-1948-77.

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

Технико-экономическое обоснование выбора флюса. Флюс АНФ-1П обладает высокой электропроводностью в расплавленном состоянии и обеспечивает устойчивый электрошлаковый процесс, обладает хорошей прилипаемостью к неметаллическим включениям. Фторидные шлаки наиболее приемлемы для получения равномерного химического состава. Низкая окислительная способность флюса препятствует окислению таких элементов как Al, Ti, Cr, Nb. Использование такого флюса целесообразно при переплаве жаропрочных сплавов, каким является сплав ХН75МБТЮ.

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.

Так как в технологии применяется жидкий старт, то перед началом процесса флюс необходимо расплавить. Флюс плавится в специальной однофазной флюсоплавильной печи. Рекомендуется использовать при расплавлении керамическую футеровку, чтобы избежать насыщения флюса углеродом. После расплавления флюс сливается в ковш и транспортируется к электрошлаковой печи [2].

4.4 Подготовка расходуемого электрода к плавке

К электроду приваривают инвентарную головку. Инвентарная головка изготавливается из низкоуглеродистой стали типа марки 20, маркируется порядковым номером. Длина инвентарной головки 1200 мм. 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 [7].

4.5 Подготовка печи к плавке

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

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

После установки кристаллизатора и электродов производят заливку флюса АНФ-1П через специальное нижнее заливное устройство в количестве 30 кг и печь включается на рабочий режим [7].

4.6 Проведение плавки

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

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

Для получения металла высокого качества необходимо обеспечить бездуговой режим растекания тока по шлаку, который характеризуется соответствующим положением конца электрода в ванне. Оптимальная форма оплавляющейся части электрода представляет собой правильный конус.

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.

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

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

После наплавления слитка заданной высоты и массы приступают к выведению усадочной раковины. До окончания переплава проводят плавное снижение силы тока до с одновременным уменьшением напряжения до минимально возможного переключением ступени трансформатора. Последующую "подпитку” производить за счет сплавления погруженной в шлак 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 электродов, при этом питание установки не отключают. Электроды выдерживают до полного оплавления погруженной в шлак части, что сопровождается постепенным снижением силы тока и появлением дуговых разрядов между торцами электрода и поверхностью шлаковой ванны. Затем электрододержатели поднимают для вывода инвентарной головки электродов 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 [2, 7].

4.7 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 [7].

4.8 Техника безопасности

При выполнении работ, связанных с подготовкой и использованием материалов, механизмов ЭШП, инструмента и приспособлений, а также выполнении технологических операций при выплавке сталей и сплавов в электрошлаковых печах и выпуске их в ковш, должны соблюдаться требований инструкций по безопасности труда для подручных сталеваров и сталеваров установок ЭШП электросталеплавильного цеха [7].

5. Выбор оборудования и расчет технологических параметров

Для выплавления слитка относительно небольшой массы выбираем однофазную печь Р-951-УШ. По сравнению с бифилярными печами она имеет следующие преимущества: относительно простую конструкцию электрододержателя, меньшую высоту, больший коэффициент заполнения кристаллизатора и меньшую длину электрода [1].

5.1 Определение геометрических размеров рабочего пространства

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

kсл =, (1)

где lсл - длина слитка, м;

lо. сл - определяющий размер сечения слитка, м.

Масса слитка m0, кг:

, (2)

где

dт - плотность стали (dт = 7,88 т/мі) [9];

Sосн - площадь основания слитка (), м2.

Тогда:

. (3)

Выразим lо. сл:

, (4)

где m0 - масса слитка, т;

;

.

Расчет геометрических размеров кристаллизатора

, (5)

где lо. кр - определяющий размер кристаллизатора, м;

kл - коэффициент линейной усадки металла, kл = 1,020 [9];

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

?г - толщина шлакового гарнисажа (?г = 0,002 м) [9].

Принимаем кристаллизатор со стороной квадрата 0,34 м. В таком кристаллизаторе слиток будет иметь размеры:

(6)

(7)

(8)

Расчет диаметра верхнего и нижнего сечений слитка

(9)

(10)

где асл. н - сторона нижнего сечения слитка, м;

Dсл. в - сторона верхнего сечения слитка, м.

Составим систему уравнений для определения диаметра верхнего и нижнего сечения слитка

Решим систему уравнений:

м;

м.
Расчет сторон квадрата верхнего и нижнего сечений кристаллизатора
, (11)
где ао. кр. н - сторона нижнего сечения кристаллизатора, м.
м;
(12)
где ао. кр. в - сторона верхнего сечения кристаллизатора, м;
lкр - длина кристаллизатора, м.
Определение геометрических параметров расходуемого электрода.
Выберем монофилярную печь типа Р-951-УШ.
Длина оплавляемой части электрода:
, (13)
где
kз сл - коэффициент заполнения слитка.
Коэффициент заполнения слитка:
, (14)
где
n - количество электродов, n = 1;
sэд1 - площадь сечения электрода, м2;
sсл - площадь поперечного сечения слитка, м2
(15)
м2;
Исходя из этого определим:
Зазор между стенкой кристаллизатора электродом составляет:
Определим длину оплавляемой части электрода:
Полная длина электрода:
, (16)
где lо - длина огарка (50 мм); lинв. г - длина инвентарной головки (1,2 м).
Масса электрода:
mэд = dт ·Vэд, (17)
где Vэд - объём электрода, м3.
mэд = 7,8 ·3,9 · 0,042 = 1,27 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 - плотность жидкого шлака разного химического состава (для АНФ-1П ) [9]
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 = 1,48+ 0,16+ 0,15 = 1,79 м.
По формуле (12) определим верхнее сечение кристаллизатора:
Высоту установки определим по формуле:
(25)
.

5.2 Тепловой расчет плавки [9]

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

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, кВт;

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 [9]:

Ст. ср = 0,6 МДж/ (т · К);

Сж. ср = 0,75 МДж/ (т · К);

Лф = 300 МДж/т;

(Тв - Тл) = 250…450 К,

(Тв - Тл) = 350;

(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

Si

Mn

Cr

Ni

S

P

Ti

Mo

Al

Nb

Содержание

0,08

0,60

0,30

20,00

74,585

0,010

0,015

0,55

2,00

0,55

1,10

Таблица 3 - Снижение температуры плавления железа при содержании легирующего элемента 1 % [9] К/%

Элемент

Тс

Тл

C

186,4

72,5

Si

18,6

13,6

Элемент

Тс

Тл

Mn

20,0

4,0

Cr

0

1,4

Ni

4,7

3,0

S

940,0

34,0

P

184,0

34,0

Ti

27,7

13,9

Мо

3,4

0,9

Al

7,0

3,4

Nb

8,4

17,4

Температура солидуса:

Тс = Тпл - ?{ (Д Тс) i · [E] }, (30)

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

Тпл - температура плавления железа, Тпл = 1812 К;

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

Тогда температура солидуса будет равна:

Тс = 1812 - { (186,4·0,08) + (18,6·0,6) + (20,0·0,3) + (0·20,0) + (4,7·74,585) + (940,0·0,01) + (184,0·0,015) + (27,7·0,55) + (3,4·2,00) + (7,0·0,55) + (8,4·1,10) } = 1382 К.

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 - { (72,5·0,08) + (13,6·0,6) + (4,0·0,3) + (1,4·20,0) +

(3,0·74,585) +(34,0·0,010) + (34,0·0,015) + (13,9·0,55) + (0,9?2,00) +/

+ (3,4·0,55) + (17,4?1,10) } = 1514 К.

Средняя удельная теплоёмкость твердого металла Ст. ср = 0,60 кДж/кг; жидкого Сж. ср = 0,75 кДж/кг. Тогда удельный теоретический расход энергии по формуле (28) будет равен:

Wут 1 = 0,6 · (1382 - 202,32) + 300 + 0,75 ·350 = 1270,37 кДж/кг;

Wут 2 = 0,6 · (1382 - 276,93) + 300+ 0,75 ·350 = 1225,60 кДж/кг;

Wут 3 = 0,6 · (1382 - 424,05) + 300+ 0,75 · 350 = 1137,33 кДж/кг;

Wут 4 = 0,6 · (1382 - 848,64) + 300+ 0,75 · 350 = 882,57 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 [9]:

k = 0,21 кг/ (с · м)

(33)

где hм - глубина жидкометаллической ванны, м.

Тогда массовая скорость переплава расходуемого электрода будет равна:

Тогда:

Pпол1 = 0,063 · 1270,37 = 79,89 кВт;

Pпол2 = 77,08 кВт;

Pпол3 = 71,52 кВт;

Pпол4 = 55,50 кВт.

Определение тепловых потерь

Мощность передаваемая от шлака к слитку, кВт:

Рсл = 277 ? 10-3 ? бшл ? F ? (Тшл - Тм), (34)

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); (35)

Тм = 1514 + 350 = 1864 К.

Тогда:

Рсл = 277 ? 10-3 ? 3,48 ? 0,116 ? (2048 - 1864) = 20,504 кВт.

Мощность передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора:

(36)

где Тпл - температура плавления шлака, К, Тпл =1660 К [2];

Тк - средняя температура поверхности шлаковой корочки, К, Тк =1073 К [9];

- средняя теплопроводность шлака, Вт/ (м·К), = 4,00 Вт/ (м·К) [9];

- толщина слоя шлака, м, = 0,002 м;

Fб - площадь боковой поверхности шлаковой ванны, м2

Fб= ( ( (0,262·4) + (0,270·4)) /2) ·0,161 = 0,17 м2.

Тогда согласно формуле (36):

кВт.

Мощность излучаемая поверхностью шлака, кВт:

, (37)

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 [9]:

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

(Fкр - Fэл) = 0,116 - 0,042 = 0,074 м2; Тпов = 2048 К.

Тогда:

Ризл шл = 10-11 ? 3,969 ? 0,342 · (1 - 0,62) ·20484 = 51,66 кВт.

Мощность излучаемая поверхностью электрода, кВт:

Ризл эл = 10-3 ? е ст ? у ? Fэд ? (Т) 4, (38)

где Fэд - поверхность расходуемого электрода, м2;

Тпов - температура поверхности электрода, К;

е ст - степень черноты стали.

Принимаем [9]:

е ст = 0,8;

F эд = 0,042 м2.

Тогда:

Ризл эд1 = 10-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10-8 ? 0,042? 202,324 = 0,003 кВт;

Ризл эл2 = 0,011 кВт; Ризл эл3 = 0,061 кВт; Ризл эл4 = 0,979 кВт.

Мощность, теряемая при испарении шлака, кВт:

, (39)

где q - скрытая теплота испарения, кДж/кг;

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

Принимаем [9]:

q = 7000 кДж/кг;

у = 1,125 кг.

Тогда:

Тепловой баланс шлаковой ванны находим по формуле (27):

Ршл1 = 9,157+51,66+234,03+20,504+0,003+79,89 = 395,25 кВт;

Ршл2 = 392,44 кВт; Ршл3 = 386,94 кВт; Ршл4 = 371,83 кВт.

Таблица 4 - Результаты расчета теплового баланса

Приход

Расход

396,22

кВт

%

Полезная мощность

79,89

20,16

Мощность, передаваемая слитку от шлака

20,50

5,17

Мощность, передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора

234,03

59,07

Поток излучения с поверхности шлака

51,66

13,04

Поток излучения с поверхности электрода

0,98

0,25

Мощность, теряемая при испарении шлака

9,16

2,31

396,22

Мощность, выделяемая в шлаковой ванне

396,22

100

5.3 Расчет электрических параметров плавки [9]

Определение активного электрического сопротивления шлаковой ванны

, (40) где

;

; k3= 0,8 [9];

сшл - удельное сопротивление шлака, для флюса АНФ-1П сшл = 1,8 мОм·м [9];

акр - эквивалентный размер кристаллизатора, в данном случае (акр) экв= аср. кр= =0,34.

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 = 13,57·2,15 = 29,13 В;

Uшл2 = 29,03 В; Uшл3 = 28,82 В; Uшл4 = 28,26 В.

Активное электрическое сопротивление Rэд, мОм:

(43)

где kп - поправочный коэффициент, учитывающий влияние поверхностного эффекта;

;

kб - коэффициент, учитывающий близость расходуемых электродов и равный 1, т.к.1 электрод;

ст - удельное электрическое сопротивление расходуемого электрода, Ом • м;

ст = f (ХН75МБТЮ; Тэд)

ст1 = 84 • 10-8 Ом • м, при Тэд = 202 К;

ст2 = 89 • 10-8 Ом • м, при Тэд = 277 К;

ст3 = 101 • 10-8 Ом • м, при Тэд = 424 К;

ст4 = 121• 10-8 Ом • м, при Тэд = 849 К.

lэд - переменная длина расходуемого электрода, м;

sэд - площадь поперечного сечения электрода (Sэд1 = 0,042 м2).

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

, (44)

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

(мr) 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 (28,17) = 2,41; kб1 = 1; kп2 = f (27,58) = 2,36; kб2 = 1;

kп3 = f (25,97) = 2,22; kб3 = 1; kп4 = f (23,94) = 2,05; kб4 = 1.

Тогда активное электрическое сопротивление по формуле (43) будет:

,

что составляет 35 % от начального значения Rэд. Индуктивное сопротивление Хэд, мОм:

Хэд = 2рf [Lc + Lв + (n • cos шМ) 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 (46)

Xэд1 = 23,1450 [39,32+25,01] 10-7 = 2,0 мОм;

Xэд2 = 1,4 мОм;

Xэд3 = 0,91 мОм;

Xэд4 = 0,43 мОм.

Полное электрическое сопротивление цепи, мОм:

(49)

Вторичное напряжение трансформатора, В:

U2 = Iшл • Zi, (50)

U2-1 = 13,57•2,40 = 32,54 В;

U2-2 = 31,62 В;

U2-3 = 30,64 В;

U2-4 = 29,24 В.

Построение графиков 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

5,10

202,32

0,25

0,0020

1270,37

79,89

395,25

2,15

32,54

2

3,80

276,93

0, 19

0,0014

1225,60

77,08

392,44

2,15

31,62

3

2,50

424,05

0,14

0,0009

1137,33

71,52

386,94

2,15

30,64

4

1,25

848,64

0,07

0,0004

882,57

55,50

371,83

2,15

29,24

Общее время электрошлакового переплава

Время для выведения усадочной раковины 40 мин.

Построим графики изменения электрического режима по ходу переплава.

, ч

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

, ч

Рис. 2. График изменения ступени вторичного напряжения трансформатора

, ч

Рис. 3. График изменения силы тока

5.4 Материальный баланс плавки [10]

Для расчёта материального баланса необходимо знать длину сплавляемой части электрода, которая равна 3,85 м и массу сплавляемой части электрода, которая равна 1266 кг.

Химический состав сплава ХН75МБТЮ приведен в таблице 1.

Химический состав электрода перед ЭШП представлен в таблице 2.

При электрошлаковом переплаве происходит окисление элементов, при этом каждый метр поверхности стали присоединяет 15 г кислорода.

Имеется следующий путь доставки кислорода к поверхности металлической ванны: окисление поверхности электрода кислородом воздуха, далее перехода окалины в шлак при плавлении электрода и доставка кислорода к границе жидкого металла:

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

Определение количества образующейся окалины FeO

, (54)

где S - площадь поверхности электрода, м2

S = , (55)

где - длина сплавляемой части электрода, м

S = 4·0, 204·3,851=2,47 м2.

Тогда согласно формуле

г.

Для образования такого количества FeO понадобится кислорода:

, (56)

= 15·2,47 = 37 г.

Тогда окислится железа:

(57)

mFe = 167 - 37 = 130 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

, (58)

где mшл - масса шлака, г

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)

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];

2 (FeO) + [Ti] = (TiO2) +2 [Fe];

3 (FeO) + [Мо] = (МоO3) +3 [Fe];

3 (FeO) +2 [Al] = (Al2O3) +3 [Fe];

(FeO) + [Nb] = (NbO) + [Fe].

Угар легирующих элементов в процессе плавки представлен в таблице 6.

Таблица 6 - Угары элементов в процентах

Элемент

Si

Мn

Cr

Ni

S

Ti

Мо

Аl

Nb

Угар

10

2

0,7

0

34

10

1

10

30

Количество окислившегося элемента равно:

(62)

г;

г;

г;

г;

г;

г;

г;

г;

Необходимое количество кислорода:

Для окисления Si:

г;

Для окисления Mn

г;

Для окисления Cr

г;

Для окисления Ti

г;

Для окисления Мо

г;

Для окисления Al

г;

Для окисления Nb

г.

Тогда фактическая масса слитка:

(63)

mс = 1266- (0,76+0,08+1,77+0,04+0,70+0,25+0,70+4,18+0,13) = 1257,39 кг.

Выход годного тогда составит:

(64)

%.

Таблица 7 - Материальный баланс плавки

Приход

Расход

Масса оплавляемой части электрода - 1266 кг

1 Окислилось Fe - 0,13 кг

2 Окислилось Si - 0,76 кг

3 Окислилось Мn - 0,08 кг

4 Окислилось Cr - 1,77 кг

5 Окислилось S - 0,04 кг

6 Окислилось Ti - 0,70 кг

7 Окислилось Мо - 0,25 кг

8 Окислилось Al - 0,70 кг

9 Окислилось Nb - 4,18 кг

1266 кг

8,61 кг

Изменение химического состава флюса в процессе ЭШП

Химический состав исходного флюса представлен в таблице 8.

Таблица 8 - Химический состав флюса АНФ-1П [7]

Соединения

CaF2

СаО

SiO2

Al2O3

FeO

S

TiO2

C

Р

кг

34,35

0

0,11

1,13

0

0,02

1,88

0,01

0,01

%

91,61

0

0,30

3,00

0

0,05

5,00

0,02

0,02

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

г.

Количество кислорода необходимое для окисления серы:

(66)

г.

Останется серы во флюсе: 13,1 г;

В атмосферу улетучится SO2:

(67)

г.

По этой реакции образуется:

Страница:


Подобные документы

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.

© 2000 — 2023, ООО «Олбест» Все права защищены