Страница 117 из 118« Первая«…102030…114115116117118»
В настоящее время нет единой классификации специальных сталей. Существует много признаков, по которым классифицируют стали, но зачастую и они не могут быть однозначными для большого числа марок сталей.
Рассмотрим классификацию сталей по наиболее общим признакам.
По химическому составу стали и сплавы черных металлов условно подразделяют на углеродистые (нелегированные) стали, низколегированные стали, легированные стали, высоколегированные стали, сплавы на основе железа.
Углеродистые стали не содержат специально введенных легирующих элементов. Их количество в этих сталях должно быть в пределах, регламентированных для примесей соответствующими ГОСТами.
В низколегированных сталях суммарное содержание легирующих элементов должно быть не более 2,5 % (кроме углерода), в легированных — от 2,5 до 10 %, в высоколегированных — более 10 % при содержании в них железа не менее 45 %.
Сплавы на основе железа содержат железа менее 45 % v но его количество больше, чем любого другого легирующего элемента.
В зависимости от наличия тех или иных легирующих элементов стали называют марганцовистыми, кремнистыми, хромистыми, никелевыми, а также хромоникелевыми, хромомарганцовистыми, хромокремнистыми, хромована- диевыми, никельмолибденовыми, хромоникельмолибдено — выми, хромомолибденованадиевыми, хромокремнемарган — цовоникелевыми и т. п.
По назначению специальные стали подразделяют на конструкционные, инструментальные, стали с особыми физическими свойствами.
Конструкционной сталью называется сталь, применяемая для изготовления различных деталей машин, механизмов и конструкций в машиностроении и строительстве и обладающая определенными механическими, физическими и химическими свойствами.
Конструкционные стали подразделяют на строительные, машиностроительные и стали и сплавы с особыми свойствами — теплоустойчивые, жаропрочные, жаростойкие, коррозионностойкие.
Инструментальной сталью называется сталь, применяемая для обработки материалов резанием или давлением и обладающая высокой твердостью, прочностью, износостой-’ костью и рядом других свойств.
Инструментальные стали подразделяют на стали для режущего инструмента, штамповые стали и стали для измерительного инструмента.
Внутри указанной классификации существуют более узкие подразделения сталей как по назначению, так и по свойствам.
Классификация сталей по структуре в значительной степени условна.
По структуре сталей в равновесном состоянии их делят на доэвтектоидные, эвтектоидные, заэвтек — т о и д н ы е.
Легирующие элементы изменяют содержание углерода в эвтектоиде по отношению к его положению в углеродистой стали (см. гл. I, п. 2). Поэтому в зависимости от сочетания легирующих элементов положение эвтектоидной точки может быть при разном содержании углерода.
Другим условным структурным признаком, по которому классифицируют стали, является основная структура, полученная при охлаждении на воздухе образцов небольших сечений после высокотемпературного нагрева 900 0C). При этом в зависимости от структуры стали подразделяют. на перлитные, бейнитные, мартенситные, ледебуритные, ферритные и аустеиитные.
Перлитные и бейнитные стали чаще всего бывают углеродистыми и низколегированными, мартенситные — легированными и высоколегированными, а ферритные и аустеиитные, как правило, высоколегированные. Однако такая связь между структурой и легированностью стали далеко неоднозначна. Наряду с перечисленными могут быть смешанные структурные классы: феррито-перлитный,.фер — рито-мартенситный, аустенито-ферритный, аустенито-мартенситный. Такая классификация применяется при наличии не менее 10 % феррита (как второй структуры).
По качеству стали подразделяют на стали обыкновенного качества, качественные, высококачественные, особое ысококачественны е.
Главными качественными признаками стали являются более жесткие требования по химическому составу и прежде всего по содержанию вред1шх примесей, таких как фосфора и серы. Ниже приведено предельное содержание фосфора и серы, % (не более), в сталях разной категории качества:
Р s
Обыкновенного качества.
Качественная…………………….
Высококачественная. . Особое ысококачественная
TOC \o «1-3» \h \z. 0,040 0,050
. 0,035 0,035
0,025 0,025
, 0,025 0,015
Категория обыкновенного качества может относиться j только к углеродистым сталям. Все остальные категории качества могут относиться к любым по степени легирования сталям. j
Наряду с приведенными классификациями по общим ; признакам, относящимся к разным сталям, существуют бо — , лее частные классификации определенных групп сталей, которые будут рассмотрены в соответствующих частях.
5. Маркировка сталей
В СССР принята буквенно-цифровая система обозначения марок сталей и сплавов.
Углеродистые конструкционные качественные стали обозначают двухзначным числом, указывающим среднее содержание углерода в сотых долях процента (например, 05; 08; 10; 15; 20; 25…80; 85).
Для сталей, полностью не раскисленных (при С< 0,12 Период освоения, % от
Общего количества . . — 5 18 77 —
—AlaccoBoe производство^ ч% от общего количества 19,0 54,0 12,5 4,5 10,0
Порядок завалки был следующий: па подину давали известняк в количестве 30—40 кг/т; па дно бадьи (или поверх известняка при загрузке мульдами) укладывали мелочь (стружку, обрезь листа, выдавки) нержавеющей стали и никель; затем в центр бадьи или печи загружали мягкое железо. Отходы нержавеющей стали укладывали к стенкам бадьи или печи в зависимости от вида завалки.
Для защиты металла от науглероживания по ходу плавления присаживали сухой шамотный порошок в количестве 0,5—1,0% от массы завалки.
Если к металлу предъявлялись особо высокие требования в отношении чистоты по сере, то вместо шамотного порошка по ходу плавки давали смесь из извести и плавикового шпата в количестве 1,8—2% от массы завалки, а соотношение извести и шпата выдерживали примерно 3: 1.
Несмотря на отсутствие сильных окислителей в составе шихты и в процессе расплавления, угар хрома в этот период значителен, так как металл во время плавления шихты холодный, условия для выгорания углерода неблагоприятны, а выгорание хрома протекает интенсивно. По данным одного металлургического завода, угар хрома в процессе расплавления шихты, даже без ввода каких-либо окислителей, выражался внушительной цифрой и достигал на отдельных плавках минимума 11,4% и максимума 48,2%- Естественно, что такие потери хрома заставляли металлургов искать пути снижения угара его. Внимание было обращено на характер шлака, наводимого в процессе плавления шихты.
Выше было указано, что по ходу плавления в печь подбрасывают шамотный порошок или смесь извести и плавикового шпата. При наличии свежеобожженной извести наведение известковых шлаков в процессе плавления является достаточно эффективным средством снижения угара хрома.
Следует также отметить, что тщательность раскисления шлака по окончании расплавления ванны в немалой'»‘ степени способствует снижению угара хрома.
Раскисленный шлак периода расплавления скачийа — ют и заводят новый. Характер рафинировочного шлака зависит от требований к содержанию серы в готовом металле и фактического наличия ее в первой пробе. Если содержание серы в первой пробе было низким, то плавку вели под шамотным полукислым шлаком, который быстрее расплавляется, имеет меньший объем, что ускоряет расплавление феррохрома и снижает газонасыщенность стали.
Чтобы не заниматься удалением серы на такой тяжелой и ответственной марке стали, как 1Х18Н9Т, металлурги ограничили содержание серы в мягком железе 0,030%. Это позволило в большинстве плавок получать
Содержание серы не выше 0,020%, что обеспечивало наиболее жесткие требования технических условии для этой стали.
После расплавления шлака и нагрева металла вводят нагретый докрасна (примерно до 800—900° С) феррохром. Расплавление феррохрома производят форсированно при тщательном перемешивании ванны железными гребками. После расплавления всего феррохрома производят раскисление шлака порошком 75%-ного ферросилиция с частичной заменой его молотым силикокаль — цием или алюминиевым порошком. Смеси разбрасываются равномерно по поверхности ванны.
В процессе плавления феррохрома шлак становится густым, темно-зеленого цвета, что говорит о значительном окислении хрома. Раскислительные смеси указанного выше состава довольно быстро превращают густой шлак в жидкоподвижный, зеленый цвет шлака переходит в коричневый. После этого отбирают одну за другой две пробы металла на углерод, марганец, хром и никель.
Определение хрома и никеля при нормальном ходе плавки может и не производиться, так как феррохром присаживают, руководствуясь анализом металла после раскисления шлака.
По получении необходимых анализов и при хорошем нагреве металла подкачивают шлак так, чтобы осталась тонкая пленка на поверхности металла, и присаживают ферротитан; затем дают шлаковую смесь из извести и плавикового шпата и через 15—20 мин плавку выпускают.
Большое значение для оценки настоящего метода имеет угар хрома. Длительные наблюдения за ходом плавок позволили получить следующие данные: угар хрома при применении железной руды составил 15,4%; угар хрома без добавления железной руды и при обеспечении ‘тщательного раскисления шлака порошком ферросилиция, силикокальция и алюминия после расплавления всего феррохрома составил 4,3% ¦
13000 10000
23000
Приведем хронометраж одной из плавок, выплавленных методом переплава в соответствии с описанной выше технологией:
Состав шихты, кг:
Мягкое железо с никелем отходы стали 1Х18Н9Т.
Итого:
Состояние печи удовлетворительное. На подину дано 800 кг известняка.
14 ч 00 мин— включен ток, напряжение 240 в, мощность 6000 квг.
14 ч 55 мин — дана смесь из 350 кг извести и 80 кг плавикового
!нпата.
15 ч 50 мин — дана смесь из 300 кг извести и 80 кг плавикового
Шпата.
16 ч 30 мин — на раскисление шлака израсходовано 20 кг молотого
75%-ного ферросилиция.
16 ч 45 мин — на шлак дано 20 кг молотого 75%-ного ферросилиция.
17 ч 05 мин — дана смесь из 100 кг извести, 25 кг плавикового шпата
И 20 кг молотого 75%-ного ферросилиция. 17 ч 30 мин — шихта расплавилась. Взята проба 1: 0,08% С; 0,12%
Mn; 0,022% Р; 0,022% S; 6,60% Cr; 9,26% Ni. 17 ч 40 мин — скачали шлак, дана смесь из 200 кг извести, 50 кг плавикового шпата и 25 кг молотого 75%-ного ферросилиция.
17 ч 55 мин — взята проба 2: 0,09% С; 6,22% Cr. Дано на шлак 15 кг
Молотого 75%-ного ферросилиция.
18 ч 00 мин — дано 2750 кг подогретого докрасна феррохрома марки
ФХ005 ‘и 100 кг малоуглеродистого ферромарганца. 18 ч 10 мин — включен ток на среднее напряжение 160 в, мощность 3800 кет. Дано на шлак 15 кг молотого 75%-ного ферросилиция.
18 ч 35 мин — дано 2500 кг феррохрома. Включен ток на среднее на
Пряжение 160 в, мощность 3800 кет. Дано на шлак 20 кг молотого 75%-ного ферросилиция. Дано 500 кг никеля.
19 ч 00 мин — печь переключили, напряжение 138 а, мощность
2800 кет.
19 ч 15 мин — дано на шлак 20 кг молотого ферросилиция. 19 ч 20 мин — взята проба 3; 0,11% С; 0,37% Mn; 16,48% Cr; 9,60% Ni.
19 ч 30 мин — взята проба 4: 0,11% С; 0,40% Mn; 16,05% Cr;
9,58% Ni.
20 ч 20 мин — дано 1600 кг феррохрома, 600 кг никеля, 80 кг мало
Углеродистого ферромарганца.
21 ч 00 мин — подкачали шлак, дано 1750 кг ферротитана. 21 ч 25 мин—выпуск плавки.
Состав готового металла следующий: 0,11% С; 0,60% Mn; 0,48% Si; 0,021% Р; 0,019% S; 17,47% Cr; 10,17% Ni; 0,61% Ti.
Для сравнительной оценки приведем технические данные по каждому методу (табл. 12).
Разработка и внедрение описанных выше методов выплавки нержавеющей стали 1Х18Н9Т относятся к периоду тридцатых и сороковых годов. Эта серия методов выплавки составляет как бы первый этап развития отечественного технологического процесса производства нержавеющей стали, который неразрывно был связан с техническим уровнем электрометаллургии того времени.
С конца сороковых годов развитие техники в электрометаллургии шло в направлении увеличения емкости
Таблица 12
Сравнительные технические даииые разных методов выплавки нержавеющей стали
Методы |
||||
Наименование данных |
Частичного окисления |
Сплавления |
Смешения |
Переплава |
Число плавок………………………. |
200 |
61 |
9 |
100 |
Средняя масса плавки, т |
32 |
25,2 |
28,3 |
32 |
Выход годного, % … . |
89,5 |
90,0 |
89,0 |
91,5 |
Среднее содержание углерода в готовой стали, % . |
0,09 |
0,11 |
0,12 |
0,105 |
Угар хрома, % …. |
1,8 |
20,0 |
9,7 |
15,4/4,3* |
Среднее содержание титана в готовой стали, % … |
0,58 |
0,61 |
0,43 |
0,56 |
Угар титана, %…………………….. |
47 |
44 |
65 |
48,5 |
Расход электроэнергии, кет-ч/т…………………………… |
835 |
888 |
1200 |
763 |
Среднее содержание серы в готовом металле, % . . . |
0,017 |
0,017 |
0,019 |
0,018 |
Средкее__содержание фосфора в готовом Металле, % • Средняя продолжительность плавки, ч—мин. . . \ ¦ \ |
0,027 6—20 |
0,029 6-40 |
0,022 5—15 |
0,027 6—40 |
* В числителе указан угар хрома при применении железной руды в завалку в период расплавления; в знаменателе — угар хрома без применения руды.
Электропечей, увеличения мощности печных трансформаторов, усовершенствования отдельных узлов и механизмов печей, перехода с загрузки электропечей мульдами на бадьевую загрузку шихты, перехода с динасовых сводов на магнезитохромитовые, вакуумирования металла, электромагнитного перемешивания металла и, наконец, применения кислорода в технологии плавки. Все эти изменения составили суть технического прогресса в элект — росталеплавилыюм производстве пятидесятых годов, который далеко продвинул теорию и практику электросталеварения, дал возможность значительно увеличить выпуск электрометалла, а главное улучшить его качество.
Усовершенствование техники и технологии электросталеплавильного производства немедленно и наиболее эффективно сказалось па изменении технологического процесса выплавки нержавеющей стали. Особенно это относится к использованию кислорода при проведении электроплавки.
В Советском Союзе начали применять кислород при производстве электростали в 1948 г. Почти одновременно на трех металлургических заводах — Челябинском, Кузнецком и «Электросталь»—окисление металла при выплавке в основных дуговых печах стали проводить путем продувки ванны газообразным кислородом. Позднее, в конце 1952 г., кислород нашел применение на заводе «Днепроспецсталь». Эффективность использования кислорода в электросталеплавильном производстве трудно переоценить. Коренным образом была изменена технология выплавки стали ряда марок ответственного назначения и особенно сталей с высоким содержанием хрома и никеля. Примером этому может служить нержавеющая сталь типа 1Х18Н9Т, которая до применения кислорода была одной из наиболее трудных в выплавке.
Кроме того, благодаря кислороду была решена серьезная экономическая проблема использования высоколегированных отходов, накопившихся в больших количествах на заводах. До применения кислорода отходы нержавеющей стали 1Х18Н9Т использовались в основную шихту для плавки недостаточно: не более 50%. Повышенное содержание хрома в жидком металле препятствовало обезуглероживанию ванны при ее окислении железной рудой. Так, плавки, выплавленные методом переплава с 30% отходов, давали 4% отклонений от заданного химического состава по углероду, а с 50% отходов—36% отклонений.
Ограниченное расходование отходов привело к большому накоплению их на заводах, и содержащиеся в них в большом количестве дефицитные легирующие (хром и никель) не могли быть использованы. Применение кислорода позволило резко увеличить количество отходов в шихте и довести их до 70—80%. Это дало возможность в самое короткое время переработать все залежавшиеся отходы хромоиикелевых нержавеющих сталей. Использование кислорода в плавке позволило также реализовать громадные накопления кремнистых отходов, которые до этого почти не находили применения. Вначале наибольшее применение кислород нашел при выплавке нержавеющих хромоиикелевых и хромистых сталей типа 1Х18Н9Т и 1—4X13. Затем диапазон марок стали был расширен, кислород начали применять при выплавке шарикоподшипниковой, легированной конструкционной, крекинговой, трансформаторной, быстрорежущей и других сталей. Производство таких сталей, как 00X18HI0, 00Х16Н15МЗБ, предназначенных для изготовления элек — тропо’л^рованных и особо тонкостенных труб для установок с»высокими и сверхкритическими параметрами пара, стало возможным в больших промышленных электропечах только приЪвпользовании кислорода на плавке.
Из всех электросталей, выплавляемых с применением кислорода, наибольший эффект, с точки зрения сокращения длительности плавки, использования высокохромистых отходов, улучшения качества металла, экономии электроэнергии и снижения себестоимости, был получен при выплавке хромоникелевой нержавеющей стали типа 1Х18Н9Т.
7. ВЫПЛАВКА НЕРЖАВЕЮЩЕЙ СТАЛИ 1Х18Н9Т (Х18Н10Т) МЕТОДОМ ПЕРЕПЛАВА ОТХОДОВ С ПРИМЕНЕНИЕМ КИСЛОРОДА
Вот уже в течение двадцати лет (пятидесятые и шестидесятые годы) метод переплава отходов с применением кислорода является основной технологией производства нержавеющей стали. Главными преимуществами этого метода являются возможность управления содержанием углерода в процессе плавки высокохромистой стали, интенсификация процесса плавления шихты и обезуглероживания металла. Поэтому здесь отпадает необходимость в шихтовке плавок мягким железом. Зато при применении кислорода надо иметь в составе шихты элемент, окисление которого могло бы давать большое количество тепла, необходимого и для ускорения процесса плавления и для обезуглероживания металла. Таким наиболее доступным элементом является кремний. Поэтому при работе с кислородом в состав завалки вводили отходы, содержащие кремний. При отсутствии таких отходов в завалку либо в процессе плавления добавляли кусковой 45%-ный ферросилиций. Если в состав шихты не вводить достаточного количества кремния, то при вдувании кислорода происходил бы большой угар железа, хрома, т. е. элементов, которые надо максимально сохранить. Поэтому кремний в процессе плавки методом переплава с применением кислорода следует рассматривать как элемент, предохраняющий железо и хром от излишнего угара.
Значительное количество тепла, выделяющееся при окислении кремния, естественно, способствует снижению расхода электроэнергии.
Нержавеющую сталь с применением кислорода необходимо выплавлять при хорошем состоянии футеровки печи. Обычно выплавку начинают после смены футеровки стен и свода печи, предварительно проведя три-четыре плавки стали нетрудоемких марок.
Особое внимание следует обратить на электроды, которые не должны иметь трещин, топких огарков и ниппельных гнезд. Автоматические регуляторы подъема и опускания электродов должны быть в полной исправности, чтобы концы электродов не погружались в ванну и не науглероживали ее. Все ферросЛлавы, а также плавиковый шпат, заготовляемые на плавку, должны прокаливаться. Известь применяют свежеобожженную (не более суток после выгрузки из известково-обжигательных печей).
Подготовка шихты
Шихта составляется из 65—70% отходов стали Х18Н10Т или из стали, близкой к ней по химическому составу, и 25—30% отходов кремнистых сталей 30ХГСА, 60С2А, ЭЗ, 38ХС и др. из расчета содержания в шихте до 0,8% Si. Практикой последних лет установлено, что наиболее оптимальным является содержание углерода в первой пробе после расплавления шихты на 0,25—0,35% выше требуемого содержания его в конце продувки металла кислородом. Таким образом, при обычном содержании углерода в конце окисления 0,07—0,08% за время продувки выжигается в среднем около 0,30% С. Это обстоятельство позволяет широко использовать в качестве шихты при выплавке стали Х18Н10Т с применением кислорода отходы таких среднеуглеродистых кремнистых сталей, как стали 36Г2С, 35ГС и др., а также отходы сталей группы Б2 и др. Выше названное расчетное количество кремния в шихте по установившемуся на практике правилу должно быть в 15 раз меньше, чем среднее расчетное содержание хрома в завалке, и ни в коем случае не выше, лучше несколько ниже. Этого количества кремния будет вполне достаточно для разогрева ванны в процессе продувки ее кислородом и в то же время при таком количестве он полностью может быть окислен при продувке, что очень важно для получения плотного, нега- зопасыщенного металла.
По хрому плавку шихтуют следующим образом: при содержании углерода в готовой стали до 0,12% содержание хрома в металле после расплавления шихты должно быть не более 12% и соответственно до 0,10% С— не более 11%, до 0,08% С—не более 10%, до 0,06%— не более 8%.
Более высокое содержание хрома в шихте в каждом из указанных случаев приводит к повышению угара хрома и некоторому удлинению плавки. Это значительно снижает экономический эффект от повышения доли хромистых отходов в составе завалки. На необходимость увязывания содержания хрома в составе шихты с содержанием углерода в готовом металле указывали многие исследователи [62, 63].
Загрузка шихты
Шихтовые материалы загружают в печь или бадью (при механизированной завалке) так же, как и при других методах выплавки. В составе завалки разрешается иметь до 30% обезжиренной стружки. При использовании стружки в шихте ее следует давать на низ бадьи, чтобы она, с одной стороны, смягчала удары по подине тяжелых кусков, а с другой-—придавленная сверху более тяжелой шихтой занимала меньший объем.
На заводе «Днепроспецсталь» использование стружки в составе шихты в указанных количествах не вызывает никаких осложнений в ходе процесса. Однако при повышении доли стружки в шихте надо считаться с возможностью повышения содержания серы в металле. Поэтому в таких случаях является обязательной проверка содержания серы в первой пробе металла по расплавлении и, если оно окажется повышенным, надо сразу жз с начала рафинирования вести_ллавку под основным белым шлаком.
На подину шV^a завалкой или во время плавления присаживают^йзвесть в количестве 10 кг/т.
Плавление
113
Процесс плавления шихты может быть ускорен применением кислорода. Кислород вводят во время плавле-
8—27 ния железными трубами, а в окислительный период, как правило, фурмами. Подготовка трубок и шлангов, включение и отключение кислорода производятся специально выделенным кислородчиком. Печь должна быть оборудована поворотной консолью, подвеской для опоры кислородной трубки и экраном для защиты сталевара от пламени. Ускорение плавления производится путем подрезки шихты нефутеровапными трубками диаметром 12,7—19 мм, с помощью которых кислород подают к раскаленным кускам шихты для обрушения их в жидкий металл. Подрезка производится также для устранения подвисания шихты и подплавлеиия крупных негабаритных кусков. Проведение подрезки шихты требует от сталевара особой внимательности: он должен следить за концом трубки и не допускать соприкосновения его с футеровкой печи, которая под воздействием струи кислорода быстро разрушается.
В практике были случаи прожигания кислородной трубкой стен и откосов насквозь. Подрезка, как правило, начинается после того, как расплавится примерно 85—90% шихты.
Такое ограничение начала подрезки связано с тем, что более раннее введение кислорода приводит к повышению угара металла, особенно хрома, вследствие непосредственного окисления струей кислорода. М. И. Зуев [63] сообщил средние данные по 147 плавкам стали 1Х18Н9Т, на которых кислород в процессе плавления вводили только в лужицу жидкого металла. К началу ввода кислорода на откосах печи оставалось нерасплавленной шихты всего 5—10%. В этом случае содержание хрома в шихте составило 11,85%, а в первой пробе после полного расплавления 11,10, т. е. угар не превышал 6,5%. При введении кислорода для подрезки в первой половине плавления угар хрома возрастал до 27%.
Таким образом, наибольший угар хрома получается при раннем начале подрезки кислородом задолго до конца плавления. Это подтверждается и данными заводов, на которых практиковалась ранняя подрезка шихты:
Начало применеиия кислорода после включения тока, мин 50 65 75 100
Количество нерасплавленной шихты в печи, % ……… 65 52 46 25
Угар хрома за период расплавления, % . 2,5 1,5 0,6 0,3
10,7 12,6 (Cr)X
Рис. 25. Угар хрома за период плавления шихты в зависимости^ от содержания хрома и углерода в ией (цифры у точек — число плавок):
Большое значение для снижения угара хрома в этот период имеет содержание углерода в металле. Установлено, что содержание углерода в металле по расплавлении, а следовательно, и в шихте определяет величину гара хрома за период плавления. Ранее этот момент не учитывался и содержание углерода по расплавлении бы-
IQ, %
Рис. 24. Угар хрома за период плавления шихты в зависимости от содержания углерода в металле по расплавлении завалки (цифры у точек — число плавок)
/ — 0,25% С по расплавлении
Ло примерно 0,25% и, во всяком случае, рекомендовалось иметь не более 0,30%.
8*
Зависимость угара хрома за период плавления шихты от содержания углерода в металле по расплавлении заваЛки представлена на рис. 24. По ^iepe увеличения содержания углерода в металле по расплавлении в среднем с 0,09 до 0,45% угар хрома резко уменьшается с 54,0 до 22%, т. е. примерно в 2,5 раза. Учитывая столь значительное влияние содержания углерода в шихте на величину угара хрома, была произведена обработка плавок с углеродом менее 0,25 и более 0,25%. Приведенная на рис. 25 зависимость подтверждает это положение, а также и то, что с увеличением содержания хрома в шихте повышается угар его за период плавления. В исследованных условиях минимальный угар хрома получен на плавках, в которых содержание его в шихте не превышало 12%. Таким образом, для обеспечения минимального угара хрома в период плавления необходимо:
115
1) шихтовать плавку по хрому в зависимости от конечного содержания углерода в готовом металле: чем оно должно быть ниже, тем меньше следует вводить хрома в состав шихты;
2) шихтовать плавку из расчета получения 0,40% С по расплавлении завалки;
3) вводить в состав шихты достаточное количество кремния, который, окисляясь во время плавления до Si02, разогревает ванну и этим снижает степень развития реакции окисления хрома;
4) поддерживать достаточную основность шлака в процессе плавления периодическими присадками извести и плавикового шпата. Основной шлак облегчает восстановление хрома из его окислов, высвобождая закись хрома из трудновосстановимых силикатов. Поддержание основного шлака в период плавления облегчает частичную дефосфорацию металла. По расплавлении шлак раскисляют крупкой или порошком кремнистых сплавов (примерно 5—10 кг/т): силикохрома или 45%-ного ферросилиция.
Продувка ванны кислородом
По окончании плавления начинается окислительный период плавки — продувка ванны кислородом. До начала продувки или одновременно с началом продувки производят подкачивание шлака на 50—70%- Продувку начинают через фурму при температуре металла не ниже 1580° С. Далее кислород вводят одновременно и через фурму и через трубки диаметром 19,7 мм, футерованные специальной массой или огнеупорами. Конец трубки погружают в металл на глубину 150—200 мм и постоянно перемещают ее по горизонтали в разных направлениях для предотвращения местного перегрева и повреждения футеровки печи. При нормальных условиях продувки и строгом соблюдении температурного режима футеровка ведет себя так же, как и при обычном окислении ванны рудой. Струя кислорода выходит из фурмы под давлением 0,7—0,9 Мн/м2 (7—9 ат), разгоняет, шлак и, соприкасаясь с металлом, окисляет углерод и другие элементы ванны. При указанном давлении и нормальном составе кислорода (не менее 92% O2) продувка длится 25— 40 мин. При падении давления до 0,3—0,7 Мн/м2 (3— 7 ат) эффективность продувки снижается. Ниже Чтоказа — па зависимость длительности продувки от давления кислорода (данные по 146 плавкам) [13]:
Давление кислорода при
Продувке, Мн/м? (ат) . 0,4 0,5—0,6 0,7—0,8 0,9—1,0
(4) (5-6) (7-8) (9-10)
Длительность продувки,
Мин……… .27 20 17 14
Таким образом, при увеличении давления поступающего в печь кислорода с 0,4 до 1,0 Мн/м2 (с 4 до 10 ат) длительность продувки уменьшается почти вдвое. На всех плавках количество удаленного в процессе продувки углерода примерно одинаково — около 0,20% (электропечь емкостью 20 г). Естественно, что при увеличении количества выжигаемого углерода до 0,30% и емкости печи до 40 т длительность продувки будет несколько больше.
Нельзя допускать очень бурного развития в печи пламени и всплесков металла. Это регулируется расходом кислорода.
Прямое окисление жидкого металла кислородом вносит изменения в процесс обезуглероживания. Химические реакции-при введении газообразного кислорода в расплавленный металл отличаются от реакций обычного процесса, проведенного с рудой.
При введении газообразного кислорода непосредственно в расплавленный металл реакции восстановления железной руды исключаются, а диффузия закиси железа из шлака в металл не требуется для начала окисления железа и примесей ванны. Поэтому реакции начинаются сразу с момента ввода кислорода в ванну. Естественно, в этих случаях отпадает надобность в расходе тепла на реакции восстановления железной руды и диффузию закиси железа в металл.
При продувке ванны кислородом реакции могут развиваться непосредственно между углеродом и кислородом или через стадию окисления железа до FeO и окисления углерода кислородом FeO. Как в том, так и в другом случае выгорание углерода идет с выделением тепла. Преобладание при прямом окислении ванны кислородом экзотермических реакций изменяет температурный режим ванны. Поэтому при продувке ванны кислородом обычно снижается или совсем прекращается подача в печь электроэнергии, что обеспечивает ее экономию.
П. Я — Барздайн и В. П. Тунков [64] считают, что обезуглероживание металла на 0,01% С путем введения в печь железной руды охлаждает ванну приблизительно на 2,2 град, в то время как окисление каждой 0,01% С газообразным кислородом, вдуваемым непосредственно в жидкий металл, повышает температуру его на 1,7 град. Это согласуется с данными, полученными другими исследователями [65]. Когда в жидкий металл начинают вдувать кислород, ванна еще относительно холодная, поэтому могут пойти сильно экзотермические реакции, к которым в первую очередь надо отнести реакцию выгорания кремния. На расплавление 1 т стали требуется теоретически 340 квт-ч; при обычном коэффициенте полезного действия в этот период 0,72 [66] фактически потребуется 340:0,72 = 472 квт-ч. Это эквивалентно 1,7 Мдж (408 ккал); 1 кг Si, окисляясь за счет кислорода, выделяет 850:28 = 30,3 кдж (204:28 = 7,3 ккал); из этого видно, насколько эффективен процесс окисления кремния до SiO?/ за счет вдуваемого кислорода. Средний расход кремния составляет около 10 кг/т. Следовательно, при сгорании этого количества кремния выделится около 303 кдж (73000 кал) или 18% всего тепла, требующегося для расплавления 1 г стали в электропечи.
При вводе кислорода в жидкий металл, кроме Кремния, окисляется и хром. При загорании углерода отбирается проба на полный химический анализ.
Изучение большого количества плавок показый^ет, что повышенное содержание углерода в шихте не только не вызывает затруднений при продувке, но и при до^ ‘ статочно большой скорости ввода кислорода даже не\ влечет за собой заметного увеличения угара хрома. Естественно, представляет интерес выяснить, каким образом сказывается увеличение содержания углерода в металле по расплавлении шихты на величине угара хрома за период продувки. Как следует из рис. 26 и 27, с увеличением содержания углерода в металле по расплавлении с 0,25—0,30 до 0,40% и соответствующим увеличением количества выгоревшего углерода с 0,20 до 0,35% величина угара хрома за период продувки, а также абсолютное количество выгоревшего хрома увеличиваются незначительно. Это согласуется с данными ряда исследователей [39,67—69]. Можно полагать [70], что при увеличении скорости ввода кислорода и эта разница исчезает. Таким образом, минимальная величина угара хрома за период плавления получена при увеличении содержания углерода в шихте до 0,40%- Однако при этом несколько увеличивается угар хрома за период продувки. Тем не менее величина суммарного угара хрома за пе-
1з\ 2US |
223 13 |
|
L/ 33/3?_ |
^lli 45 |
|
Г/А ‘ Я У /2 |
30 |
|
Г |
S0,15 0,21-0,25 0,510,35 ‘O1W [С], %
Рис. 26. Угар хрома за период продувки в зависимости от начального и конечного содержания углерода в этом периоде (цифры у точек — число илазок):
^ 26
S-
22
I
II
I
18
Iti
/ — 0,08% С в конце продувки
5610-13 >13-16 >16-19 >19-22 >22 (Cr), У. Рис. 34. Распределение плавок стали Х18Н10Т по содержанию хрома в шлаке 1 перед скачиванием его (цифры — среднее содержание хрома для каждой группы шлаков) 17 416 15 6-8 >8-10 >10-12. Расход раскислителеи\ HsJ т петалла^ 4 Рис. 35. Связь между количеством раскислигелей (в пересчете на кремний), израсходованных на раскисление шлака 1, и остаточным содержанием хрома в нем (цифры у точек — число плавок) О. А. Михайлов [39] приводит диаграмму, показывающую зависимость между содержанием хрома в шлаке и основностью шлака (рис. 33). Эта диаграмма относится непосредственно к концу восстановительного периода плавки, т. е. ко времени перед скачиванием шлака для ввода ферротитана. Однако она справедлива и для кон- Да раскисления шлака по окончании продувки. Более поздние исследования показали также, что высокие потери хрома при плавке определяются крайне неудовлетворительным использованием хрома шихтовых материалов. Причем основная масса хрома шихтовых материалов, окислившегося в процессе плавления завалки и продувки ванны кислородом, теряется со скачиваемым шлаком, кратность которого составляет обычно 12—15% от массы металла, так как восстановле — : ние окислов хрома из него не получает должного разви — ‘ тия. Это положение подтверждается приведенным на частотной диаграмме рис. 34 распределением шлаков, скачанных при проведении 318 производственных плавок, по содержанию хрома в них. Как видим, среднее содержание хрома в них весьма f высоко и составило 15,8%. Из сказанного следует, что I: наряду с мероприятиями, направленными на уменьше — I ние количества окислившегося за периоды плавления и продувки хрома, чтобы добиться радикального снижения общих потерь хрома на плавке, нужно обеспечить достаточно полное восстановление его из шлака конна периода продувки. Увеличение расхода раскислителей (в пересчете на кремний) с 6—8 до 10—12 кг/т, как видно из графика рис. 35, ведет к некоторому снижению конечного содержания хрома в шлаке. После осадочного раскисления металла присаживается феррохром в нагретом докрасна состоянии, а также известь, примерно 20 кг/т. Расплавление феррохрома ведется форсированно при тщательном перемешивании металла. Шлак раскисляется смесью из дробленого (фракция мм) или гранулированного силикохрома или 45%-ного ферросилиция 10—15 кг/т и извести 10—20 кг/т, затем порошком 75%-ного ферросилиция 2—4 кг/т до получения коричневого черепка с содержанием в шлаке не более 9% Cr. После этого шлак скачивают начисто. На печах с электромагнитным перемешиванием статор включают примерно на 10 мин в конце раскисления шлака, а также при его скачивании. Рафинирование металла Рафинирование металла производят под белым шлаком. После скачивания шлака присаживают шлаковую смесь из извести 15 кг/т и плавикового шпата 3 кг/т. Затем, после проплавления шлака и перемешивания ванны, отбирают две пробы металла па полный химический анализ и присаживают раскислительиую смесь из извести 2 кг/т и порошка 75%-ного ферросилиция 1 —1,5 /сг/г. Через 7—10 мин отбирают контрольную пробу металла на химический анализ и производят предварительную корректировку металла по химическому составу. Далее раскисление шлака производят порошком 75%-ного ферросилиция (или силикокальция) порциями по 0,5—1,0 кг/т в чистом виде или в смеси с известью двумя-тремя порциями. Смеси присаживают с интервалом примерно 7— 10 мин. Шлак должен быть светлым, рассыпающимся в порошок. При выплавке нержавеющих сталей типа Х18Н10Т (1Х18Н9Т) необходимо учитывать назначение металла и в связи с этим обращать внимание на содержание серы в металле по ходу плавки. Существуют в основном два предела содержания серы в готовом металле: не выше 0,020%, если в процессе изготовления изделий из нержавеющей стали применяют сварку, и не выше 0,030% во всех остальных случаях. Очень часто содержание серы в первой пробе по расплавлении ванны настолько низкое, что позволяет проводить рафинирование ускоренно, под полукислыми шлаками. Тогда шлак образуется за счет присадки шамотного порошка. Когда же к готовому металлу предъявляются повышенные требования в отношении содержания серы (не более 0,020%), плавку ведут под основными известковыми шлаками. В этом случае рафинирование идет несколько дольше. Следует также отметить, что некоторое снижение содержания серы происходит в результате продувки металла кислородом: оно составляет обычно 0,003—0,004%. Значительное снижение содержания серы (до 0,004— 0,005%) наблюдается при выпуске плавкщ Десульфура — ция во время слива металла идет за счет широко известного эффекта Перреиа-Точинского. Под светлым рассыпающимся шлаком металл выдерживают не менее 30 мин. За 15—20 мин до выпуска плавки замеряют температуру металла*, шлак скачивают и присаживают по расчету нагретый докрасна ферротитан или отходы металлического титана (куски, брикеты, губку). Куски ферротитана или титана размешивают гребками до растворения, затем присаживают шлаковую смесь из извести 8—12 кг/т и плавикового шпата 3 кг/т. В этот период печь включают па среднее напряжение для подогрева металла, который интенсивно перемешивают. При применении металлического титана на шлак присаживают две смеси порошка (или стружки) алюминия (всего 2—3 кг/т) с мелкодробленой известью или плавиковым шпатом с интервалом 5 мин. Разрешается также присадка металлического титана в виде губки, брикетов и мелкой обрези в ковш перед выпуском плавки. При этом шлак перед выпуском плавки обновляется полностью п присаживается смесь порошка или стружки алюминия 2—3 кг/т с плавиковым шпатом. Ниже приведен хронометраж одной из плавок, проведенных методом переплава с применением кислорода: Состав шихты, кг: TOC \o «1-3» \h \z отходы стали Х18Н10Т (Б-26) …… 27000 Отходы кремнистой стали (Б-2) …. 9400 Никель……………………………………………………………………………………………………………………………….. 600 Окись никеля…………………………………………………………………………………………………………………… 1000 Итого……………………………………………………………………………………………………………. 38000 Состояние футеровки печи удовлетворительное. Стены простояли 124 плавки, свод 70. На подину дано 400 кг извести. 7 ч 05 мин — включен ток. 9 ч 55 мин — подрезка шихты кислородом. 10 ч 10 мин—¦ шихта расплавилась. Для раскисления шлака дано 400 кг 45%-ного ферросилиция в виде крупки. 10 ч 20 мин — подкачали шлак и начали продувку ванны кислородом. Давление 0,9 Мн/м2 (9 ат), температура 1590° С. 10 ч 25 мин — взята проба 1: 0,43% С; 0,36% Mn; 12,5% Cr; 11,94% Ni; 0,23% Cu. 10 ч 35 мин — взята проба 2: 0,20% С; 0,024% Р; 0,032% S; 0,18% Mo; 0,10% W. 10 ч 40 мин — взята проба 3: 0,12% С. 10 ч 45 мин — конец продувки кислородом. Взята проба 4: 0,07% С; 10,36% Cr; 12,18% Ni. 10 ч 50 мин — дано 700 кг извести, 150 кг кускового 45%-ного фер Росилиция и 4500 кг феррохрома марки ФХ005. 11 ч 00 мин — дано 400 кг извести и 300 кг 45%-ного ферросилиция. И ч 10 .мин—-дано 400 кг извести, 200 кг 45%-ного ферросилиция И 100 кг молотого 75%-ного ферросилиция. 11 ч 15 мин — шлак жидкий коричневого цвета. Содержание хрома В шлаке 9,8%- Начало скачивания шлака. 11 ч 25 мин — конец скачивания шлака, дано 800 кг извести и 100 кг Плавикового шпата. И ч 35 мин — взята проба 5: 0,07% С; 0,32% Mn; 0,020% S; 19,13% Cr. 11 ч 40 мин — взята проба 6: 0,07% С; 0,27% Si; 19,13% Cr; 10,48% Ni. 11 ч 45 мин — дано 100 кг извести и 50 кг молотого 75%-ного ферросилиция. Шлак светлый, рассыпается в порошок. 11 ч 50 мин взята проба 7: 0,07% С; 19,16% Cr; 10,48% Ni. U ч 55 мин — дано 450 кг ферромарганца и 100 кг молотого 75%-ного ферросилиция. 12 ч 05 мин — взята проба 8: 0,09% С; 18,92% Cr; 10,73% Ni. 12 ч 25 мин — скачали шлак. Температура металла 1640° С, дано 1500 кг 26%-ного ферротитана. 12 ч 30 мин — дано 700 кг извести и 150 кг плавикового шпата. 12 ч 45 мин — выпуск плавки. Состав готового металла: 0,08% С; 1,34% Mn; 0,56% Si; 0,027% Р; 0,010% S; 18,28% Cr; 10,34% Ni; 0,54% Ti. Исследование некоторых особенностей технологии плавок нержавеющей стали Х18Н10Т, проведенных методом переплава с применением кислорода Поведение хрома. При рассмотрении технологии ведения плавки авторы анализировали поведение хрома в отдельные периоды ее и подчеркивали необходимость проведения мер как по уменьшению угара хрома, так и его восстановлению из шлака. Эти меры предусматривают: 1) содержание в шихте кремния до 0,8%; 2) шихтовку по углероду до 0,40% по расплавлении; 3) регламентацию содержания хрома по расплавлении в зависимости от конечного содержания углерода в готовой стали; 4) начало подрезки шихты кислородом дри расплавлении 85—90% шихты; 5) наличие основного шлака; 6) нагрев металла перед началом продувки до температуры не ниже 1580° С и подкачивание шлака; 7) давление кислорода для продувки ^0,9—{ДМн/м2 (9—10 ат) при содержании кислорода в газе не ‘менее 92,0%; 8) продолжительность продувки—25—40 мин. После продувки— осадочное раскисление; 9) присадка феррохрома после продувки ванны кислородом, раскисление шлака до содержания хрома в нем не более 9% и скачивание его; 10) расход раскислителей до 15 /сг/г. Ниже приведено распределение величин общих потерь хрома по отдельным периодам плавки, % Плавление завалки…………………………………………………………………………………….. 39,0 Продувка ванны кислородом. . .56,0 Рафинирование………………………… 5,0 За период плавления и продувки ванны кислородом теряется примерно 95% от общего угара хрома за плавку. Причем основная масса окислившегося в процессе плавления и продувки ванны кислородом хрома шихтовых материалов теряется со скачиваемым шлаком. На рис. 36 схематически представлен баланс хрома для плавки стали Х18Н ЮТ. ; 2 Многочисленные данные, полученные при проведении плавок стали Х18Н10Т, показывают, что для подавляющего большинства плавок уже к концу периода плавления суммарное содержание хрома в шлаке составляет от 23 до 32%. За время продувки ванны кислородом количество окислившегося хрома завалки увеличивается и содержание его в шлаке к концу периода достигает 31—39%. На основании данных многих исследователей [67, 73—75 и др.] в условиях сталеплавильных процессов могут существовать только Сг20з в шлаке и CrO в металле и шлаке. Результаты анализа шлаков ряда плавок подтверждают это положение (рис. 37,а). Содержание Сг20з в шлаках к концу периода плавления составляет от 13 до 22%, а к концу периода продувки ванны кислородом от 31 до 37%. Приход -L- Го ь о во во Too Рис. 36. Баланс хрома для плавки стали Х18НЮТ: I — введено с шихтовыми материалами 56,8% Cr; 2 — введено с ФХ005 и СиХр.50 43,2% Cr; потеряно хрома при скачивании: 3 — шлака I 0,63%; 4— шлака II 0,09%; 5 — в литниках, недоливе, скрапе 6,46%; 6 — в слитках 77,03%; угар хрома за период: 7—проплавления ферротитана н выпуска 0,14%; 8—рафинирования 0,82%; 9— продувки 10,83%; 10— плавления 7,6%: 11 — восстановлено из шлака I 3,6% Cr На рис. 37 прежде всего обращает на себя внимание не только весьма высокое содержание как Сг20з, так и CrO в плавках, но и то обстоятельство, что если к концу периода плавления количества хрома, окислившегося до Cr2O3 и CrO примерно равны, то к концу периода продувки ванны кислородом при резком (почти вдвое) увеличении количества Сг20з содержание CrO в шлаке, как правило, снижается. 129 Уже в процессе плавления завалки наряду с образованием закиси хрома увеличивается и количество окиси хрома в шлаке, получающееся в результате реакции: 9—27 2(CrO) + (FeO) = (Cr2O3) + [Fe]. При этом по мере увеличения окисленности шлака одновременно с увеличением суммарного количества окислившегося хрома резко увеличивается и количество Сг20з. Этим и объясняется крутой подъем кривой на рис. 38, а с повышением общего содержания закиси железа в шлаке. Рнс. 37. Изменение содержания окиси хрома (а) и закиси хрома (б) в шлаке в процессе плавки стали XI8H10T (по данным различных плавок): Пробы отбирали: 1 — в начале окисления углерода; 2 — в конце продувки ванны кислородом; 3 после раскисления шлака На рис. 38, б показано влияние окисленности шлака на суммарное содержание хрома в нем. Для шлаков, содержащих до 12% закиси железа, получена линейная зависимость. Аналогичная зависимость получена между окисленностью шлака и количеством закиси хрома в нем (рис.39). Связь между окисленностью шлака и количеством окиси хрома в нем, как видно из рис. 40, имеет линейный характер. Рис. 38. Распределение хрома между шлаком и металлом (а) и суммарное содержание хрома в шлаке (б) в зависимости от содержания закиси железа в шлаке. Пробы отбирали: /О 1 — в начале окисления углерода; 2— в конце продувки ваниы кислородом; 3 — после раскисления шлака I, в начале скачивания; 4— перед скачиванием шлака II; 5 — перед выпуском плавки и нз ковша
8 ‘ 12 (FeO), % Рис. 39. Содержание закиси хрома в шлаке в зависимости от содержания закиси железа в нем. Пробы отбирали: Приведенные выше материалы дают основание сделать вывод, что в окислительных условиях периода плавления завалки и особенно в процессе продувки ванны кислородом по мере увеличения общего содержания закиси железа в шлаке увеличиваются количества как закиси, так и окиси хрома. При этом в исследованных ус- О Ь в 12 16 (FeO)1 % Рис. 40. Содержание окиси хрома в шлаке в зависимости от содержания закиси железа в нем. Пробы отбирали: 1 •— в начале окисления углерода; 2 — в конце продувки ванны кислородом; 3— после раскисления шлака I, в начале скачивания его; 4 — перед скачиванием шлака II; 5— перед выпуском плавки и из ковша 1 — в начале окисления углерода; 2 — в конце продувки ванны/кисло — оодом; 3—после раскисления шлака I, в начале скачдвешия его; 4— Перед., скачиванием шлака II; 5 — перед «выпуском плавки и из ковша Ловиях увеличение суммарного количества окислившегося хрома определяется главным образом увеличением количества хрома, окислившегося до Cr2O3. Образующаяся Cr2O3, так же как Fe2O3 и Al2O3, как известно, имеет тенденцию давать в шлаке сложные, тугоплавкие соединения с FeO, MgO и MnO типа шпинелей: (Fe, Mg1 Mn) О — (Cr, Al, Fe)203. Ч; I. I tj I Выпадение их в жидкой шлаковой фазе в виде твердых суспензий и является главной причиной известной практикам повышенной вязкости хромсодержащих шлаков, в значительной мере затрудняющей ведение сталеплавильных процессов. Действительно, как следует из рис. 41, несмотря на значительное повышение температуры ванны в ходе окислительной продувки, шлак в большинстве случаев неизбежно густеет и становится твердым или в лучшем случае приобретает кашеобраз — ую консистенцию к концу периода. Загустеванием шла — а к концу продувки, очевидно, и объясняются отклоие — ия от линейной зависимости, полученные на рис. 38,6 ри содержаниях закиси железа в высокохромистом лаке больше 12%. 1900 ISOO X 1700 1600 1500 2U 16
2 3 U 5 Запер Рис. 41. Изменение температуры металла и жидкоподвижно — сти шлака в процессе плавки стали 1Х18Н9Т (по данным различных плавок). Замеры проводили: 1 — в начале окисления углерода; 2 — в конце продувки ванны кислородом; 3 — после раскисления шлака I, в начале скачивания его; 4— перед скачиванием шлака И; S — перед выпуском плавки Исследованиями большого количества плавок было установлено, что с увеличением содержания Al2O3 в хромсодержащих шлаках заметно снижается содержание окиси хрома. Причиной этого может служить как полная взаимозаменяемость Al2O3 и Cr2O3 в шпинельных группировках, так и некоторое понижение окислительной способности шлака при увеличении содержания Al2O3 в нем. При этом следует также отметить, что увеличение содержания глинозема до 10—12% может способствовать более эффективному разжижению хромсо — держащего шлака, чем добавка плавикового шпата. Влияние изменения основности шлака на степень окисления хрома и величину распределения его между металлом и шлаком изучалось многими исследователями [21, 22, 76—80]. Проведенные работы позволяют заключить, что в основной печи наряду с закисью хрома Образуются значительные количества окиси хрома. Во всех этих исследованиях показано также, что наиболее значительным фактором, определяющим величину коэффициента распределения хрома, является окис — ленность шлака. Обработка полученных данных показала, что с повышением основности окислительного шлака при примерно равных содержаниях закиси железа в нем имеется тенденция к некоторому снижению величины коэффициента распределения хрома между металлом и шлаком. Полученная зависимость, очевидно, объясняется достаточно четкой связью между содержанием CrO в шлаке и его основностью, выраженной отношением (Ca0+Mg0)/Si02. Как видно из графика (рис. 42), с увеличением основности шлака содержание закиси хрома в нем заметно снижается. Необходимо также отметить, что в исследованных условиях периодов плавления и продувки ванны кислородом величина отношения (Ca0+Mg0)/Si02 определяется главным образом, содержанием MgO в шлаке, так как количество CaO в нем мало. Повышение же содержания MgO в шлаке, как известно, способствует увеличению коэффициента распределения хрома за счет увеличения количества Cr2O3 в шлаке, т. е. способствует повышению окисленности шлака и образованию устойчивых, тугоплавких хромитов магния (MgO-Cr2O3). (CaO+tig О)/SiOz Рис. 42. Зависимость между содержанием закиси хрома в шлаке и его основностью. Пробы отбирали: I — в начале окисления углерода; 2—в конце продувки ванны кислородом; 3 — после раскисления шлака I, в начале скачивания ого Кроме этого, повышение содержания окиси магния в шлаке, связанное в ряде случаев с неудовлетворительной стойкостью футеровки подины и откосов, ведет к снижению жидкоподвижности шлака, что в свою очередь значительно затрудняет условия ведения плавки и вызывает увеличение потерь хрома со скачиваемым шлаком. К концу периода продувки ванны кислородом в 40-г печи образуется около 4500 кг (а при неудовлетвори- Лробы Пообы Рис. 43. Изменение содержания оки — Рис. 44. Изменение содержания Си хрома в шлаке конца периода закиси хрома в шлаке конца перио- Продувки в процессе раскисления да продувки в процессе раскисления Его (по данным различных плавок). его (по данным различных плавок). Пробы отбирали: Пробы отбирали: 1 — в конце продувки ванны кисло — 1 — в конце продувки ванны кислородом; 2— после присадки извести, родом; 2—после присадки извести, дробленого Си45 (или Си Хр50) и дробленого Си45 (илн Си Xp.50) и проплавлення их; 3 — после дачи проплавления их; 3 — после дачи порошков Си75 и алюминия перед порошков Си75 и алюминия перед скачиванием шлака скачиванием шлака Тельной стойкости футеровки подины и до 6500—7000 кг) шлака. Суммарное содержание хрома в этом шлаке составляет от 31 до 39%, а сумма хрома, железа и марганца 50—55%. Как уже выше указывалось, для восстановления хрома из такого шлака необходимо расходовать достаточное количество раскислителей (до 14— 15 кг/т). Пониженный расход раскислителей (6—8 кг/т) приводит к тому, что содержание хрома в шлаке с 34— 38 снижается до 24—26%. Восстановление хрома составляет всего лишь 30%, остальной хром теряется при скачивании шлака. На рис. 43, 44 показано изменение содержания Cr2O3 и CrO в шлаке конца периода продувки в процессе раскисления его. При рассмотрении этих графиков видно, что снижение суммарного содержания хрома в шлаке происходит только в первой половине периода раскисления во время обработки шлака дробленым 45%-пым (FeO), % Ofi 0,8 10 ( CaO+MgO)/SiO^ Phc1 45. Связь между содержанием закиси хрома, и основностью шлака в конце периода раскисления перед скачиванием егб (цифры у точек—номера плавок) I1 О /0 20 Рнс. 46. Влияние содержания закиси железа в шлаке на коэффициент распределения хрома между металлом н шлаком Ферросйлицием или силикохромом с известью. В процессе же последующего раскисления шлака порошком 75%- ного ферросилиция суммарное содержание хрома в нем практически не уменьшается. Причем снижение суммарного содержания хрома в шлаке в процессе раскисления его происходит только за счет уменьшения количества Cr2O3 в нем, тогда как содержание CrO в шлаке при этом, как правило, заметно увеличивается. Такой характер изменения содержаний Cr2O3 и CrO в шлаке в процессе раскисления подтверждает ступенчатость процесса восстановления хрома, идущего по схеме: Cr2O3-K ->СгО->Сг. Одновременно с процессом восстановления хрома, очевидно, идет процесс перераспределения хрома в шлаке между Cr2O3 и CrO, причем, как следует из рис. 45, содержание CrO в шлаке к концу раскисления определяется основностью его, что в свою очередь подтверждает возможность образования в этих условиях устойчивого силиката типа (CrO) • (Si02)4. Следует рассмотреть взаимосвязь окисленности и количества шлака с распределением хрома между металлом и шлаком. Влияние этих факторов, по данным работы [40], представлено на рис. 46, 47. Выше уже отмечалось, что максимальное извлечение хрома обеспечивается только тогда, когда в период раскисления шлака конца продувки добавкой извести повышают его основность до 1,4—1,6. Удовлетворительную степень восстановления хрома можно обеспечить только в том случае, если шлак в процессе раскисления его будет иметь основность, выражаемую отношением: (CaO+MgO)/SiO2 = 1,5. Основной причиной остановки процесса восстановления хрома из шлака после дачи 45%- ного ферросилиция или силикохрома, надо полагать, является чрезмерно высокая концентрация кислорода в металле не ¦ только к концу продувки ванны кислородом, но и на протяжении всего периода раскисления первого шлака. Содержание кислорода в металле к концу продувки ванны кислородом колеблется в пределах от 0,11 до 0,195%, а после раскисления первого шлака составляет от 0,040 до 0,100%. Таким образом, даже в конце периода раскисления первого шлака содержание кислорода в металле значительно превышает концентрацию его, равновесную для данных условий, которая составляет ~0,030% [81]. 100 ^ 80 60 20 О 10 20 Отношение мдеш и/лала А массе металлах 25 1 I 8 I Si ЙО 2> Рис. 47. Зависимость коэффициента использования хрома от отношения массы шлака к массе металла прн различном содержании закнеи железа в шлаке Опыт выплавки нержавеющей стали Х18Н10Т переплавом с применением кислорода показал, что для более полного восстановления хрома из густого высокохромистого (с суммарным содержанием окислов хрома, железа и марганца, достигающим 60%) шлака конца перп — ода продувки необходимо раздельное раскисление шлаков периодов плавления завалки и продувки ванны кислородом. Только при такой технологии можно резко снизить содержание хрома в них и, естественно, уменьшить общие потери хрома на плавке. Необходимо также и предварительное осадочное раскисление металла после продувки ванны кислородом. Поведение серы. Выше указывалось на две градации нержавеющей стали по содержанию серы в зависимости от назначения: до 0,02 и до 0,03%. Конечное содержание серы в готовом металле в зависимости от содержания серы в шлаке, состава и количества шлака определяется уравнением: Rs, 100 [S]H + и (S)h L0Ik 100 -(- i / U ±с |
1 |
\ И |
1 |
||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
/ |
|||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
/ |
Ч |
H |
I |
OA
12 3 4 5 8ре/1 я Am начала лладлелия завалт, ч-пин
Исследованиями установлено, что при вводе титана в ковш температура металла перед выпуском не должна отличаться от обычной, так как теплота реакций окисления и растворения титана компенсирует расход тепла на нагрев и расплавление титана.
При выплавке низкоуглеродистой нержавеющей стали 00X18H9T температура стали колебалась в очень
Рис. 50. Изменение содержания водорода в металле в процессе плавки стали Х18НЮТ (по данным различных плавок). Пробы отбирали:
Узких пределах 1555—1580° С. При этом среднее усвоение титана, по данным тринадцати плавок, составило 50,9%. Разница в усвоении различных видов титана не наблюдалась. При обновлении шлака перед выпуском плавки ус тановлено более стабильное усвоение титана. В среднем оно достигало 63%. Температура металла в ковше при
0,030
0,021,
^ 0,016
0,008
Рис. 51. Изменение содержания азота в металле в процессе плавки стали X18HI0T (по данным различных плавок). Пробы отбирали:
1 — в начале окисления углерода;
2 — в конце продувки ванны кислородом; 3 — после раскисления шлака 1;
4 — перед скачиванием шлака 11;
5 — перед выпуском плавки; 6 — на разливке / — в начале окисления углерода; 2— в конце продувки ванны кислородом; 3 — после раскисления шлака 1; 4—перед скачиванием шлака И; 5—перед выпуском плавки
Этом колебалась в пределах 1540—1590° С. Контроль содержания титана показал довольно равномерное распределение его в слитке.
На рис. 49 приведены изменения химического состава металла и шлака, жидкоподвижности шлака и температуры металла по ходу плавки, а также изменение химического состава металла во время продувки ванны кислородом.
Поведение водорода и азота. Динамика изменения содержания водорода и азота в металле в процессе плавки стали Х18Н10Т приведена соответственно на рис. 50 и 51. Как видно из данных рис. 50, к концу периода продувки ванны кислородом содержание водорода в металле
Сравнительно не высоко и не превышает 6,5 смъ\ 100 г. В последующие периоды плавки содержание водорода резко возрастает, увеличиваясь примерно до 10,0— 13,0 см3/100 г.
При этом на первых двух плавках особенно резко увеличивалось содержание водорода в процессе раскисления первого шлака, а на последней — за время рафинирования и проплавления ферротитана. Такой характер изменения содержания водорода в металле, очевидно, обусловлен присадками больших количеств извести в начале периодов раскисления первого шлака, рафинирования и проплавления ферротитана.
Изменение содержания азота (рис. 51) за период продувки ванны кислородом определяется количеством его в технологическом кислороде, темпом продувки и исходным содержанием в металле. Сразу же после присадки феррохрома содержание азота в металле резко увеличивается. В процессе рафинирования количество азота, как правило, уменьшается, причем особенно резко после присадки ферротитана.
Глава VII
ВЫПЛАВКА НИЗКОУГЛЕРОДИСТЫХ НЕРЖАВЕЮЩИХ СТАЛЕЙ С УГЛЕРОДОМ до 0,03%
1. ТРЕБОВАНИЯ, ПРЕДЪЯВЛЯЕМЫЕ К НИЗКОУГЛЕРОДИСТОЙ НЕРЖАВЕЮЩЕЙ СТАЛИ,
ЕЕ СВОЙСТВА
За последние десятилетия низкоуглеродистые нержавеющие кислотостойкие и коррозионностойкие стали получили весьма широкое применение во всех отраслях промышленности.
Нержавеющая сталь, кроме высокой коррозионной стойкости, в различных агрессивных средах должна обладать еще и необходимыми механическими свойствами, хорошей свариваемостью и достаточно высокой пластичностью и прочностью сварных швов. Наиболее жесткие требования предъявляются к стойкости ее против меж — кристаллитной коррозии, как наиболее опасному виду коррозионного разрушения.
Высокая стойкость нержавеющей стали в окислительных средах на основе теории пассивации объясняется образованием тонкой окисной пленки хрома и адсорбированного слоя кислорода [85—87].
Дальнейшее увеличение химической стойкости стали в агрессивных средах, а также сообщение нержавеющей стали повышенной стойкости в некоторых новых средах может быть достигнуто путем повышения содержания хрома до 28—30%. Однако увеличение хрома до
100 80
\б0
%
•И
J ^
I 20
62,5(5)
‘ 50,0(U)
J7,5 (J)
I
^25,0(2)
1,5 1,7 1,9 2,1 2,5 Cr/Ni
Рис. 52. Влияние отношения Cr/Ni на магнитную проницаемость стали X18HI0T [40]
I |
/ |
У |
||
/ |
||||
/ |
||||
W |
Idaa / |
Mj |
||
^/личности J I I |
12,5(0
• о
-/раза 100 80 60 ЬО 20 07. — фаза 0 20 UO 60 во 10О’7,
Рис. 53. Влияние соотношения у-а — фаз на пластичность стали в горячем состоянии
Указанных пределов ухудшает технологические свойства стали. Объясняется это тем, что хром, будучи феррито — образующим элементом, вызывает в нержавеющей стали типа Х18НЮТ, относящейся к аустенитному классу, появление в аустенитной структуре стали ферритной составляющей. Об этом свидетельствует повышение магнитных свойств металла (рис. 52), обусловленное ростом магнитной составляющей а-фазы. Значительные количества ее в структуре затрудняют процессы горячей механической обработки, понижая пластичность металла и вызывая рванины.
145
А. А. Бабаков схематически представил (рис. 53) влияние а-фазы на деформируемость аустенитной нержавеющей стали 1Х18Н9Т в горячем состоянии. Из рисунка следует, что при изменении содержания а-фазы от 0 до 20% наблюдается постепенное уменьшение пластич-
IO—27 ности. Более высокое содержание а-фазы ведет к резкому ухудшению пластичности, провалу пластических свойств металла и образованию в процессе горячей прокатки больших рванин.
Одной из причин образования подобного рода дефектов является различная сопротивляемость деформации аустенита и феррита. Значение относительного удлинения ферритной фазы при высоких температурах намного превышает 100%, в то время как для аустенитной составляющей при этих условиях оно редко достигает 60—70%.
Выше указывалось, что хром и хромистые стали неустойчивы против действия серной и соляной кислот. Для противодействия коррозии в средах, являющихся по своему химическому характеру восстановителями, а не окислителями, в сталь вводится никель. Никель обладает повышенной стойкостью к действию, например, серной кислоты невысоких концентраций; это свойство его проявляется и в сплавах железа с никелем.
Работами А. А. Бабакова и Е. В. Зотовой [88] установлено, что в растворах 20%-ной серной кислоты коррозионная стойкость металла заметно увеличивается при введении 13,5% Ni и резко повышается при введении до 27% Ni. Дальнейшее повышение содержания никеля на коррозионную стойкость сплава заметно не влияет. На рис. 54 приведены кривые, характеризующие коррозионную стойкость железоникелевых сплавов в серной кислоте.
Введение никеля в хромистые стали позволяет получать аустенитные стали, которые лишены недостатков, свойственных ферритным сталям (склонность к хрупкости и недостаток прочности).
Важным преимуществом хромоиикелевых сталей является также их хорошая свариваемость и отсутствие в них закалочной хрупкости.
Никель как элемент, образующий у-фазу (рис. 55), увеличивает область стабильности аустенита. Результат совместного воздействия хрома, расширяющего а-область и сужающего у-область, и никеля, расширяющего у-об — ласть и сужающего а-область па свойства нержавеющей стали определяется количественным соотношением этих двух элементов.
Влияние никеля хорошо выявляется при сравнительном изучении сталей с постоянным содержанием хрома и возрастающим содержанием никеля. На рис. 56 изобра-
АО
\
M \\ \\ Я 1 |
||||
\ьД |
U=O=, |
___ — ю.___ с |
О 20 UO 60 во 100
AZi, %
То
К 1500 ^ зм О1
IUOO
Рис. 54. Коррозия железоникелевых сплавов в H2SO4 при температуре 60° С, продолжительность испытания 100 ч (по данным различных плавок)
1539 «С ^J572 «С ‘ |
L |
|||
.Ih,5 |
Г+L |
1455V |
||
FUOO0C |
Г1 |
1U36°C |
1000 |
OIO0C |
||||
710 |
К |
Г |
|||
^ 600 Vi |
\ч |
||||
\ aV \ \ Ос. |
S\s 353″С |
||||
200 |
UO 60
80
20
Fe
ZZi, %
Рис. 55. Диаграмма состояния системы железо — никель
10*
147
Жены участки диаграмм состояний сталей с 18% Cr и различным содержанием никеля.
При выплавке стали нередко прибегают к повышению содержания никеля ближе к верхнему пределу. Это уве-
8 XlVi
О,U 0,8
С,%
/2% Hi
О
О, U OS
1600
2% Ni
1600
1600
1600
IbOO N
1200 1000 600 600
IIiOO N
1200 1000 800
ООО
О
I
СО
О»
О»
I
OO
О
О
I
О
I
UO
Ю
I
Ч»
UD ю
I
UO
LO
Ю
I
UO
Сч
Г
LO! M
СО CTJ
¦4« Ю
I I
Ю О-
О о
О»
Со со
О 00
О
OO
100- |
О |
О |
О о |
О QO |
О |
|||
CO |
UD |
LO |
UD |
UD |
UD |
О |
О |
CTJ
‘=S
« ^ S
SS
S
Jj, ^
SsS
* ган
О О а ч 5 с Я а
‘ CJ I t — S OJ
Huog oj oj 5 S В В» ч я OJ ^ а
О
Ю
I I
I
О»
О о, = H й
X а, а) D3
S
X
U
OO ° 5
TOC \o «1-3» \h \z И 0)
О, О.
А) а)
S X
S X
D3 U
Га |
||||
К |
||||
К |
||||
Ct |
||||
И |
И |
|||
О, |
О. |
|||
с |
||||
§ 5C |
=S |
Га |
¦к |
S |
О Ч |
3 |
S |
О |
Ш |
-о Ol « CQ Га S |
И О a га Ч |
Ct О ^ |
И О U >> « |
S Tfs, Is |
Ч о с о, Н К S га S |
3 О Cl, |
Go- ° 2 |
О S S |
К о» ч — О Si |
S- |
>> |
|||
M |
АГ |
>> |
И ** |
|
И S |
Tlj |
Га о |
A |
Га о |
° 5 |
Ч |
Ч о |
Га |
|
СГ) |
С со |
СО |
С го |
Ности нержавеющих сталей после ВДП, наличие плотного однородного слитка позволяют существенно повысить служебные свойства металла. Так, например, относительное удлинение нержавеющей стали типа 2Х11НМВФ увеличивается после ВДП с 2 до 18%, а сужение поперечного сечения — с 1,2 до 32,5% [153]. Для переплава сталей с титаном, предназначенных для полированных изделий, важно использовать электроды с минимальным содержанием азота, которые обычно получают после плавки в ВИП.
Преимуществом металла, выплавленного в ВДП, является однородность свойств по сечению изделия. Высокая плотность стали в больших сечениях позволяет исключить течь из систем в условиях больших давлений и натекание в условиях глубокого вакуума.
Влияние различных способов переплава на структуру и механические свойства нержавеющей аустенитной стали (1Х18Н8 и 06Х18Н9Б) изучено в работе [154]. После выплавки в ВДП повышается изотропность металла. Нержавеющие стали, выплавленные ВДП, широко используются в авиационной технике, атомной теплоэнергетике, приборостроении и других важных отраслях.
Электроннолучевой переплав сочетает в себе возможности вакуумной дуговой плавки с нагревом металла до высокой температуры и более глубоким вакуумом 1,33- • Ю-3— 1,33- IO-2 я/ж2 (Ю-5— 10~4 мм рт. ст.). Принцип метода состоит в том, что пучок электронов высокой мощности бомбардирует и расплавляет электрод, капли с которого падают в медный водоохлаждаемый кристаллизатор. Слиток вытягивается с помощью возвратно-поступательного движения штока (с поддоном). Предусмотрено вращение электрода.
Существуют два основных типа печей: с вертикальным и горизонтальным расположением электродов. Одна из схем электроннолучевой печи приведена на рис. 63. Благодаря тому, что электронный луч греет и металл в кристаллизаторе, т. е. имеется возможность выдерживать жидкий металл при любой температуре в глубоком вакууме длительное время, обеспечиваются благоприятные условия для дегазации и рафинирования стали.
Действующие электроннолучевые печи (ЭЛП) для плавки нержавеющих и других сталей и сплавов мощностью от 60 до 1700 кет позволяют получать слитки массой от 100 кг до 12 т.
Сложность конструкции печей, высокая себестоимость металла, низкая стойкость электронных пушек, связанная с большим газовыделением при переплаве стали, ограничивают широкое промышленное применение этого метода. Но в настоящее время проведено немало исследований по электроннолучевой плавке нержавеющей стали. Нами изу — чался электроннолучевой переплав нержавеющей стали ^ на печи У-270М конструк — f ции института электросвар — ^ ки им. Е. О. Патона в кристаллизаторы диаметром? 120, 150 и 200 мм. ‘Ь
В качестве объекта ис — следования выбрали наиболее характерные нержавею — I щие ‘стали: аустенитные 0Х18Н10Т и 00Х16Н15МЗБ, феррито-аустенитную 1Х21Н5Т и феррито-мар — тенситную 1Х13С2М2, пред- назначенные для сорта, ли-
Ста и труб. Ч
Исследовали макроструктуру слитков, химический состав, содержание газов, неметаллические включения, макро — и микроструктуру кованых заготовок и физи — ко-механические свойства. На рис. 64 приведена мак — . . , роструктура слитка стали
00Х16Н15МЗБ Рнс. 64. Макроструктура слнтка ста-
Характерным в структу — лн «™5мзбэлп (*-*» ре является наличие у поверхности слоя мелких кристаллов толщиной 4—5 мм, усадочной раковины, расположенной на глубине 30— 35 мм от верхней кромки слитка, зоны выведения усадочной раковины с наличием мелких равноосных кристаллов. В нижней половине слитка столбчатые кристаллы расположены вдоль оси слитка, в верхней — под углом 35° к оси слитка.
Сравнение плотности кованого металла обычной выплавки (8,0099 г/см3) с металлом, выплавляемым в ЭЛП (8,0186 г/см3), показало, что, несмотря на выплавку в глубоком вакууме и меньший уков (соответственно 11,0 и 6,0), металл, полученный в ЭЛП, имеет большую плотность.
При плавке в ЭЛП происходит интенсивное испарение элементов. Содержание марганца и меди снижается на 50%, свинца, висмута, сурьмы и олова-—более чем в два раза, серы и фосфора —на 30—40%, хрома — на 5%’, молибдена— на 4%. Содержание углерода, кремния, никеля и ниобия практически не изменилось. Аналогичные результаты были получены нами, а также в работе [155] при переплаве стали Х18Н10Т. В работе [156] показано, что распределение кремния, никеля и молибдена по сечению и высоте слитка равномерное, степень ликвации углерода, фосфора, серы, титана и меди не превышает 15%. При ЭЛП уменьшается содержание газов в нержавеющих сталях: кислорода — на 40—90%, водорода — в два-три раза, азота — на 50—60% в стали 1Х13С2М2 и на 10—20% —в сталях Х18Н10Т и Х21Н5Т. Соответственно снижается загрязненность стали неметаллическими включениями в четыре-восемь раз. Так, например, в стали 1Х13С2.М2 открытой дуговой плавки оксиды и силикаты оцениваются до балла 4,0, глобули — до балла 3,5, после ЭШП соответственно баллы 2,0 и 3,0, после ВДП баллы 1,0 и 2,0 и после ЭЛП баллы 0,5 и 1.
В нержавеющих сталях, стабилизированных титаном, после выплавки в ЭЛП карбонитридные включения существенно не снижаются, но находятся в более мелкодисперсном виде и распределены по объему металла более равномерно по сравнению с металлом дуговой плавки.
Имеющийся промышленный опыт говорит о том, что наряду с повышением пластичности большинства аусте — нитных сталей возможно снижение пластичности ферри — то-аустенитных сталей после выплавки в ЭЛП. Это вызвано существенным увеличением двухфазности металла вследствие угара хрома. Некоторые качественные характеристики нержавеющих сталей, выплавленных в ЭЛП, освещены в работе [154].
Область применения сталей, прошедших электроннолучевой переплав, еще недостаточно определена. С повышением мощности и работоспособности печей, удешевлением стоимости переплава, несомненно, возрастет выплавка стали в ЭЛП.
Заканчивая рассмотрение выплавки нержавеющих сталей под вакуумом (ВИП, ВДП, ЭЛП), следует отметить, что эти методы неприменимы для получения сталей, легированных марганцем и азотом. Улучшение качества сталей этого класса возможно при электрошлаковой и плазменно-дуговой плавке. При последнем способе за счет создания повышенного давления азота возможно легирование стали этим элементом по ходу плавки.
6. ЭЛЕКТРОШЛАКОВЫЙ ПЕРЕПЛАВ НЕРЖАВЕЮЩИХ СТАЛЕЙ
Среди новых рафинирующих переплавов электрошлаковый переплав (ЭШП) (рис. 63) получил наибольшее развитие благодаря несложности необходимого оборудования и высокому качеству переплавленного металла при относительно небольших затратах на переделе. Созданный в институте электросварки им. Е. О. Патона и впервые опробованный на заводе «Днепроспецсталь» ЭШП за 15 лет сделал гигантский скачок: от слитка массой 0,2-—0,4 т в промышленности перешли к массовому производству слитков круглого, квадратного и прямоугольного сечения массой до 40 т (проектируются печи для слитков массой 150—-200 г).
Значительно развита технология переплава, широко внедрено производство литых расходуемых электродов, расширился сортамент переплавляемой стали. Направленная кристаллизация слитка в сочетании с рафинированием металла шлаком позволили повысить такие качественные характеристики стали, как плотность и однородность структуры, чистота по неметаллическим включениям и газам, пластические свойства, особенно в поперечном направлении и др.
Основные вопросы ЭШП изложены в монографиях [157—160]. Для переплава нержавеющих и жаропрочных сталей (0Х18Н9, ЭИ961, 1Х17Н2 и др.) применяют флюс системы CaF2 — Al2O3. Переплав сталей, легированных титаном, бором, ванадием, производят под шлаком с пониженным содержанием глинозема или на чистом CaF2. При ЭШП титанистых сталей во флюс добавляют титановую губку и иногда предварительно восстанавливают окислы титана. Флюсы должны содержать минимум непрочных окислов (FeO, S1O2). Переплав ведется в атмосфере аргона. При переплаве иизкоуглероди — стых нержавеющих сталей (менее 0,02% С) даже при содержании во флюсе 0,03% С в металле после ЭШП наблюдается рост углерода на 0,002% (с 0,018 до 0,020%). При производстве крупных слитков нержавеющих сталей необходимо ограничивать скорость наплавления с целью обеспечения минимальной ликвации при кристаллизации и исключения образования поверхностных дефектов (за — ливин) на слитках.
В настоящее время накоплено достаточно данных о влиянии ЭШП на качество нержавеющих сталей. Макроструктура слитков ЭШП характеризуется высокой плотностью и однородностью, что, естественно, обеспечивает высокое качество деформированного металла даже при малых степенях деформации. Наличие послойной кристаллизации в структуре не является браковочным признаком и отражает прерывистый характер кристаллизации. Проведенные нами исследования подтвердили высокое качество металла с послойной кристаллизацией [161]. Для слитка ЭШП характерно очень равномерное и дисперсное распределение второй фазы, например, первичного феррита, боридной или карбидной эвтектики в аустенитной основе. Например, если в обычном слитке аустенито-ферритной стали содержание феррита по мере приближения к центру слитка возрастает с 20 до 30—32%, а выделения феррита имеют грубый характер, то в слитке ЭШП строение феррита более тонкое, а разница его содержания по сечению слитка не превышает 5%.
Плотность заготовки из стали Х18Н9ТШ составляет 7,921 г/сж3, а этой же исходной стали 7,825 г/сж3.
Плотная структура слитков ЭШП характерна и для таких сталей, как Х8, ЭИ961, ЭИ481, которые склонны к образованию осевых дефектов (трещин) в обычных слитках. Однако следует отметить, что с переходом к производству крупных слитков,(более 10 г) необходимо особенно тщательно разрабатывать и соблюдать технологию ЭШП, ибо вследствие увеличения теплового сопротивления при кристаллизации могут возникать ликвационные явления. Поэтому важно обеспечить осевую или радиаль — но-осевую направленность кристаллов, что достигается в первую очередь регулированием скорости наплавления металла.
Отсутствие поверхностных и внутренних дефектов в слитке, повышение его однородности и плотности благоприятно сказываются на качестве макроструктуры деформированного металла. В металле ЭШП отсутствуют такие дефекты, как «ликвационный квадрат» (сталь 1—• 2X13, Х18Н10Т), «паукообразный растрав» (сталь Х8, Х8ВФ, 1X13), краевые загрязнения и титановая пористость (сталь Х18Н10Т), интеркристаллитные трещины (сталь ЭИ481) и многие другие, характерные для металла из обычных слитков. Полностью устраняется брак по внутренним дефектам, выявленным при ультразвуковом контроле. Многолетняя практика завода «Днепроспец — сталь» показала 100%-ную годность металла ЭШП при ультразвуковом контроле.
Нами исследована химическая ликвация в слитках массой 0,7 т стали 0Х16Н15МЗБ и Х18Н10Т, а также в слитках около 10 т стали Х18Н10Т и Х15Н5Д2Т. Установлено, что почти все химические элементы распределены равномерно, отклонения находятся в пределах точности химического анализа (всюду применяли затравки той же марки стали). Отмечено неравномерное распределение титана, кремния и алюминия. Эти элементы участвуют в окислительно-восстановительных реакциях металла со шлаком.
При ЭШП стали типа Х18Н10Т наблюдается в нижней части слитка угар титана и пригар кремния и алюминия. В дальнейшем, т. е. в остальных частях слитка, положение стабилизируется и характеризуется лишь стабильным угаром титана. Степень угара титана, а при его отсутствии кремния, бора, алюминия, марганца, а также снижение содержания серы характеризуются данными, приведенными в табл. 25. Угар указан по максимальному значению.
Изменение содержания других элементов при ЭШП практически не наблюдается (содержание азота при концентрациях до 0,8% остается стабильным). Изменение содержания цветных металлов и газов приведено в табл.25.
При электрошлаковом переплаве значительно снижается загрязненность металла неметаллическими включениями и полностью устраняются скопления включений, являющихся источником макродефектов (волосовин, загрязнений в изломе и т. п.).
Нами проведены исследования влияния ЭШП на ка-
Таблица 25 Изменение химического состава металла при ЭШП
Марка стали |
Атмосфе — |
Угар элементов. |
% |
||||
Ра при ЭШП |
Mn |
Si |
Ti |
A1 I |
В |
V |
|
1—2X13, 1Х17Н2 . |
Воздух |
— |
0,05 |
— |
— |
— |
__ |
ЭИ961………………….. |
» |
— |
0,05 |
— |
— |
— |
0,02 |
ЭП222 (Х21Г7АН5) |
» |
0,7 |
±0,10 |
— |
— |
— |
— |
Х18Н10Т. . . . |
Аргон |
— |
+ 0,10 |
0,10— 0,20 |
— |
— |
— |
ЭИ481………………….. |
Воздух |
0,3 |
— |
— |
— |
— |
0,05 |
ЭИ654 ………………… |
Аргон |
— |
0,15 |
0,15 |
0,10 |
— |
— |
ЭП381………………….. |
» |
— |
+0,10 |
— |
— |
0,03 |
— |
Примечание. Угар серы во всех случаях составлял 0,002—0,005 при начальном содержании 0,010% (меньшее значение в атмосфере аргона).
Чество нержавеющих сталей 0Х16Н15МЗБ, Х18Н10Т, ЭП184, Х21Г7АН5, ЭП381, ЭИ481, 1—2X13, ЭИ654, ЭИ961, ДИ1, 1Х17Н2, ЭП56 и др. Как показали эти исследования, а также данные [159], при ЭШП имеет место существенное снижение количества неметаллических включений и газов.
Одним из важных преимуществ металла ЭШП перед другими переплавами является значительная десульфу — радия металла и уменьшение сульфидных включений. В тесной связи с рафинированием металла от включений находится и снижение содержания газов: кислорода и водорода. Содержание азота заметно снижается в сталях, легированных кремнием и алюминием, несколько снижается в хромистых сталях и сохраняется на прежнем уровне в сталях, легированных титаном, ниобием и цирконием.
Эффективность процесса ЭШП во многом зависит от технологии и особенно конечного раскисления исходного металла, а также состава флюса, скорости наплавления и некоторых других параметров ЭШП. Проведенные с нашим участием исследования по стали 00Х16Ш5МЗБ показали необходимость ввода в исходный металл определенного содержания алюминия. Исходный металл получали методом сплавления в основной индукционной печи (варианты А — В) и методом продувки кислородом углеродистого железа с последующим легированием в дуговой печи (вариант Г, см. табл. 26). Особенности вариантов выплавки в индукционной печи были следующие:
A) раскисление шлака порошком алюминия (10— 25 мин) в количестве 2—4 кг/т;
Б) раскисление шлака порошком алюминия по расплавлении шихты 2,5/сг/r, после обновления шлака (30— 50 мин) 5,5—7,5 кг/т. Перед выпуском в металл вводили кусковый первичный алюминий (0,8 кг/т);
B) раскисление шлака порошком алюминия по расплавлении шихты 3—3,5 кг/т, после обновления шлака 4—5 кг/т. Первичный алюминий в кусках вводили также и по расплавлении шихты (0,5—0,8 кг/т). .
Электрошлаковый металл оценивали металлографическим методом по шкале ГОСТ 1778—62, а также по специально разработанной методике ЦНИИЧМ, предусматривающей подсчет количества кислородных включений (при увеличении 170) по размерным группам: от 7 до 14 мкм (I группа), от 14—21 мкм (II группа), от 21 до 28 мкм (III группа). Полученные результаты приведены в табл. 26.
Таким образом, при разработке технологии ЭШП необходимо учитывать и корректировать технологию выплавки исходного металла.
Электрошлаковый металл имеет более высокие значения относительного удлинения и сужения, ударной вязкости, в особенности в поперечных образцах. Последнее обеспечивает значительное уменьшение анизотропии механических свойств (с 1,7—3,0 до 1,2—1,6).
Аналогичные данные получены при кратковременных испытаниях механических свойств при повышенных температурах. Для электрошлакового металла в то же время характерно небольшое снижение прочностных свойств. На рис. 65 приведены полученные нами данные по влиянию ЭШП на горячую пластичность некоторых нержавеющих сталей, оцененную методом горячего скручивания. Полученные данные, а также производственный опыт показывают, что электрошлаковый металл имеет более высокую горячую пластичность и шире интервал температур удовлетворительной пластичности, что связано с повышением чистоты и гомогенности металла. В частности, в работе [162] было установлено, что иглы феррита в микроструктуре отожженных сталей ЭИ961
3 «
— = H
Sag Я >. К
SxS
CN J |
О |
I |
|||||||||||||||||||||||
5—77 |
CD аср, где оср — прочность сцепления покрытия с кокилем при испытании на срез. Из выражений (62) и (63) следует, что вероятность растрескивания и отслоения покрытия от кокиля тем’выше, чем больше коэффициент термического расширения атз, модуль упругости E3 и температура 03. Значения атз для некоторых газопламенных и плазменных покрытий указаны в работе [147]. Термическое расширение песчано-смоляных облицовок натцирконовом наполнителе примерно в 3 раза меньше, чем на кварцевом. Способность покрытия выдерживать термомеханическое воздействие может быть оценена параметром Пг — отношением предела прочности покрытия (Гв, к напряжениям, вызванным температурой. Учитывая формулу (62), имеем H1 = Ст»з(1~Уа). (64) Величину Jli целесообразно находить для наиболее тяжелых условий термического нагружения. Такие условия возникают на рабочей поверхности покрытия при идеальном контакте расплава q формой. Так как коэффициент аккумуляции теплоты материала отливки (металла) значительно больше коэффициента аккумуляции теплоты материала покрытия (неметалла), то «3(Е~Г3)- (64′) Из выражения (64′) видно, что механическая теплостойкость зависит от заливаемого в кокиль металла (значения взал)- Значение Ui тем выше, чем больше при температуре заливки 0Вз— и меньше атз. Широко известная литейщикам повышенная теплостойкость песчано-смоляных смесей на цирконовом песке объясняется тем, что атз этого материала меньше, чем кварцевого песка. Пределы изменения коэффициента Пуассона невелики. Поэтому роль V3 мала. Эрозия покрытия (разрушение поверхности тела при течении жидкости или газа) снижает теплозащитные свойства покрытия и приводит к дефектам в отливках: засорам, наплывам, шероховатости и т. д. Отрыв частичек с поверхности формы происходит в случае, когда скоростной напор расплава становится равным пределу прочности покрытия в тонком поверхностном слое или больше его. Следовательно, параметром гидродинамического уноса вещества с поверхности формы является выражение Я2 = ^. (65) Pi»2 Температурная зависимость прочности покрытий первой группы не изучена. Благополучнее обстоят дела с покрытиями второй группы. Многие ученые исследовали влияние температуры на прочность обычных формовочных смесей, в том числе и таких, которые применяют в качестве облицовок кокилей. Экспериментальные данные могут быть аппроксимированы параболой, проходящей через две точки: максимальную температуру То, при которой сохраняется прочность сВзо, определенная при нормальных условиях, и температуру Tp, при которой наступает полное разупрочнение смеси. Соответствующая функция имеет вид 0B3 = 0B3O (уЧт^)™» (66) SiP ‘о Где m — показатель параболы. На основании экспериментов для песчано-смоляной облицовки можно принять m = 3. Формула (66) справедлива, если Т’а < T3 с Tv. При T3 < Т’0 сВз = = 0Взо, при T3 > Tp 0Вз = 0. Зависимость (66) сильно осложняет анализ эрозионной стойкости покрытия. Дело в том, что при снижении скорости заливки уменьшается скоростной напор, но повышается температура нагрева рабочей поверхности формы (вопрос этот подробно рассмотрен в гл. II) и, следовательно, падает прочность. ,»= 500 Bmf(M-R) 9′ 8 7 6 5 Ч J 2 1 1 4 * -7 Z 3 О LgfU «=WOOBmf(M-K) 8 7 6 5 J 2 О U = 0,05 Рис. 36. Изменение параметра гидродинамического уноса поверхности облицовки потоком расплава в зависимости от скорости а и безразмерной координаты л S Lg П, На рис. 36 представлены кривые, рассчитанные по формуле (65) для примера, рассмотренного в параграфе 3 гл. II (заливка чугуна в кокиль, облицованный песчано-смоляной смесью). При этом учитывалась зависимость (66), в которой было положено Tq — 420 К и Tp= 720 К — Анализ кривых на рис. 36 показывает следующее. При значительном падении 2ет, в каждом цикле нагружения деформация растяжения сменяется деформацией сжатия. Рассмотренный механизм нагружения приводит к термической усталости материала стенки. Строгий математический анализ термических напряжений в кокилях с учетом пластической деформации материала рабочей стенки представляет собой весьма сложную задачу. Поэтому ограничиваются обычно решением задачи в упругой постановке. Если же материал формы обладает четко выраженными пластическими свойствами (например, сталь), то полученное решение в упругой постановке рассматривается совместно с диаграммой деформаций для соответствующего материала. При этом учитывается известная в механике деформируемого тела теорема о разгрузке. Сказанное здесь поясняется примером, рассмотренным в следующем пункте. Термические напряжения, но локального характера, возникают также вследствие структурных превращений и роста материала кокиля. Эти процессы интенсифицируются с повышением температуры нагрева. Способность кокиля выдерживать термические напряжения зависит от механических свойств его материала при рабочих температурах. Свойства эти резко изменяются при нагреве. Так, например, при однократном нагреве до 900 К предел текучести стали 15 снижается примерно в 3 раза. Для большинства сталей в интервале 775 —825 К наблюдается значительное снижение ударной вязкости. Это обстоятельство учтено в рекомендациях по применению параметра П для оценки пригодности пластичных металлов в качестве материалов кокилей (см. табл. 19). Здесь же необходимо подчеркнуть, что различного рода превращения в металле интенсифицируются не только с повышением температуры, но и при наложении напряжений. Эти превращения при циклическом термическом напряжении, в свою очередь, снижают механические свойства материала. Изменениям в чугуне при многократном нагреве (поскольку этот материал чаще других используют для кокилей) ниже посвящен отдельный параграф. Метод определения снижающегося качества кокиля при циклических тепловых нагрузках обсуждается в гл. VII. 2. ТЕРМИЧЕСКИЕ НАПРЯЖЕНИЯ Между конструкцией кокиля и его стойкостью существует тесная связь. Так, например, чрезмерно большие ребра кокиля вызывают интенсивное развитие трещин на внутренней (рабочей) поверхности. Выше указывалось, что такие ребра могут явиться причиной трещин первого рода. Малые ребра могут не обеспечить необходимой жесткости и, следовательно, стойкости против коробления. Стойкость кокиля существенно зависит также от толщины стенки и размеров обрамления (части стенки по контуру рабочего гнезда). Итак, конструкция кокиля определяет величину и характер температурных напряжений в нем. В связи с этим представляют Рис. 30. Схема к анализу термических напряжений в плоском кокиле с обрамлением и ребрами (Xoc— расстояние Между центрами тяжести сечения плоской стенки и кокнля) 1 интерес плоский кокиль, имеющий обра Мление и подкрепленный ребрами, и цилиндрический кокиль, термическое расширение которого вдоль оси либо свободно, либо ограничено. К плоскому кокилю может быть отнесена форма, одно измерение которой значительно меньше двух других (половина разъемного кокиля, поддон, плоская изложница и т. п.), а к цилиндрическому — многие вытряхные (неразъемные) формы и изложницы для центробежной отливки труб. Ниже рассматриваются принципиальные особенности напряженного состояния кокилей различных конструкций из упругого и упруго-пластичного материалов. Данные о влиянии параметров технологического процесса на условия работы кокилей приведены в параграфе 2 гл. VII. Получены они в результате расчетов с помощью ЭВМ. Указанные данные являются примерами конкретного подхода к расчетному проектированию технологии. Плоский кокиль. Если рассматривать плоский кокиль как свободно деформируемую конструкцию и если действительный закон распределения тмпературы по сечению стенки кокиля аппроксимировать параболой, то, используя известные положения теории термоупругости, можно получить формулы для определения упругих напряжений в плоской стенке, которая непосредственно соприкасается с отливкой, а также в обрамлении и в ребрах (рис. 30). Для кокиля, имеющего только обрамление (ребра отсутствуют), формула для расчета напряжения в стенке толщиной X2 имеет вид А формула для расчета напряжения в обрамлении Где amz — коэффициент термического расширения; E2 — модуль упругости; V2 — коэффициент Пуассона; ЬТ2 — перепад температуры по сечению плоской стенки с толщиной X2, Q’i„ — температура на внешней поверхности кокиля, отсчитанная от температуры обрамления как от нуля; I — размер плоской стенки (т. е. части формы, соприкасающейся с отливкой); L —габаритный размер кокиля. При выводе формул (55) и (55′) принята парабола второго порядка. Из формулы (55) видно, что, вопреки распространенному мнению, температурные напряжения в рабочей стенке зависят не только от ST12, но и от повышения температуры на внешней поверхности формы. Более того, в кокиле с очень массивным обрамлением (IlL -»- 0) напряжения на внутренней поверхности плоской стенки (х — Х2/2) в пределе равны (минус относится к напряжению сжатия): Gm2E2 = — TT^ Где 02п—температура на внутренней поверхности, отсчитанная от температуры обрамления как от нуля. Только в случае, когда обрамление отсутствует (IlL 1), напряжение в плоском кокиле зависит от перепада температуры. То, что в кокиле с массивным обрамлением Oz на внутренней поверхности зависит от Q2n и в кокиле без обрамления —от ST12, подтверждается экспериментально. На рис. 31 показана зависимость напряжений, найденных по формулам (55) и (55′), от отношения HL при различных значениях отношения Q2JbT2 (0, 1, 2, 3, 4).’ Из графика следует, что чем больше отношение Q2JbT2 при неизменном бT2, тем выше напряжение сжатия.. Другой важный для практики вывод заключается в том, что увеличение обрамления (уменьшение отношения HL) приводит к росту напряжений в стенке. Этим, по-видимому, объясняется наблюдаемое на практике преждевременное образование трещин в кокилях с массивным обрамлением. С помощью формул (55) и (55′) можно подобрать оптимальные соотношения размеров стенки и обрамления. Термоупругие напряжения в ребристом кокиле без обрамления представлены в виде графика на рис. 32. При построении кривых было принято равномерное расположёние ребер, отношение высоты ребра к толщине стенки hiX2 = т и отношение суммы толщины ребер к размеру плоской стенки (?Г)/1 = к (см. рис. 30). Как видно, при Q2n = 0, т. е. в случае, когда внешняя поверхность не нагревается (что наблюдается в массивных кокилях), увеличение ширины (либо количества) и высоты ребер приводит к возрастанию напряжения сжатия на внутренней поверхности формы. В рассматриваемом случае на внешней поверхности кокидя напряжения изменяют знак, Рнс. 81. Температурные напряжения на внутренней поверхности плоской стенкн (сплошные лнннн) н обрамления (штриховые лнннн) в зависимости от величины обрамления Рнс. 32. Влияние оребрення плоской стенкн на температурные напряжения на внутренней (а) н наружной (ff) поверхностях: ————— 02п/вГ2 = 0;——————— e2n/6 T2 = IJ —————————————————————————— е2п/йг2 = 2 Из рис. 32 видно, что при повышении температуры на внешней поверхности (G2VST2 > 0) ребра не только изменяют величину напряжений, но и их знак. Очевидно появление растягивающих напряжений на внешней поверхности оребренной формы является причиной образования трещин, развивающихся с этой^оверхности внутрь формы (т. е. трещин первого рода). J __________________________________________________________________________________ Y На рис. 33 приведены кривые изменения напряжения о-— На внутренней поверхности чугунного плоского кокиля при охлаждении в нем чугунной отливки толщиной 2Хх = 40 мм. Расчет температурного поля для реальных параметров литья производился по формулам параграфа 2 гл. II. Температурные напряжения рассчитаны для кокилей следующих конструкций: плоская стенка, вставленная в обойму большой жесткости (деформация стенки вдоль краев исключена); кокиль без обрамления, но с тонкими и длинными ребрами (изгиб исключен); кокиль с массивным обрамлением и длинными ребрами либо кокиль, у которого HL 0 (деформация вдоль краев и изгиб исключены); кокиль без обрамления и ребер (свободная стенка). Как видно из рис. 33, при исключенной деформации вдоль краев и особенно при исключенных осевой деформации и деформации изгиба напряжения увеличиваются с уменьшением толщины 20 40 SO 80 100120140 с О 20 40 60 80 100120 140 с Деформация Вдоль 20 4 0 60 80 100120 140 с :0 40 СП 80 100 120 140 с Рис. 33. Температурные напряжения в нагреваемой поверхности плоского кокнля с естественным воздушным охлаждением (материал отлнвкн—чугун, 2Jf1 —4G мм): Свободная стенка 500 — исключена Sr лг И S рт=? Деформация Изгиб исключен I, II, III — моменты времени окончания соответственно отвода теплоты перегрева, затвердевания и охлаждения до температуры выбивкн Стенки кокиля. В указанных случаях напряжения достигают наи* большей величины ко времени извлечения отливки. При этом чем раньше извлечена отливка из кокиля, тем меньшие напряжения возникают в нем. Этот вывод находится в полном соответствии с практикой кокильного литья. В кокиле, в котором исключен только изгиб или температурная деформация свободна, напряжения увеличиваются с увеличением толщины стенки кокиля. Для этих кокилей более ранняя выбивка преимуществ не дает, так как напряжения достигают максимума до начала затвердевания отливки. Идеи и выводы настоящего параграфа послужили основой для разработки практическихТрекомендаций по выбору толщин стенок плоских кокилей. Указанные рекомендации в виде графика приведены в гл. VIIL Цилиндрический неразъемный кокиль. Такие кокили бывают двух принципиально различных конструкций: кокили, термическое расширение которых вдоль оси не ограничено, и кокили, в которых это расширение исключено. Используя известные решения теории термоупругости и представляя температурное поле параболой второго порядка, имеем: Тангенциальные напряжения = T=^6tS [к+Ж Х Х(зR1+R2) — ў=^-(3/?+ѕ)] — (ѕ)2}; (56) Радиальные напряжения +тЫ&(57) Осевые напряжения при свободной осевой деформации Осевые напряжения при исключенной осевой деформации .i-[¦? (1 + A) ^ — (58″) На внутренней поверхности кокиля (R = R1): Rr —rr — amA ST Г 3 + m ll ГГ — О 6 ~ г — Т^Г2б/2 L 6 (1 + т) — 1J’ ChniE1Or, Г V2 (3 + т) . ] р а» = ITT^672 [ 6(1+m) -1J» В формулах (56—58) —внутренний радиус; R2 —внешний радиус; R —текущий радиус цилиндрического кокиля (R1 < « R < R2)-, т = R2: R1. Из приведенных формул видно, что осевые напряжения зависят от характера осевой деформации: с ограничением ее они резко возрастают, причем определяются как ST12, так и 02П — В цилиндрических кокилях, осевая деформация которых свободна, могут образовываться поперечные и продольные трещины на внутренней поверхности, а в кокилях с исключенной осевой деформацией можно ожидать появления прежде всего поперечных трещин. Очевидно для цилиндрического кокиля, как и для плоского, в зависимости от конструкции в одном случае целесообразно стремиться к уменьшению бT2, а в другом —к уменьшению 02п. С помощью формул (56)—(58) рассчитывали график, рекомендованный в гл. VIII для выбора толщин стенок цилиндрических С помощью зависимостей, приведенных в параграфе 2 гл. Tl. Особенности напряженного состояния кокиля из упруго — пластичного материала. При построении диаграммы (рис. 34), показывающей изменение напряжений и деформаций, использованы экспериментальные данные величин нереализованной термической деформации стального водоохлаждаемого кокиля (X2 — = 34 мм) с обрамлением и без обрамления. Кокиль заливали чугуном; толщина стенки отливки 2Х^ = 30 мм. Тонкие линии на диаграмме представляют собой схематизированные кривые деформирования стали 15 при различных температурах (цифры у наклонных прямых). Между модулем упругости E и упрочнения E’ принято соотношение E’ — 0,02Е. Поверхностный слой кокиля без обрамления до точки А деформируется упруго, а далее до точки 1 —пластически (белые кружочки и номера точек без штрихов относятся к кокилю без обрамления, цифры в скобках обозначают время в секундах). В связи с повышением температуры и снижением поэтому величины ат напряжения уменьшаются (точка а), затем вновь повышаются из-за роста деформации до точки 2. Абсцисса точки 2 соответствует максимальной деформации, которая наступила на 30-й секунде. Скачкообразный переход от точки 1 к точке 2 объясняется схематизированным изображением свойств стали. С уменьшением деформации разгрузка осуществляется по линии, параллельной 0—0′, до точки 3, а далее —в связи с повышением температуры слоя — по прямой, параллельной 0—0″. Так продолжается до тех пор, пока напряжение не достигнет предела текучести, но уже при растяжении (через точки 4 и 5 до точки 6). От точки 6 до точки 7 материал пластически растягивается. До точки 8 напряжения растут без изменения деформации только вследствие повышения предела текучести при снижении температуры. Последняя ступень построения диаграммы определяет величину остаточных напряжений аост. Деформация рабочего слоя кокиля с обрамлением описывается ломаной линией 0—А—1’—а’—2’—3’—4’—5’—о’0(,Т. Если сравнить данный случай с рассмотренным, то видно, что при наличии обрамления площадь диаграммы, соответствующая работе пластической деформации, значительно больше. В связи с этим становится очевидными понижение стойкости кокилей при увеличении размеров обрамления. Приведенные на рис. 34 кривые позволяют объяснить более высокую стойкость кокилей в случае, если их реже охлаждать до комнатной температуры. Из кривых следует, что с ростом Т2„ снижаются tf0CT и, главное, уменьшается знакопеременная часть пластической деформации. Конечно эти рассуждения справедливы, если повышение T2l не вызывает перегрева стенки и бурного развития других процессов, приводящих к разрушению кокиля (фазовые превращения, рост металла, окисление, обезуглероживание, насыщение серой и т. п.). Остаточные напряжения являются причиной коробления кокилей. Если упругое выпучивание плоской стенки направлено в сторону нагреваемой поверхности, т. е. отливки, то остаточное— в противоположную. Упругое выпучивание плоских кокилей рассматривалось в параграфе 6 гл. IV в связи с обсуждением вопроса об образовании зазора между отливкой и формой. 3. ИЗМЕНЕНИЯ В ЧУГУНЕ ПРИ ЦИКЛИЧЕСКОМ НАГРЕВЕ При циклическом изменении температуры в стенке чугунного кокиля возможны следующие изменения: насыщение рабочей поверхности серой и обезуглероживание, фазовые превращения, окисление и рост металла. В работе [51 ] утверждается, что уже на первых этапах термической усталости в рабочей поверхности чугунного кокиля увеличивается плотность дислокаций. Особенно это заметно на вышедших из строя кокилях [108]. В значительных пределах может изменяться содержание серы в приповерхностных зонах чугуна, особенно в случае длительного использования кокилей с краской, содержащей сернистые соединения. Содержание серы может повыситься до 0,3% и более и привести к явлению сульфидной коррозии и ускорению образования крупной сетки разгара. Наиболее опасным для некоторых типов кокилей является процесс окисления металла при термоциклировании. Чем выше тепловое нагружение и чем выше максимальная температура рабочей поверхности кокиля, тем большую опасность представляет процесс окисления его материала. Интенсивность окисления зависит также от вида газовой среды, формы и количества графита, условий эксплуатации и хранения кокиля, а также наличия в его рабочей поверхности пор и трещин. Известно, что железо особенно интенсивно окисляются при температурах свыше 1000 К. В процессе циклического нагрева в поверхностных слоях чугунного кокиля происходит графитизация с одновременным обезуглероживанием матрицы; интенсивность этих процессов зависит от теплового нагружения кокиля (рис. 35). Приповерхностные слои полностью ферритизируются на глубину от 0,2 до 3—4 мм. В местах частичного или полного выгорания графита создаются благоприятные условия для образования разной плотности и глубины залегания зон окисления. З Рис. 35. Влияние теплового нагружения (Q0, МДж/м2) на глубину обезуглероживания чугуино — J 2 3 I-Sdg Го кокиля Следует заметить, что в зависимости от тепловой нагружен — ности кокилей выявляется разная структура окислов: сплошные— в кокилях с большей тепловой нагруженностью, «пушистые» — в кокилях меньшей нагру — женности. Глубина распростране — т5п. ни я окислительных процессов зависит во многом от наличия и природы несплошностей в чугуне. В чугуне кокиля при термоциклировании за — метны и другие перераспределения Элементов. В окисленных участках это обнаружено А. А. Барановым и др. [7]. Одним из главных изменений в чугуне при термоциклировании следует считать рост металла, часто являющийся решающим фактором снижения термической стойкости. Рост чугуна протекает тем интенсивнее, чем выше температура поверхности кокиля. Как правило, рост чугуна связывают с диффузией углерода и самодиффузией железа. Поэтому различные способы торможения диффузии углерода могут положительно сказаться на ростоустой — чивости чугуна. 1. ФИЗИЧЕСКАЯ ПРИРОДА УСАДКИ Под усадочными процессами понимают изменения размеров залитого в форму металла. Проявляются они как в объеме отливки, так и в объеме отдельного кристалла. Усадка играет важную роль в формировании свойств отливок. С ней связано возникновение в отливках пустот — усадочных раковин и пористости, деформации и напряжений [19—25, 48, 49, 169, 170], а также возникновение зазора между отливкой и формой. Газовый зазор оказывает существенное влияние на условия охлаждения отливки и нагрева кокиля [6, 19—21, 56]. Если изменение температуры тела не сопровождается фазовыми превращениями, то причиной усадки является изменение среднего расстояния между атомами. При охлаждении тел это расстояние уменьшается из-за сокращения ангармонической составляющей колебания атомов около их среднего положения [49 ]. Фазовые превращения сопровождаются скачкообразным изменением размеров и объема металла. Плотность pi жидкого металла чаще всего меньше плотности рх твердого металла. Однако для сурьмы, висмута и лития наблюдается обратная картина [49, 77]. Различные фазовые превращения, происходящие в твердом металле, обычно также сопровождаются изменениями объема. Примером могут служить превращения, возникающие в чугуне при температурах кристаллизации и создающие эффект предусадочного расширения чугуна. Этот эффект связан с распадом цементита и образованием свободного графита. При температурах около 1000 К у чугуна и стали происходит распад аустенита, что также связано с объемными изменениями. Количественной мерой усадки служат коэффициенты линейной ат или объемной р усадки (расширения). Как известно, Зат = р. Выбор одной из этих характеристик определяется соображениями удобства. В тех случаях, когда изменение объема металла локализуется в каких-то участках отливки, используют величину р. Ясно, что к таким случаям оносятся усадка жидкого металла и затвердевание. Усадка в твердом состоянии более или менее изотропна. Поэтому она оценивается линейной величиной. Коэффициент объемной усадки при затвердевании Коэффициенты усадки металлов — основ важнейших литейных сплавов приведены в табл. 2. Общая усадка сплава при литье в кокиль больше, чем при литье в песчаную форму. Объясняется это различием в скоростях затвердевания: чем быстрее затвердевает отливка, тем меньше развивается в ней физическая неоднородность, влияющая на усадку [77]. Терий ATJbT1, где !АТкр — интервал температур кристаллизации, ST1 — перепад температур по толщине стенки отливки [21 ]. Наглядное обозначение величин, входящих в указанный критерий, показано на рис. 24. Условие последовательного затвердевания (рис. 24, а) металла имеет вид А7кр,, л ST1 ^ 1′ Механизм усадочных явлений в отливке зависит от положения сплава на диаграмме состояния и интенсивности теплообмена в системе отливка—форма. Количественной характеристикой этого механизма служит кри Таблица 2 Коэффициенты усадки [49] (35)
Ясно, ¦ что данному критерию в полной мере удовлетворяют Чистые металлы и эвтектические сплавы. Обычно ему удовлетворяют процессы формирования отливок в кокилях. Рис. 24. Схемы различных процессов затвердевания: А — последовательное затвердевание; б — объемное затвердевание; э — общий случай Условие объемного затвердевания (рис. 24, б) формулируется следующим образом: ^f »1- (36) Критерий TJf-1 (37> Соответствует общему случаю затвердевания (рис. 24, в). 2. ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНОЕ ЗАТВЕРДЕВАНИЕ Если соблюдается условие (35), то механизм усадочных явлений характеризуется следующим. Сечение стенки затвердевающей отливки состоит в основном из двух зон: твердой корки и жидкого ядра. Ширина зоны, в которой металл находится в твердом и жидком состояниях, пренебрежимо мала. Изменение объема металла в связи с нарастанием твердой корочки, т. е. дефицит питания, компенсируется свободно текущим расплавом. При этом усадочная раковина локализуется в верхней (по заливке) части отливки. Так продолжается до тех пор, пока скорость подачи расплава к фронту затвердевания больше или равна скорости изменения дефицита питания. В противном случае формируется осевая пористость. Из условия равенства скоростей подачи расплава и изменения дефицита питания получена формула для размеров зоны осевой пористости плоской отливки [49] Д? ______ iY ЗРкр^/С2Я2 /от Ёп°Р — V 2 PX1 ‘ Где А|пор — половина ширины зоны осевой пористости; jll — коэффициент динамической вязкости; К — константа затвердевания; H — высота отливки и р — давление. Движение питающего металла происходит под действием атмосферного давления р& гидростатического напора gp{H, поэтому р = pa + gp[H. При выводе формулы (38) сопротивление движению жидкого металла учитывалось по закону течения ньютоновской жидкости, а нарастание твердой корочки — по закону квадратного корня (физический смысл закона квадратного корня рассмотрен в монографии [20]). Фактические размеры пористой зоны должны быть меньше, чем найденные по приведенной формуле: в конечный период процесса дефицит питания в большей или меньшей степени восполняется фильтрацией жидкой фазы. Из выражения (38) следует, что при увеличении скорости затвердевания осевая пористость возрастает. В частности, при удвоении скорости затвердевания (в случае перехода от песчаной формы к металлической) размер пористой зоны возрастает в 1,6 раза. Увеличению размеров пористой зоны способствуют также рост высоты отливки и утонение ее стенки [49]. 3. ОБЪЕМНОЕ ЗАТВЕРДЕВАНИЕ Особенности процесса. При объемном затвердевании отливки [условие (36)] механизм усадочных явлений сильно отличается от рассмотренного выше. В данном случае условия питания отливки одинаковы во всем ее объеме. В начальной стадии процесса — вблизи температуры ликвидуса Тлак — движение жидкой фазы осуществляется свободно. Течение сплава с некоторым количеством кристаллов носит структурный характер. При этом средняя часть потока (ядро) движется как единое целое [49]. Так продолжается до тех пор, пока относительное количество твердой фазы не достигнет некоторой величины. По данным работы [21 ] кристаллы образуют неподвижный скелет, когда количество выпавшей фазы примерно составляет 30—40%. По другим данным эта величина равна 25—30%. С момента образования неподвижной сетки кристаллов питание отливки определяется закономерностями фильтрации жидкой фазы. Фильтрация металла прекращается при выпадении около 80% твердой фазы. При этом ячейки с жидким металлом разобщаются и питание отливки в обычных условиях становится невозможным. Изменение объема затвердевшей отливки или ее элемента в условиях объемного процесса может быть охарактеризовано функцией одной переменной — времени. Графическое изображение одной из таких функций, а именно скорости w изменения дефицита питания, приведено в виде кривой 1 на рис. 25. Вид этой кривой, зависит от конкретных условий затвердевания отливки, что видно из приведенных ниже расчетных формул. На кривой имеется ряд характерных точек. В точке, соответствующей абсциссе ^0, происходит схватывание кристаллов в неподвижную сетку. С момента ^0 питание отливки может осуществляться только путем фильтрации жидкой фазы через эту сетку. В момент t3o разросшиеся кристаллы разобщают находящуюся между ними жидкую фазу; фильтрация, обеспечивающая питание, прекращается. В момент 40 происходит полное затвердевание отливки. Для того чтобы в отливке не образовалось пустот, в нее за время At должен войти объем расплава (рис. 25, а): A W = w At. Здесь AW — дефицит питания в интервале времени At. Очевидно полный дефицит объема W0 металла в отливке равен площади над кривой 1. В интервале Af = t3o — tl0 отливка затвердевает в условиях, когда жидкая фаза находится в разобщенных ячейках. При этом питание этих ячеек отсутствует. Следовательно, площадь над кривой 1 от момента tl0 до момента U0 равна тому дефициту питания IFmin, который не восполняется питанием, т. е. эта площадь соответствует неизбежному объему усадочных дефектов. Устранить этот объем частично или полностью можно, например, путем применения давления, способного интенсифицировать фильтрацию жидкой фазы или разрушить ячеистую структуру твердых кристаллов. Питающий элемент отливки (включая питатель или перешеек прибыли) должен пропустить через себя объем жидкого металла, равный W0 — IFmln. Объем этот необходим для предотвращения возникновения пустот в питаемом узле отливки (или отливки в целом). При расчетах условий, обеспечивающих восполнение дефицита питания фильтрацией, величиной IFmin можно пренебречь. В этом случае, очевидно, возникает некоторый технологический запас питания. T W W W W \ Рис. 25. Диаграмма питания отливки: I — потребный для питания отливки расход металла; 2 — возможный расход металла Диаграмма питания отливки. Кривая 2 на рис. 25, б характеризует изменение объемного расхода жидкого металла через питающий элемент. Точка f3n соответствует моменту прекращения обычного течения расплава (т. е. началу процесса фильтрации), а точка /?з’п — прекращению фильтрации и образованию разобщенных ячеек жидкой фазы. Площадь под кривой в интервале tin — йп соответствует тому объему жидкой фазы, который может быть подан в питаемый узел. Наложение кривых 1 и 2 позволяет получить полную картину питания отливки при условии (36). В зависимости от относительного положения этих кривых отливка будет иметь тот или иной объем усадочных дефектов. График, на котором сопоставляются кривые 1 и 2, называется диаграммой питания отливки [21]. На рис. 25, в показано совмещение кривых, когда соотношение между необходимым для питания расходом жидкой фазы и расходом жидкого металла через питающий элемент является неудовлетворительным: объем усадочных дефектов соответствует заштрихованной области графика. Расположение кривых на рис. 25, г соответствует таким условиям, когда питание отливки обеспечивается в течение всего процесса затвердевания, вплоть до точки tlо — При этом объем усадочных дефектов оказывается минимальным (Wmin), а плотность — максимально возможной. Расчетные формулы. Диаграмма питания позволяет в каждом отдельном случае определить объем усадочных дефектов в отливке и найти ее фактическую плотность. С помощью диаграммы, а также приведенных ниже формул можно рассчитать параметры технологии, обеспечивающие заданную плотность литого металла. Дефицит питания W как функцию времени находят по формуле IP=-e^V1 = PkpV1. (39) Объем затвердевшего металла V1 при литье в обычные и облицованные кокили определяют по формулам гл. II. Очевидно = R J*!. (40) Dt dt { ‘ Таким образом, по формуле (40) рассчитывают кривую 1 на рис. 25. Кривую 2 на рис. 25 рассчитывают на основе уравнения закона ламинарной фильтрации (Дарси): Dt gpi дх сеч’ ^ Где К — коэффициент фильтрации; др/дх — градиент давления; Fce4— сечение потока фильтрации. Как показано в работе [21], K = ^a1-*)»«• (42) В этом выражении Ai и п4 — коэффициенты. Для практических расчетов можно принять Ai = 6-10~8 м/с2 и п4 = 1. Интегрирование уравнения (41) с учетом (42) дает W=^rrffk ^r — — В момент окончания фильтрации (t = tl„) что соответствует количеству жидкой фазы, перетекающей через питающий элемент. При литье в кокиль t’3 и й находят с помощью формул гл. II. Если питающий элемент оформляется песчаной вставкой, то для вычисления этих величин можно использовать формулы работы [20]. Приведенные выше формулы позволяют количественно оценить условия подпитки отливки путем фильтрации и оценить при этом влияние таких факторов, как площадь сечения и длина канала, по которому подводится расплав к питаемому узлу, давление, вследствие которого перемещается расплав, и интенсивность теплообмена между отливкой и формой. Тепловая сторона процесса отражается на величинах ^n и 4. ОБЩИЙ СЛУЧАЙ ЗАТВЕРДЕВАНИЯ Механизм усадочных процессов при условии (37) характеризуется наибольшей сложностью. При этом условии в стенке отливки возникают три зоны: затвердевшая корочка толщиной ?сол, СЛОЙ ТВерДО-ЖИДКОГО СОСТОЯНИЯ ШИРИНОЙ А?кр = ?Лик — ?сол T T Ч-w %-М’ Н (двухфазная переходная зона) и жидкое ядро шириной X1 — |Лнк (см. рис. 24, в). В переходной зоне возникают фильтрационные процессы, аналогичные рассмотренным выше. Их особенность только в том, что коэффициент фильтрации зависит от пространственной координаты: вблизи фронта ликвидуса К достигает максимальной величины, а вблизи фронта солидуса К 0. Для решения задачи о питании отливки в рассматриваемом случае приходится учитывать поле значений коэффициента К, что сильно усложняет расчет. В работе [21 ] приведено приближенное решение задачи о ширине пористой зоны в плоской отливке. Идея расчета иллюстрируется схемой на рис. 26. При наличии переходной зоны после достижения в осевой части отливки температуры T соответствующей моменту t’s схватывания кристаллов, поступле- Рис. 26. Схема распределения температуры и количества твердой фазы в сечении отливки: 1 — кривые для момента t’\ 2 — кривые для момента t» Ние жидкой фазы из прибыли резко уменьшается. С этого момента затвердевание отливки происходит в условиях, когда жидкая фаза фильтруется из осевой зоны отливки в периферийную (вдоль радиуса). При этом осевая зона служит как бы прибылью для периферийной. Начальная ширина AKp переходной зоны, соответствующая моменту t’z, определяется температурами Гц и Гц; при температуре Тц прекращается фильтрация: эта температура несколько выше ГСол (рис. 26). Величину AKp находят по формуле [20] AKp = X. ^1^(1+^-), (44) Где п — показатель степени параболы, описывающей температурное поле отливки; Tc — температура окружающей среды. Вследствие фильтрации жидкой фазы вдоль радиуса ширина пористой зоны Agnop < А?кР. Можно показать, что AUp= AKp (45) Pi Расчетные температуры Гц и Гц, входящие в формулу (45), определяются количеством твердой фазы, при выпадении которой происходит схватывание кристаллов и разобщение жидких ячеек (величины q’ и q» соответственно на рис. 26). Диаграммы состояния позволяют определить Tц и Tц по известным q’ и q». Численные значения последних были указаны ранее. Для приближенной оценки Agnop можно принять в формуле (44) Гц = Глнк И Гц = Гсол. 5. ОСНОВЫ ВЫБОРА ПИТАЮЩИХ ЭЛЕМЕНТОВ Выбор прибыли должен удовлетворять очевидному условию: в любой момент времени объем жидкой фазы в прибыли должен быть не меньше, чем дефицит питания W (полный дефицит питания определяется по формуле (39), если принять V1 = Vor). Данное условие является необходимым, но не достаточным. Оно учитывает только теплофизическую сторону процесса питания. При выборе оптимальной прибыли следует учитывать также гидродинамические факторы. Выбор прибыли по необходимому условию сводится к построению диаграммы, аналогичной диаграмме питания (рис. 27). По формуле (39) и формулам для определения V1, приведенным в гл. II, находим кривую 1. Далее определяем кривую 2 изменения объема Wn жидкой фазы в прибыли. Для этой цели используем те же формулы, что и для расчетов затвердевания отливки. Понятно, что выбор расчетных формул определяется условиями охлаждения прибыли (обычный или облицованный кокиль, песчаный стер- Рис. 27. Диаграмма питатаиия отливки из прибыли Жень и т. д.). Все известные методы выбора прибылей при литье в кокиль, как и при литье в другие формы, учитывают по существу необходимое условие питания. Технологические приемы такого выбора при производстве в кокилях отливок из различных сплавов рассматриваются в соответствующих разделах настоящей монографии. Одним из показателей эффективности действия прибыли является глубина (дистанция) питания. Дистанция действия прибыли растет по мере увеличения критерия направленности затвердевания. Последний представляет собой тангенс угла клиновидного незатвердевшего канала. При малых значениях критерия свободное течение расплава заменяется фильтрацией. Для последнего случая дистанцию действия прибыли можно рассчитать на основании следующих соображений. Дефицит питания пропитываемого прибылью узла Pi-Pi P’i : (46) -q’)F^4L Др_ дх . Учитывая это, из формул (43′) и (46) находим Где L — зона действия прибыли. Из теории фильтрации несжи- = const. Следовательно, Маемой жидкости известно, что др _ Ар_ дх L / L = (47) (nA+l)(q».~q’)g (pi — pi)’ Выражение (47) справедливо для любых литейных форм, если выполняется условие (36). Различие заключается только в методах нахождения t’s и Для приближенных расчетов в выражении (47) можно принять q» — 1, q’ = 0, tl = tz, ?3 = 0 и п4 = 1. При этих условиях (47′) (Pi-Pi)’ ¦=tay Как видно, чем длительнее процесс затвердевания отливки, тем больше дистанция действия прибыли. В то же время увеличение давления в прибыли менее эффективно: L пропорционально Др в степени 1/2. 6. ОБРАЗОВАНИЕ ЗАЗОРА МЕЖДУ ОТЛИВКОЙ И КОКИЛЕМ Общая характеристика процесса. С усадкой металла связано появление газового зазора (прослойки) Xr между отливкой и кокилем. Величина Xr зависит также от деформации формы. Изучение закономерностей изменения величины Xr относится к числу чрезвычайно важных практических задач. Как указывалось, с появлением зазора резко изменяется величина коэффициента теплоотдачи от отливки к форме. Это видно из расчетных формул гл. II, причем во многих случаях термическое сопротивление, создаваемое зазором, становится определяющим фактором термических условий литья. Тогда управление процессом формирования отливки путем изменения толщины покрытия кокиля оказывается неэффективным. Действительно, Xr примерно на порядок меньше, чем Хкр. Это означает, что при Xr = 0,5 мм создается такое же термическое сопротивление, как и при покрытии кокиля толщиной 5 мм. Ясно, что в процессах литья в обычные кокили такая толщина покрытия не достижима. Очевидно в рассматриваемых условиях невозможно повысить интенсивность охлаждения отливки путем уменьшения Хкр. Так, экспериментально установлено, что при уменьшении Хкр и, следовательно, повышении интенсивности нагрева плоской стенки формы увеличивается ее коробление, что приводит к росту Xr [56]. Таким образом, эффект, от уменьшения Хкр снимается ростом Xr. Известны процессы литья, в которых зазор создают искусственно, например для получения тонкостенных чугунных отливок без отбела. Но и в этих случаях изучение закономерностей самопроизвольного образования зазора — важная практическая задача: кокили можно раскрывать после того, как затвердевшая корочка отливки начинает отходить от формы. Линейные размеры отливки начинают изменяться после образования сплошного твердого скелета. Согласно исследованиям А. А. Бочвара и В. И. Добаткина, в сплавах Al—Mg, Mg—Al и, Pb—Sn линейная усадка проявляется, когда в затвердевшем объеме остается 20—45% жидкой фазы. Последующее изменение размеров отливки связано с понижением ее температуры в процессе охлаждения в твердом состоянии. На кинетику изменения размеров отливки влияет» большое число факторов: состав металла, интенсивность теплообмена, размеры отливки и т. д. Влияние этих факторов было объектом экспериментальных исследований [16, 19]. Результаты некоторых из. них приведены ниже. На рис. 28 изображены кривые изменения во времени газового зазора Xr между отливкой размером 60x60x155 мм и чугунным кокилем. Толщина стенки кокиля X2 = 30 мм; M2 == 19,73 кг; Рис. 28. Изменение газового зазора между отли= вкой и кокилем О 100 200 Ж 400 SDO °°t с (П Tia = 370 К,» состав краски в % по массе: 12,4 мела тонкого помола, 1,7 коллоидального графита, 3,3 жидкого стекла, 82,6 воды. Зазор измеряли между боковыми гранями отливки и кокилем с двух противоположных сторон. На графиках приведены средние значения зазора (отливка обычно усаживается в разные стороны неодинаково). Устройство, с помощью которого измеряли величину газового зазора, описано в работах [16 и 19]. Были испытаны различные металлы и сплавы. Сплав Д16 (дуралюмин) имеет следующий состав, %: 4 Cu; 1,5 Mg; 0,5 Mn; Al—остальное 779 К; ТЛИК = 921 К). Из рисунка видно, что у различных металлов усадка неодинакова. Наименьшей усадкой обладает свинец, наибольшей — алюминий и его сплавы. С увеличением начальной интенсивности теплообмена (уменьшением толщины слоя краски) величина газового зазора возрастает. Это объясняется влиянием термических напряжений, которые приводят к необратимым деформациям отливки (с ростом интенсивности теплообмена увеличиваются перепады температуры, а с ними и термические напряжения). При уменьшении интенсивности теплообмена (увеличении Хкр) снижаются абсолютные значения Xr и еще больше — его относительные значения. Это объясняется ростом термического сопротивления слоя краски. При достаточно больших Хкр влиянием газового зазора можно вообще пренебречь. На рис. 28 на каждом графике отмечены значения газового зазора, относящиеся к моменту полного охлаждения отливки и кокиля (t =00). Эти данные позволяют судить о полной усадке отливки. При этом не следует упускать из виду, что при заливке кокиль имеет начальную температуру T2n = 370 К, а при t = 00 он охлаждается до температуры окружающей среды Tc = 290 К. Изменение средней температуры кокиля на 80 град, сопровождается сокращением его размеров и уменьшением газового зазора на величину 0,026 мм. Полное представление об усадке отливки, расширении и усадке кокиля и о влиянии на этот процесс температурного поля системы дает комплексная диаграмма охлаждения алюминия в форме, приведенная на рис. 29. Сопоставление этой диаграммы с кривыми, показанными на рис. 28, позволяет установить, какой характер имеет усадка металла в различных стадиях процесса. Точный расчет газового зазора, образующегося между отливкой и кокилем, крайне затруднителен ввиду наличия необратимых деформаций металла. В работе [21 ] выведены простейшие формулы для расчета Xr. Установлено, что величиной газового зазора в первой и второй стадиях процесса (течение металла и отвод теплоты перегрева) можно пренебречь, так как жидкий металл очень хорошо прилегает к стенке формы (к поверхности кокильной краски). При этом коэффициент теплопередачи к кокилю определяется простейшей формулой (см. гл. II): Gt1 = Хкр/Хкр. Задача об определении величины газового зазора имеет смысл только для третьей (затвердевание металла) и четвертой (охлаждение полностью затвердевшей отливки в форме) стадий процесса. Весьма сильно изменяется величина Xr при тонкостенном кокиле, охлаждаемом в естественных условиях на воздухе, когда коэффициент OI3 не очень велик. При этом кокиль разогревается до очень высокой температуры (высока средняя калориметрическая температура системы TJ и сильно расширяется. Роль кокиля в образовании газового зазора уменьшается с ростом X2. Очень массивный кокиль слабо прогревается и труднее деформируется, поэтому его влияние на величину Xr незначительно. Влияние средних температур отливки и кокиля. При решении задачи о теоретическом определении величины Xr в первом грубом приближении предполагаем, что процесс усадки (или расширения) отливки и расширения (или усадки) кокиля обусловлен только изменением средних объемных температур T1lcp и T2cp. Влиянием термических напряжений, приводящих к необратимым Рис. 29. Комплексная диаграмма охлаждения алюминиевой отливки: / — температура центра отливкн; 2 и 3 — температуры внутренней н наружной поверхности формы; 4 — перепад температуры в сечении формы; 5 — перепад температуры между центром отливки н серединой боковой грани; 6 — газовый зазор между отливкой и формой Деформациям отливки и кокиля, пренебрегаем. В этом случае приближенная расчетная формула для определения величины газовой прослойки в процессе затвердевания отливки (третья стадия) имеет вид Xr = Xir + X2r, (48) Где XJr — толщина газовой прослойки, образующейся из-за усадки (или расширения) твердой корки в период затвердевания газовой прослойки, возникающей из-за изменения размеров кокиля, м. Величина XJr может иметь положительный или отрицательный знак. Отрицательной она бывает, например, в условиях предусадочного расширения металла. Величина X2r также может быть как положительной (при разогреве кокиля), так и отрицательной (при охлаждении кокиля). По выражению, аналогичному (48), рассчитывают величину газовой прослойки на четвертой стадии (охлаждение полностью затвердевшего металла). При этом XJr заменяют величиной Х’[Т — прослойкой, образующейся вследствие термической усадки отливки в четвертой стадии процесса. Формулы для определения величин, входящих в выражения (48), приведены в монографии [21 ]. Результаты расчетов с их помощью представлены на рис. 29 в виде сплошной кривой 6\ точки соответствуют экспериментальным данным. Разница между опытными и расчетными значениями Xr в данном конкретном примере получилась весьма незначительной. Как и следовало ожидать, опытные точки располагаются выше расчетных, что свидетельствует о влиянии термической деформации кокиля. Влияние деформации плоского кокиля. В работе [126] предложен метод расчета составляющей газового зазора X2r, которая образуется вследствие упругой деформации (коробления) плоского кокиля. Кокиль рассматривается как пластина длиной L1 и шириной L2, изгибаемая равномерно распределенным по контуру температурным моментом М. Суть метода в следующем. 600 800 W00 оо t. c Отливки, м; X2r — толщина Зазор между отливкой и кокилем в каждой точке равен разности между соответствующими значениями стрелы прогиба кокиля /х в момент, когда затвердевшая корочка, не деформируясь, может выдержать давление жидкого ядра отливки, и /2 в рассматриваемый момент времени. Как следует из экспериментальных данных (см. рис. 28), в первом приближении этот момент времени соответствует 1/2 (t2 + ta). Так как теплообмен между отливкой и кокилем определяется не значениями газового зазора в каждой точке, а средней величиной по всей контактной поверхности, то X2r = /lcp-/2cp. (49) Величины /ср находят по формуле F» — mEW1 (LHЦ), (50) Где V — коэффициент Пуассона; E — модуль упругости первого рода. При расчете flc[> в формулу (50) подставляют значения M к. началу образования зазора, а при расчете /2ср — к интересующему нас моменту времени. Если для определения температурного, поля кокиля используют среднюю калориметрическую температуру системы отливка— кокиль и температурное поле аппроксимируется параболой второго порядка, то при глубине прогретого слоя меньше X2 (первый этап прогрева) М-^^Лттт^ (51) ATnE о о: vs Fo 2 — V^Fo 2 2+Bi2 VrSF0 И при изменении температуры по всей толщине стенки кокиля (второй этап прогрева) М = ехр 1/з°— //Bi2) * (52) В выражениях (51) и (52): 0кО — средняя калориметрическая температура при Q0Kp = 0, отсчитанная от начальной температуры кокиля как от нуля (гл. II); Bi2 ^0 = и Fo’ — критерий Фурье, соответствующий первому этапу. Для температурной кривой кокиля, описываемой параболой второго порядка, при Bi2 < 1 Fo’ = 1/6. Величину Xfr включают в качестве дополнительного слагаемого в выражение (48). К началу образования газового зазора из-за коробления кокиля M может иметь большее значение, чем в любой последующей момент времени. Тогда разность flcp—/2ср положительна и общий газовый зазор увеличивается. В противном случае коробление кокиля уменьшает Xr. Для числового примера, рассмотренного выше, по формулам (49)—(52) определяли величину X2v. С учетом этой величины построена штрихпунктирная кривая 6 на рис. 29. Как видно, с учетом X2t повышается точность расчетов^величины газового зазора. Расчет показал, что для момента окончания затвердевания отливки газовый зазор, вызванный короблением кокиля, больше, чем зазор, образовавшийся в результате усадки отливки и расширения кокиля при нагреве (X2r = 0,038 мм, XJr = 0,0065 мм, X2r = 0,0203 мм). Чем больше габаритные размеры кокиля, тем большую роль играет его коробление в образовании газового зазора: размеры L1 и L2 входят в формулу (50) в квадрате. Для крупногабаритных панельных отливок X2r является величиной определяющей. Так, опытами с плоскими кокилями установлено, что 80—90% зазора образуется вследствие деформации изгиба стенки формы [56], поэтому всеми другими составляющими можно пренебречь. Влияние силового взаимодействия отливки и кокиля. Рассмотренные выше экспериментальные данные и теоретические соображения, касающиеся величины Xr, относятся к тем случаям, когда между отливкой и кокилем нет силового взаимодействия. Такого рода взаимодействие имеет место при затрудненной усадке металла. На наклонной поверхности «болвана» кокиля появляется составляющая силы реакции, которая тормозит усадку. Составляющая эта как бы выталкивает отливку из формы. При этом между отливкой и кокилем образуется газовый зазор XJ»r. Величина Х™г достигает максимального значения на торцовой поверхности «болвана» и тогда, когда фактическая усадка отливки совпадает со свободной. Из элементарных соображений следует У» — a’nL (TkV ~j’KOA Ir max 2 tg ф ‘ Где L — максимальный размер отливки в плоскости разъема кокиля; ф — уклон выступающей части кокиля. Так, для чугунной отливки размером L == 200 мм при уклоне «болвана» ф° = 5°, Ткр = 1423 К и Ticp = 1123 К V„, 12-IO-0-200 (1423 — 1123) . X1 ==——————— _ v CQ———— мм. Ir max 2 tg 5 • Фактическая величина Х,»г меньше, чем X^rmax, что объясняется торможением усадки формой. Однако и в этом случае рассматриваемый зазор имеет значительную величину. Соответствующие доказательства можно найти в работе [13], где приведены данные о взаимном перемещении (раздвижке) облицованных полукокилей. Опыты проводили при заливке чугуна. Показано, что вследствие силового взаимодействия в системе отливка—форма величина зазора между полуформами (и, следовательно, между отливкой и кокилем) может составлять миллиметры. 7. НАПРЯЖЕНИЯ И ДЕФОРМАЦИИ В ОТЛИВКАХ Упругие термические напряжения в отливке в условиях плоского напряженного состояния определяют по формуле (54) Где 8р — величина реализованной деформации отливки, температура которой T1. Здесь T1 отсчитывается от температуры образования в металле сплошного твердого скелета. Величину T1 определяют с помощью расчетных зависимостей гл. II. Из теории температурных напряжений известно, что ер зависит от вида функции T1, конфигурации и условий закрепления тела или, в приложении к рассматриваемым условиям, — от неравномерности температурного поля и жесткости отливки, а также от степени торможения усадки кокилем. Из выражения (54) видно, что величина температурных напряжений о в отливке зависит от склонности к усадке (ат) и механических свойств (Е, v) ее материала. Коэффициент Пуассона для практических расчетов можно принять равным 0,3. Этот параметр входит в расчетные формулы при плоском и объемном напряженном состоянии тела. При одноосном нагружении а не зависит от v. В простейшем случае охлаждения свободной пластины ер определяется только видом температурной кривой. Легко показать, что при линейном температурном поле напряжения отсутствуют, а величина коробления свободной пластины достигает наибольшей величины. Таким образом, увеличение коробления отливки не обязательно связано с ростом о. Отливки, получаемые в кокилях, имеют стенки относительно небольшой толщины. Поэтому для них превалирующее значение имеют не перепады температур по толщине стенки, а разность средних температур между различными элементами. Эта разность может быть уменьшена дифференцированным подбором толщины покрытия (соответствующие примеры для облицованных кокилей приведены в гл. XVIII), стенки кокиля, начальной температуры и режима принудительного охлаждения формы, а также управлением величиной Xr. Для количественной оценки перечисленных мероприятий рекомендуются формулы гл. II. В технологии литья в кокиль особую роль играет торможение усадки отливки, что связано с абсолютной неподатливостью кокиля. Некоторым исключением в этом отношении являются специальные и облицованные кокили (см. гл. XI и XVIII). Если отливка имеет выступы без уклонов и расположенные таким образом, что они оформляются одной металлической полуформой, то 8р = 0. В этом случае, как следует из уравнения (54), возникают растягивающие напряжения максимальной величины. Уклоны на выступах при отсутствии противодействия перемещению отливки со стороны другой полуформы (например, при литье в вы- тряхные кокили) приводят, как это было показано в предыдущем параграфе, к выталкиванию отливки из формы. Если величина перемещения равна Х»гтах [см. (53)], то усадка отливки протекает без торможения. Рассмотренные закономерности подтверждаются производственным опытом. Действенным средством предотвращения трещин является раннее раскрепление собранного кокиля и извлечение металлических стержней. Рекомендуется также снимать усилие прижима полукокилей друг к другу на кокильных машинах. При литье чугуна эта операция осуществляется обычно сразу же после окончания заливки. Усилие извлечения стержня имеет наименьшую величину в период предусадочного расширения металла. Трещины в отливках возникают, когда величина о (T1) превышает значение предела прочности сгв при соответствующей температуре [49, 137]. В течение всего периода охлаждения должно соблюдаться условие и (T1) < ов. Если отливка находится в пластичном состоянии, то нарушение сплошности металла происходит в результате исчерпывания его пластичности. Областью преимущественно пластических деформаций для стали и чугуна являются температуры соответственно свыше 890—920 К и 670— 920 К — В интервалах же 1320—1120 К и 1000—920 К (предположительно) наблюдается снижение пластичности чугуна. Наличие в отливке термических узлов резко увеличивает опасность образования горячих трещин, что связано с реализацией в узлах всей или почти всей усадки отливки. Указанное обстоятельство отмечает, например, В. А. Комиссаров по опыту литья в кокиль чугунных труб с фланцами. Локализация деформации на некотором участке объясняется локальным снижением предела текучести с повышением температуры. Перераспределение деформации в отливке с горячим узлом используется в известном методе технологических испытаний литейных сплавов на трещино — устойчивость [49]. Для борьбы с трещинами в перегретых участках отливки рекомендуются рассмотренные выше методы локального управления охлаждения и расчетный аппарат гл. II. Материалы настоящего параграфа представляют собой основные положения теории напряженно-деформированного состояния отливки на стадии ее формирования. Детально этот вопрос рассмотрен в специальной литературе [48, 49, 137]. |