где С_т.ср средняя удельная теплоёмкость металла в твёрдом состоянии, МДж/т·К;

С_жср средняя удельная теплоёмкость металла в жидком состоянии, МДж/т·К;

Л_ф скрытая теплота фазового перехода, МДж/т;

Т_с температура солидуса, К;

Т _л температура ликвидуса, К;

Т_Y температура поверхности расходуемого электрода, К;

Т_в температура металла в жидком состоянии, К.

Принимаем:

С_т.ср = 0,55 МДж/(т · К),

С_ж.ср = 0,65 МДж/(т · К),

Л_ф = 280 МДж/т,

(Т_в - Т_л) = 250-450 К,

(29)

где l_эд длина электрода, м;

l_эд.ф переменная длина расходуемого электрода, м.

Для определения температур солидуса и ликвидуса необходим химический состав переплавляемого электрода, который указан в таблице 6.

Таблица 3 Химический состав электрода

Элемент	С	Si	Mn	Cr	Ni	W	V	S	P	Mo
Содержание	0,13	0,5	0,5	11	1,6	1,8	0,25	0,025	0,025	0,45

Температура солидуса:

Т_с = Т_пл ?{(Д Т_с)_i · [E]}, (30)

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

Т_пл температура плавления железа, Т_пл = 1812К;

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

Тогда температура солидуса будет равна:

Т_с =1812{(410·0,13)+(11,0·4)+(6,5·1,6)+(18,6·0,5)+(20,0·0,5)+

+(3,4·0,25)+(3,4·0,45)+(0,6·1,8)+(940·0,025)+(184·0,025}=1651К

Температура ликвидуса:

Т_л = Т_пл ?{(Д Т_л)_i · [E]}, (31)

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

Тогда температура ликвидуса будет равна:

Т_л =1812{(80,4·0,13) + (1,4·11,0) + (3,5·1,6) + (13,6·0,5) + (4,0·0,5) + (34,0·0,025) + (34,0·0,025) + (0,9?0,45) + (31,2?0,25) + +(0,5?1,8)} ? 1760 К

Средняя удельная теплоёмкость твердого металла С_т.ср = 0,55 кДж/кг; жидкого С_ж.ср = 0,65 кДж/кг. Удельная теплота фазового перехода = 280кДж/кг.

Тогда удельный теоретический расход энергии по формуле (28) будет равен:

W_{ут 1} = 0,55 · (1651 202,32) + 280 + 0,65 ·300 = 1245,87 кДж/кг,

W_{ут 2} = 055 · (1651 266,91) + 280+ 0,65 ·300 = 1210,34 кДж/кг,

W_{ут 3} = 0,55 · (1651 381,94) + 280+ 0,65 · 300 = 1147,08 кДж/кг,

W_{ут 4} = 0,55 · (1651 658,66) + 280+ 0,65 · 300 = 994,88 кДж/кг.

Массовая скорость переплава расходуемого электрода:

, (32)

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

определяющий размер слитка, м;

k_ф коэффициент фронта кристаллизации, характеризующий условия кристаллизации слитка.

Принимаем:

k = 0,27 кг/(с · м)

k_ф = 1,2

Тогда массовая скорость переплава расходуемого электрода будет равна:

Тогда:

P_пол1 = 0,079 · 1245,87 = 97,84 кВт,

P_пол2 = 0,079 · 1210,34 = 95,05 кВт,

P_пол3 = 0,079 · 1147,08 = 90,08 кВт,

P_пол4 = 0,079 · 994,88 = 78,13 кВт.

Определение тепловых потерь

Мощность передаваемая от шлака к слитку, кВт:

Р_сл = 277 ? 10^-3 ? б_шл ? F ? (Т_шл - Т_м), (33)

где б_шл коэффициент теплоотдачи от шлака металлу;

F площадь контакта между шлаком и металлом, м²;

Т_шл температура шлака, К;

Т_м температура поверхности металла, К.

Принимаем:

б_шл = 3,48 кВт/м² ? К ? час

F = м²

Т_шл = 2048 К

Т_м = Т_л + (250…450) (34)

Т_м =1760+250=2010К

Тогда:

Р_сл = 277 ? 10^-3 ? 3,48 ? 0,13 ? (2048 - 2010) = 4,75кВт.

Мощность передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора:

(35)

где Т_пл температура плавления шлака, K;

Т_пл =1625 K

Т_к средняя температура поверхности шлаковой корочки, K;

Т_к =1073 К

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

=4,00 Вт/(м·К)

толщина слоя шлака, м;

= 0,002 м

F_б площадь боковой поверхности шлаковой ванны, имеющей форму усеченного конуса со сторонами верхнего сечения кристаллизатора и слитка, м²;

F_б=(((0,317·4)+(0,310·4))/2)·0,13 = 0,16 м²

Тогда согласно формуле (35):

кВт

Мощность излучаемая поверхностью шлака, кВт:

, (36)

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

е _шл степень черноты шлака;

(F_кр F_эл) площадь теплоотдачи поверхности, м²;

Т_пов температура поверхности шлака.

Принимаем:

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

(F_кр - F_эд) = 0,130 - 0,047= 0,083м²

Т_пов = 2048 К

Тогда:

Р_{изл шл} = 10^-3?0,7?5,67?10^-8?0,083?2048⁴ = 57,91кВт

Мощность излучаемая поверхностью электродов, кВт:

Р_{изл эл} = 10^-3 ? е _ст ? у ? F_эл ? (Т_у)⁴, (37)

где F_эл поверхность расходуемых электродов, м²;

Т_пов температура поверхности электрода, К;

е _ст степень черноты стали.

Принимаем:

е _ст = 0,8;

F _эд= 0,047 м².

Тогда:

Р_{изл эл1} = 10^-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10^-8 ? 0,047? 202,32⁴ = 0,004 кВт,

Р_{изл эл2} = 10^-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10^-8 ? 0,047? 266,91⁴ = 0,011 кВт,

Р_{изл эл3} = 10^-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10^-8 ? 0,047· 381,94⁴ = 0,045 кВт,

Р_{изл эл4} = 10^-3 ? 0,8 ? 5,67 ? 10^-8 ? 0,047? 658,66⁴ = 0,398 кВт.

Мощность, теряемая при испарении шлака, кВт:

, (38)

где q скрытая теплота испарения, кДж/кг;

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

Принимаем:

q = 8290 кДж/кг,

у = 0,9 кг.

Тогда:

Тепловой баланс шлаковой ванны находим по формуле (27):

Р_шл1=97,84+4,75+202,25+8,68+57,91+0,004 = 371,430 кВт,

Р_шл2 =95,05+4,75+202,25+8,68+57,91+0,011 = 368,647 кВт,

Р_шл3 =90,08+4,75+202,25+8,68+57,91+0,049 = 363,714 кВт,

Р_шл4 =78,13+4,75+202,25+8,68+57,91+0,398 = 352,115 кВт.

Таблица 4 - Результаты расчета теплового баланса

Приход	Расход
371,825		кВт	%
	Полезная мощность	97,837	26,31
	Мощность, передаваемая слитку от шлака	4,747	1,28
	Мощность, передаваемая от шлаковой ванны на стенки кристаллизатора	202,252	54,39
	Поток излучения с поверхности шлака	57,914	15,58
	Поток излучения с поверхности электрода	0,398	0,11
	Мощность, теряемая при испарении шлака	8,676	2,33
371,825	Мощность, выделяемая в шлаковой ванне	371,825	100

5.3 Расчёт электрических параметров ЭШП

Определение активного электрического сопротивления шлаковой ванны

_, (39)

где ;

;

k₃=1

с_шл удельное сопротивление шлака; для флюса АНФ6 с_шл = 3,1 мОм·м;

а_кр эквивалентный диаметр кристаллизатора, в данном случае (а_кр)_экв=а_ср.кр=0,36

Тогда активное электрическое сопротивление будет равно:

Определение электрических параметров

Рассчитаем рабочий ток печи, кА:

(40)

Рассчитаем рабочее напряжение на шлаковой ванне, В:

U_шл = I_шл · R_шл (41)

U_шл1 = 7,839·6,045 = 47,385 В,

U_шл2 = 47,207 В,

U_шл3 = 46,890 В,

U_шл4 = 46,136 В.

Активное электрическое сопротивление R_эд, мОм:

(42)

где k_п поправочный коэффициент, учитывающий влияние поверхностного эффекта;

;

k_б коэффициент, учитывающий близость расходуемых электродов и равный 1,0;

с_т удельное электрическое сопротивление расходуемых электродов, Ом • м;

с_т = f (13Х11Н2В2МФ; Т_эд)

с_т1 = 40 • 10^-8 Ом • м, при Т_эд = 202,32 К;

с_т2 = 46• 10^-8 Ом • м, при Т_эд = 266,91 К;

с_т3 = 58 • 10^-8 Ом • м, при Т_эд = 381,94 К;

с_т4 = 84• 10^-8 Ом • м, при Т_эд = 658,66 К.

l_эд переменная длина расходуемого электрода, м;

s_эд площадь поперечного сечения электрода (S_эд1 = 0,047м²⁾.

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

, (43)

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

(м_r)_эд относительная магнитная проницаемость металла электрода.

, (44)

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

П_эд длинна периметра поперечного сечения расходуемых электродов, м.

Находим относительную магнитную проницаемость:

Тогда эквивалентная глубина проникновения электромагнитного поля:

Определяем поправочные коэффициенты:

k_п1 = f (57,12) = 4,89; k_б1 = 1,0;

k_п2 = f (53,35) = 4,57; k_б2 = 1,0;

k_п3 = f (47,66) = 4,08; k_б3 = 1,0;

k_п4 = f (39,88) = 3,41; k_б4 = 1,0.

Тогда активное электрическое сопротивление по формуле (42) будет:

.

что составляет 39 % от начального значения R_эд.

Индуктивное сопротивление Х_эд:

Х_эд = 2рf [L_c + L_в], (45)

где f частота тока, f = 50 Гц;

L_c собственная индуктивность электрода, Гн:

(46)

L_в внутренняя индуктивность электрода, Гн:

(47)

Тогда индуктивное сопротивление определяется по формуле (45)

Полное электрическое сопротивление цепи:

 (52)

Вторичное напряжение трансформатора:

U₂ = I_шл • Z_i (53)

U_2-1=7,84•6,33=49,59 В,

U_2-2=49,02 В,

U_2-3=48,32 В,

U_2-4=47,13 В.

Построение графика электрического режима

Электрический режим ЭШП должен быть дифференцированным, что связано с различными энергетическими стадиями переплава разогревом расходуемого электрода и формированием металлической ванны, рабочей стадией и выведением усадочной раковины; с изменением электрических параметров вторичного токоподвода по мере оплавления расходуемого электрода, с изменением энтальпии расходуемого электрода, что вызывает необходимость снижения полезной мощности, генерируемой в шлаковой ванне по закону Джоуля Ленца.

Данные для построения графика дифференцированного электрического режима ЭШП приведены в таблице 3.

Таблица 5 Данные для построения графика дифференцированного электрического режима ЭШП

№	Переменные величины
	lэд,м	Тэд, К	Rэд, мОм	Xэд, мОм	Wут, кДж/кг	Pпол, кВт	Pшл, кВт	Rшл, мОм	U2,В
1	5,7	202,317	0,281	0,0021	1245,870	97,837	371	6,045	49,59
2	4,4	266,913	0,233	0,0016	1210,340	95,047	369	6,045	49,02
3	3,1	381,941	0,185	0,0011	1147,080	90,080	364	6,045	48,32
4	1,8	658,659	0,130	0,0007	994,880	78,127	352	6,045	47,13

Общее время электрошлакового переплава

Время для выведения усадочной раковины 40 мин.

Построим графики изменения электрического режима по ходу переплава.

График изменения мощности, выделяющейся в шлаковой ванне



График изменения ступени вторичного напряжения трансформатора

График изменения силы тока

5.4 Расчёт материального баланса плавки

Для расчёта материального баланса необходимо знать длину сплавляемой части электрода, которая равна 4,2 м и массу сплавляемой части электрода, которая равна 1528,0 кг.

Химический состав исходного металла электрода, предназначенного для и ЭШП представлен в таблице 8.

Таблица 6 Химический состав стали 13Х11Н2В2МФ.

Элемент	С	Si	Mn	Cr	Ni	W	Mo	V	S	P
Нижний предел	0,10	н.б.	н.б.	10,5	1,50	1,60	0,35	0,18	н.б.	н.б.
Верхний предел	0,16	0,6	0,6	12,0	1,80	2,00	0,50	0,30	0,025	0,030

Химический состав электрода, предназначенного для ЭШП представлен в таблице 9.

Таблица 7 Химический состав электрода

Элемент	С	Si	Mn	Cr	Ni	W	V	S	P	Mo
Содержание	0,13	0,5	0,5	11	1,6	1,8	0,25	0,025	0,025	0,45

При электрошлаковом переплаве происходит окисление элементов, при этом каждый метр поверхности стали присоединяет 15 г кислорода. Имеется следующий путь доставки кислорода к поверхности металлической ванны: окисление поверхности электрода кислородом воздуха, далее перехода окалины в шлак при плавлении электрода и доставка кислорода к границе жидкого металла:

Fe + O₂ > FeO > (FeO) > [FeO]

Определение количества образующейся окалины FeO

, (54)

где S площадь поверхности электрода, м².

S=, (55)

где длина сплавляемой части электрода, м.

S=4·0,36·4,122=2,8м².

Тогда согласно формуле:

г.

Для образования такого количества FeO понадобится кислорода:

, (56)

где S площадь поверхности электрода, м².

m_O=15·2,8 = 41,93 г.

Тогда окислится железа:

(57)

m_Fe =188,7 - 41,93 = 146,77 г

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

y(FeO) + x[R] > y[Fe] + (R_xO_y)

То есть железо возвращается в жидкую металлическую ванну. Конечное содержание FeO во флюсе АНФ6

, (58)

где m_шл масса шлака, кг.

г.

Перейдёт в слиток железа:

, (59)

где Х количество FeO в исходном флюсе, %; в применяемом флюсе Х=0;

m(FeO) конечное содержание FeO в шлаке, %;

m_Fe0 количество образующейся окалины, г.

г.

Совместно с Fe перейдёт кислорода:

(60)

г.

В шлак перейдёт железа:

(61)

г

Элементы окисляются по следующим реакциям:

2(FeO) + [Si] = (SiO₂) + 2[Fe],

(CaO) + [FeS] = (CaS) + (FeO),

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

3(FeO)+2[Cr]=(Cr₂O₃)+3[Fe],

3(FeO)+[W]=(WO₃)+3[Fe].

Угар легирующих элементов в процессе плавки представлен в таблице 10.

Таблица 8 Угары элементов

Элемент	Si	Мn	Cr	Ni	V	Mo	W	S
Угар	10	3	0,7	0	0	0	5	50

Количество окислившегося элемента равно:

(62)

г;

г;

г;

г;

г.

Необходимое количество кислорода:

Для окисления Si:

г.

Для окисления Mn:

г.

Для окисления Cr:

г.

Для окисления W:

г.

Тогда фактическая масса слитка:

 (63)

m_с= 1528,000 -(0,764+0,229+1,177+1,375+0,229+0,1120,147) = 1524,641 кг

Выход годного тогда составит:

(64)

%

Таблица 9

Приход	Расход
Масса оплавляемой части электрода 1528,000кг	1 Окислилось Fe 0,147кг, 2 Окислилось Si 0,764кг, 3 Окислилось Мn 0,229 кг, 4 Окислилось Cr 1,177 кг, 5 Окислилось W 1,375 кг,
	6 Окислилось S 0,229 кг,
1528,000 кг	3,921кг

Изменение химического состава флюса в процессе ЭШП

Химический состав исходного флюса представлен в таблице 10.

Таблица 10 Химический состав флюса АНФ6

Соединения	CaF2	СаО	SiO2	Al2O3	FeO	S	TiO2	C	Р
%	63,79	6	2	28	0,04	0,03	0,04	0,07	0,03
кг	19,137	1,8	0,6	8,4	0,012	0,009	0,012	0,021	0,009

Считаем, что содержание С и Р не изменяется в течении переплава. Конечное содержание FeO в шлаке составляет 150 г. На границе раздела протекает реакция:

Согласно этой реакции окисляется около 70 % серы.

, (65)

где количество серы в исходном флюсе:

г

Количество кислорода необходимое для окисления серы:

(66)

г

Останется серы во флюсе: 6,3 г;

В атмосферу улетучится SO₂:

(67)

г

По этой реакции образуется:

 (68)

г;

(69)

г.

Содержание кремнезема во флюсе увеличивается в результате окисления кремния. В системе CaF₂ SiO₂ протекает реакция:

2CaF₂ + SiO₂ = 2CaO + SiF₄^

Определим потери Si в результате образования SiO₂. Принимаем, что по реакции образования SiF₄ окисляется 20 % SiO₂ находящегося во флюсе.

(70)

г.

Тогда во флюсе останется:

По этой реакции определим расход СаО и CaF₂:

г;

г.

Образуется SiF₄:

г

Количество Сr₂О₃, МnО и WO₃ определяется:

г;

г;

г.

В процессе ЭШП испаряется 13 % CaF₂ от исходного содержания (2,49 кг) Состав флюса после ЭШП приведен в таблице 11.

Таблица 11 Состав флюса после ЭШП

Состав	CaF2	СаО	SiO2	МnO	Cr2O3	TiO2
%	55,534	4,611	3,448	0,866	5,031	0,035
кг	18,981	1,576	1,179	0,296	1,720	0,012

Продолжение таблицы 11

FeO	S	Al2O3	С	Р	WO3	Всего
0,719	0,018	24,577	0,061	0,026	5,073	100,0
0,246	0,006	8,400	0,021	0,009	1,734	34,179

Таблица 12 Состав металла после ЭШП

Элементы	С	Si	Mn	Cr	Ni	W
кг	1,987	6,878	7,413	166,953	24,455	26,137
%	0,130	0,451	0,486	10,950	1,604	1,714

Продолжение таблицы 12

V	S	P	Mo	Fe	У
3,821	0,191	0,382	6,878	1276,256	1524,680
0,251	0,013	0,025	0,451	83,707	100

На гарнисаж расходуется до 20 % получаемого флюса или 6,836 кг. В таблице 13 приведен материальный баланс всей плавки.

Таблица 13 Материальный баланс всей плавки

Израсходовано	Получено
1 Масса сплавляемой части электродов 1528,000 кг;	1 Шлак 34,179 кг, в том числе гарнисаж 6,836 кг;
2 Кислорода из атмосферы 1,110 кг;	2 Слиток 1524,641 кг;
3 Флюс 30,000 кг;	3 SiF4 0,208 кг;
	4 Испарение SО2 0,013 кг;
Итого: 1559,560 кг.	Итого: 1559,041 кг.

Невязка:

6. Требования к дальнейшему переделу

Данная марка стали является флокеночувствительной, поэтому слиток помещается в печь, для замедленного охлаждения.

В дальнейшем металл поступает в прокатный цех. Слитки ЭШП деформируют по технологии, принятой для слитков ОДВ. Нагрев производится до температуры на 20…50 °C ниже нагрева слитков перед прокаткой после ОДВ.

Далее расходуемый электрод поступает на вакуумно-дуговой переплав. Следовательно, к расходуемым электродам, поступающим на данный переплав, предъявляются следующие требования [10]:

1. На электродах, поступающих на ВДП, не должно быть остатков жидкого стекла.

2. Поверхность электродов должна быть обточена и зачищена. Глубина местных выточек не должна превышать 10 % диаметра электрода.

3. На поверхности электрода допускаются продольные трещины шириной до 3 мм, шлифовочные трещины, отдельные свищи, мелкие (до 3 мм) поверхностные дефекты и торцевые трещины протяженностью до 100 мм.

4. Кривизна электродов не должна превышать 5 мм на погонный метр длины электрода и 20 мм - на всю его длину.

Заключение

В курсовом проекте рассмотрены химический состав, структура и дефекты стали марки ЭИ 961. Также рассмотрены способы выплавки данной марки стали в мартеновской, электродугой и открытой индукционной печах. Разработана оптимальная технология электрошлакового переплава. Рассчитаны геометрические размеры рабочего пространства печи, материальный, энергетический и электрический балансы плавки.

Таким образом, данную марку стали целесообразно выплавлять в 25тонной электродуговой печи с последующим переплавом на ЭШП и ВДП.

Электрошлаковый переплав необходим для:

снижения содержания серы;

уменьшения количества и размеров неметаллических включений;

равномерного распределения неметаллических включений по всему сечению слитка. Для этого необходимо выбрать оптимальную скорость переплава;

частичного удаления азота.

При вакуумно-дуговом переплаве решаются следующие проблемы:

удаление газов (кислород, азот, водород), (данная марка стали является флокеночувствительной);

удаление легкоплавких вредных примесей (As, Pb и т.д.)

Благодаря этому повышается ударная вязкость, пластичность. Увеличивается предел прочности стали. Уменьшается анизотропия свойств.

сталь химический металл переплав

Библиографический список

1) Латаш Ю.В., Медовар Б.И. Электрошлаковый переплав. - М.: Металлургия, 2011. - 240 с.

2) ГОСТ 5632-72 Стали высоколегированные и сплавы коррозионностойкие, жаростойкие и жаропрочные

3) Масленков С.Б. Жаропрочные стали и сплавы. М.: Металлургия, 2009. 192 с.

4) Г.М. Бородулин, Е.И. Мошкевич Нержавеющая сталь. М.: Металлургия, 1973. 319 с.

5) А.Г. Глебов Е.И. Мошкевич Электрошлаковый переплав. М.: Металлургия, 2010. 343 с.

6) Ф.Ф. Химушин. Жаропрочные стали и сплавы. М.: Металлургия, 1969, 2-е изд., 752 с.

7) Технологическая инструкция ЗМК-ЭШП. Электрошлаковый переплав стали и сплавов. 2001. 24 с.

8) Глебов А.Г., Машкевич Е.И. Электрошлаковый переплав. - М.: Металлургия, 1985. - 343 с.

9) Егоров А.В. Расчет мощности и параметров электропечей черной металлургии: Учеб. пособие для вузов М.: Металлургия, 2011. - 280 с.

10) Технологические инструкции ВДП сталей и сплавов ЗМЗ-ВДП Златоуст 2008.

Размещено на Allbest.ru