ВЫПЛАВКА НЕРЖАВЕЮЩЕЙ СТАЛИ H ОСНОВНЫХ ДУГОВЫХ ПЕЧАХ | Металлолом

Кислотостойкая хромоникелевая нержавеющая сталь типа X18H10T является в настоящее время наиболее распространенным в промышленности представителем группы нержавеющих сталей.

В задачу настоящей главы входит не только дать опи­сание различных методов выплавки, но и показать, как в ряде случаев одна технология вытеснялась другой, более совершенной, и как воздействовал технический прогресс в выплавке стали вообще на усовершенствование техноло­гии производства этой марки и улучшение ее качества.

Массовую выплавку нержавеющей стали производят как правило, в специализированных цехах на закреп­ленных за этой маркой электропечах. Естественно, что техническая вооруженность, обеспечение исходными ма­териалами и методы выплавки стали на разных заво­дах имели различия, особенно в первый период осво­ения.

1. ВЫПЛАВКА НЕРЖАВЕЮЩЕЙ СТАЛИ 1Х18Н9Т МЕТОДОМ ПОЛНОГО ОКИСЛЕНИЯ

Первоначальный технологический процесс выплавки стали 1Х18Н9Т был аналогичен процессу плавок прочих легированных марок сталей. Он предусматривал прове­дение полного окисления примесей и рафинирования ванны под белым шлаком. Основные положения этой технологии были разработаны в довоенное время для плавки стали в небольших печах (5—6-г). Шихту состав­ляли из чистого углеродистого лома, никеля и передель­ного чугуна из расчета получения в первой пробе 0.7— 0,8% С, 0,6—0,7% Mn и 13,0—14,0% Ni. Окислительный период проводили до получения в металле не более 0,04—0,05%^?г-йосле чего шлак начисто скачивали. Со­держание’ марганца в процессе кипения ванны поддер­живалось не менее 0,20% систематическими присадками ферррмарганца. Общая продолжительность окислитель­ного периода составляла около 2 ч. После скачивания шлака давали металлический марганец, сухой речной песок для образования под электродами тонкой пленки шлака для предохранения металла от науглероживания, а затем известь и плавиковый шпат. Через 8—-10 мин от включения печи давали около 1 кг/т Al, после чего в те­чение 30—40 мин жидкоподвижпый шлак раскисляли мо­лотым 75%-НЫМ ферросилицием до получения спокойно­го металла. Кокс в период рафинирования не давали. Безуглеродистый феррохром марки ФХ 005 присаживали в несколько приемов в хорошо нагретый металл. Рас­плавление феррохрома длилось 1,5—2 ч. После расплав­ления феррохрома продолжали раскисление ванны мо­лотым ферросилицием до получения светлого рассыпа­ющегося в порошок шлака.

После нагрева металла до необходимой температуры за 20—25 мин до выпуска присаживали ферротитан, пос­ле расплавления которого плавку выпускали. Период ра­финирования продолжался 3,5—4 ч. Основным недостат­ком этого метода была необходимость сильного нагрева металла перед присадкой феррохрома, а затем продол­жительное плавление его и вновь нагревание ванны до необходимой при выпуске температуры. Это приводило к сильному износу футеровки печи и особенно свода, который в то время выкладывался только из динасового кирпича и на плавке сильно оплавлялся.

Оплавление свода сказывалось на шлаках, они стано­вились кислыми, что требовало больших присадок из­вести. Образовывалось большое количество шлака, что в свою очередь затягивало расплавление феррохрома и расстраивало нормальный ход рафинирования.

Чрезмерно большое количество присаживаемой во время рафинирования извести способствовало поглоще­нию металлом водорода. В результате сталь получалась насыщенной газом, слитки были свищеватыми и не всег­да могли быть пригодными для дальнейшего передела Были случаи, когда на плавке происходило проедание металлом подины или откосов и печь аварийно выходила из строя. Вследствие этих недостатков выплавка стали 1Х18Н9Т (с 1962 г 1Х18Н10Т по ГОСТу 5632-61) с пол­ным окислением не нашла широкого распространения

2. ВЫПЛАВКА НЕРЖАВЕЮЩЕЙ СТАЛИ МЕТОДОМ ЧАСТИЧНОГО ОКИСЛЕНИЯ

Желание избежать длительного периода окисления привело к разработке метода частичного окисления. Сущ­ность метода состоит в изготовлении низкоуглеродистого мягкого железа в самой электропечи в процессе плавки. Для этого в качестве шихты использовали низкоуглеро­дистое железо, содержащее 0,10—0,15% С.

Завалку начинали с загрузкой на подину извести (1,5—2% от массы шихты), поверх которой заваливали никель и шихтовое углеродистое железо.

За 15—20 мин до полного расплавления давали пор­цию железной руды (1,5—2% от массы шихты) и отби­рали пробу металла на углерод. После полного расплав­ления давали еще одну-две порции руды в зависимости от содержания углерода. По достижении содержания 0,03—0,04% С окислительный шлак скачивали начисто. Далее плавку вели под глиноземистым или известковым шлаком. Выбор характера шлака зависел от содержания серы в исходной шихте и от требований к содержанию серы в готовой стали. Металл раскисляли 75%-ным фер­росилицием через 25—30 мин от начала рафинирования. В хорошо нагретый и раскисленный металл давали по­догретый до 800—900° С феррохром марки ФХ005 в два – три приема. Через 1 —1,5 ч от конца дачи феррохрома при достижении нужной температуры скачивали около 75% шлака и вводили ферротитан, который топили ло­мами. После дачи титана через 15—20 мин плавку вы­пускали. Средняя продолжительность плавки составляла 6 ч.

Метод частичного окисления давал возможность по­лучать нержавеющую сталь в 95% всех плавок с содер­жанием углерода в готовом металле не выше 0,12%. Ме­талл получался вполне удовлетворительного качества. Угар хрома был минимальным и составлял всего 2—4%.

В качестве примера выплавки нержавеющей стали методом частичного окисления приведем хронометраж плавки в 30-г электропечи:

Состав шихты, кг:

Мягкое железо никель. . .

17 200 2 800

Итого……………………………. 20 ООО

Состояние футеровки печи удовлетворительное. Свод динасовьш. На подину дано 500 кг извести.

16 ч 25 мин— включен ток на 160 в, мощность 4200 кет. 16 ч 35 мин — напряжение переключено на 240 в, мощность 7000 кет. 18 ч 15 мин — начало присадки железной руды, всего присажен о 450 кг.

18 ч 30 мин — взята проба 1 : 0,05% С.

!8 ч 40 мин — ванна расплавилась полностью, дано 500 кг руды. 15 ч 50 мин — взята проба 2:0,04% С; Mn —следы; 0,011% Р; 0,020% S; 14,70% Ni.

19 ч 00 мин — подкачали шлак. Напряжение понижено до 160 о,

Мощность 4200 кет. 19 ч 15 мин — скачали шлак начисто.

19 ч 20 мин — дано 70 кг плавикового шпата, 200 кг шамотного боя, 48 кг молотого 75%-ного ферросилиция и 150 кг мало­углеродистого ферромарганца. 19 ч 35 мин — взята проба 3: 0,05% С; 0,27% Mn; 14,62% Ni.

19 ч 40 мин — введено 2700 кг нагретого докрасна феррохрома ФХ005

П 50 кг малоуглеродистого ферромарганца. На шлак дано 18 кг молотого 75%-ного ферросилиция.

20 ч 05 мин— введено 2700 кг феррохрома. На шлак дано 12 кг мо­

Лотого 75%-ного ферросилиция.

20 ч 40 мин введено 2600 кг феррохрома. Присажено 20 кг 75%-

Пого ферросилиция.

21 п 05 мин — взята проба 4: 0,08% С; 0,56% Mn – 18,65% Cr;

10,32% Ni.

21 и 10 мин взята проба 5: 0,07% С; 0,56% Mn; 18,62% Cr; 10,48% Ni. Присажено 20 кг молотого 75%-ного ферросилиция. 21 н 30 мин — присажено 22 кг молотого 75%-Пого ферросилиция. 21 ч 50 мин — подкачали шлак. Введено 1600 кг ферротитаиа.

21 ч 55 мин — печь включена на 160 а, мощность 4200 кет.

22 ч 10 мин—’выпуск плавки.

Состав готового металла следующий: 0,08% С; 0,56%) MnI 0 71%) Si; 0,029% Р; 0,013% S; 18,14% Cr; 10,38% Ni; 0,60% Ti.

Продолжительность плавки 5 ч 45 мин; в том числе рафинирова­ния 2 ч 55 мин; удельный расход электроэнергии составил 830 квт-ч/т. Выход годных слитков 26,4 т.

В течение примерно двух лет метод частичного окис­ления был основным методом производства нержавею­щей стали. Были выполнены сотни плавок. Вначале метод не подвергался изменениям и осваивался таким, каким он был разработан при проведении опытных плавок. Че­рез некоторое время в изложенную выше технологию вне­сены были изменения: 1) большая часть мягкого железа была заменена отходами хромоиикелевых сталей с низ­ким содержанием углерода; 2) масса плавки была повы­шена; 3) после скачивания окислительного шлака в ме­талл добавляли 10—12% нагретых докрасна отходов стали 1Х18Н9Т для экономии легирующих материалов.

После внесения этих изменений процесс плавки про­текал, как указано ниже.

Состав шихты, кг:

Мягкое железо с содержанием до 0,10% C. . 9 Г>00

Отходы хромоиикелевых мягких марок стали. 10 000

Никель…………………………………………………………………….. 2 600

Итого……………………………………………………………………. 22100

Состояние футеровки удовлетворительное. Стены выложены на – бнвными блоками. Свод — дин’асовый.

3 ч 05 мин — включен ток. В конце расплавления дано 400 кг желез­

Ной руды.

4 ч 55 мин — шихта расплавилась. Взята проба 1:0,05% С; Mn —

Следы; 0,018% Р; 0,018% S; 0,02% Cr; 13,02% Ni.

5 ч 00 мин — дано 400 кг железной руды.

5 ч 15 мин — взята проба 2:0,04% С; Mn — следы; 0,016% Р; 13,08% Ni.

5 ч 35 мин — скачалп шлак. На голое зеркало ванны дано 50 кг

Порошка 75%-ного ферросилиция. 5 ч 40 мин — дапо 150 кг малоуглеродистого ферромарганца и 2500 кг нагретых докрасна отходов стали 1Х18Н9Т. 5 ч 45 мии — завели глиноземистый шлак.

5 ч 55 мин — дано 4250 кг феррохрома марки ФХ005, нагретого до­

Красна. На шлак дано 40 кг 75%-ного ферросилиция в порошке.

6 ч 30 мин — дано 4250 кг феррохрома и 300 кг никеля. На шлак да­

Но 40 кг 75%-ного ферросилиция.

7 ч 05 мин — взята проба 3: 0,08% С; 0,23% Mn; 17,85% Cr;

10,22% Ni.

7 ч 10 мин — взята проба 4: 0,09% С; 0,23% Mn; 17,90% Cr. 7 ч 20 мии — взята проба 5: 0,09% С.

7 ч 25 мин — подкачали 80% шлака, дано 1600 кг ферротитана, на

Шлак дано 40 кг 75%-ного ферросилиция. 7 ч 40 мин — выпуск плавки.

Состав готового металла следующий: 0,09% С; 0,31% Mn; 0,61% Si; 0,019% S; 0,027% Р; 17,28% Cr; 9,97% Ni; 0,47% Ti.

3. ВЫПЛАВКА НЕРЖАВЕЮЩИХ СТАЛЕЙ МЕТОДОМ КИРОВСКОГО ЗАВОДА

Технология выплавки нержавеюще! стали по методу Кировского завода была описана B. i М. Заморуевым [60] и И. Н. Никоновым [61] в конце [тридцатых годов. Сущность этого метода заключается в проведении рафи­нирования под глиноземистым шлако^, составленным из молотого шамота. Плавка протекает/почти так же, как и при методе с частичным окисление^, однако по методу Кировского завода рекомендуется/в первой пробе иметь содержание углерода около —0,35%. Кроме того, рафинировочный шлак-явлйётся глиноземистым. Количе­ство шлака в этом случае небольшое (1—2%), что уско­ряет проплавление феррохрома.

Недостатком этого метода является отсутствие доста­точной десульфурации стали. Получение низкого содер­жания серы в стали обеспечивалось путем подбора соот­ветствующей шихты. Кроме. того, надо отметить, что окис­лительный процесс плавки по этому методу приводил к сильному окислению металла, повышенному содержа­нию закиси железа и окиси магния в шлаках восстано­вительного периода, и вследствие этого процесс раскисле­ния металла протекал неполно, что не могло не сказать­ся отрицательно на его пластичности.

97

Использование глиноземистого шлака, образованного из шамотного порошка возможно при любом методе плавки стали 1Х18Н9Т.

7—27

4. ВЫПЛАВКА НЕРЖАВЕЮЩИХ CT А ЛЕИ МЕТОДОМ СПЛАВЛЕНИЯ

Метод сплавления был разработан в 1947—-1948 гг. Он был одним из вариантов, позволяющих выплавлять нержавеющую сталь в больших 30-г электропечах. Глав­ным отличием его было то, что в качестве основного ших­тового материала использовали предварительно выплав­ленное в электропечах и прокатанное па блюмы мягкое железо, содержащее не более 0,05% С; 0,010% P и 0,020% S.

При организации выплавки нержавеющей стали ме­тодом сплавления были опробованы три варианта завал­ки и расплавления. Переход от одного варианта к друго­му обусловливался величиной получаемых по расплавле­нии содержаний углерода.

В первом варианте расположение материалов было следующее: на подину печи давали известь и плавиковый шпат, затем в центр печи заваливали мульдой никель и мягкое железо; по откосам укладывали феррохром марки ФХ006. В первой же плавке содержание углерода по расплавлении всей шихты оказалось 0,19% при рас­четном 0,07%. Рост содержания углерода можно объяс­нить науглероживающим влиянием электродов, качество которых в то время было еще низким.

Для устранения этого явления было решено дать в завалку хромистую руду, а во время плавления приса­живать небольшими порциями железную руду. Завалку в этом варианте располагали так: на подину давали 400—500 кг извести, 200—-250 кг плавикового шпата и 100 кг кварцевого песка. Затем заваливали никель, а па него 400 кг хромистой руды. Далее укладывали блюмы мягкого железа и по откосам печи феррохром. Во время расплавления в образовавшиеся колодцы под электроды давали порциями по 7—15 кг железную руду в количест­ве 600—700 кг на плавку. В плавках, выплавленных по этому методу, содержание углерода по расплавлении по­лучилось 0,11—0,12%. Это содержание углерода удава­лось удержать до выпуска металла из печи. Однако в хо­де плавок было установлено, что хромистая руда играет незначительную роль в окислении углерода ванны и со­хранении в ней хрома.

Переход хромистой руды в шлак по расплавлении ван­ны приводил к высокому содержанию окислов хрома в нем, что сильно затрудняло ведение плавки. Поэтому в дальнейшем был применен третий вариант, заключав­шийся в том, что и в завалку, и в период расплавления да­вали железную руду.

Порядок завалки шихтовых материалов был следую­щий: на подину давали 400 кг извести, 200 кг плавико­вого шпата, 100 кг кварцевого песка. Затем заваливали весь никель, поверх которого загружали 4—5 т мягкого железа. Далее присаживали железную руду в количест­ве 1500 кг под каждый электрод по одной мульде. По­верх руды загружали остальную часть мягкого железа, а по откосам укладывали феррохром марки ФХ004.

Этот метод обеспечил получение стали с содержанием углерода до 0,12% в 89% плавок. Ввиду того что в за­валку и во время плавления давали железную руду, зна­чительно повысился угар хрома, который колебался в пределах 15—20%, а на некоторых плавках доходил до 24%. Раскисление шлака молотым ферросилицием не­сколько уменьшало угар, но все же он оставался высо­ким. Это является одной из причин того, что от метода сплавления перешли к другому, более экономичному.

Таким образом, метод сплавления по третьему вари­анту на определенном этапе освоения выплавки нержа­веющей стали позволил получить металл с необходимым содержанием углерода и удовлетворительного качества. Средняя продолжительность плавки — 6 ч 40 мин.

15 200 9 000 2 800

27 000

7*

99

Приводим хронометраж плавки, проведенной методом сцлавления по третьему варианту.

Состав шихты, т\ Мягкое железо. . . Феррохром марки ФХ004 Никель

Итого

Состояние футеровки удовлетворительное. Свод динасовый, на подину дано: 400 кг извести и 200 кг плавикового шпата. В завал­ку дано 1700 кг железной руды.

15 ч 55 мин — включен ток, напряжение 160 в, мощность 4400 кет.

16 ч 05 мин — напряжение переключено на 240 в, мощность 7000 кет.

16 ч 25 мин — под электроды дано 100 кг железной руды.

17 ч 00 мин — под электроды дано 100 кг железной руды, 50 кг пла­

Викового шпата, 50 кг шамота и 50 кг песка.

17 ч 40 мин — под электроды дано 150 кг железной руды, 100 кг

Плавикового шпата, 50 кг шамота.

18 ч 10 мин — под электроды дано 150 кг железной руды, 50 кг ша­

Мота, 50 кг кварцевого песка.

18 ч 45 мин —пол электроды дано 100 кг железной руды, 50 кг пла­

Викового шпата.

19 ч 00 мин — шихта расплавилась полностью.

19 ч 05 мин — взята проба 1: 0,10% С; 0,12% Mn; 0,030% Р; 0,018% S.

19 ч 20 мин — начало раскисления молотым 75%-ным ферросили­цием. На шлак дано 150 кг молотого ферросилиция.

19 ч 55 мин — взята проба 2: 0,10% С; 17,18% Cr; 10,90% Ni; на

Шлак дано 60 кг молотого ферросилиция.

20 ч 05 мин — взята проба 3; 0,09% С; 17,18% Cr; 10,90% Ni; па

Шлак дано 70 кг молотого ферросилиция. 20 ч 10 мин — взята проба 4: 0,09% С; 17,86% Cr; 10,94% Ni. 20 ч 30 мин — скачали шлак начисто.

20 ч 35 мин — дано 150 кг малоуглеродистого ферромарганца. На шлак дано 200 кг извести, 100 кг шпата, 100 кг шамо­та, 45 кг молотого 75%) – ного ферросилиция. 20 ч 40 мин — включен ток на 160 в, мощность 4400 кет.

20 ч 50 мин — раскисление шлака 30 кг молотого 75%-ного ферроси­

Лиция.

21 ч 20 мин—раскисление шлака 20 кг молотого 75%-ного ферро­

Силиция.

21 ч 40 мин — подкачали примерно 80% шлака, дано 1700 кг подо­гретого ферротитана. Ферротитан топили ломами в ме­талле. На шлак дано 100 кг шамота, 50 кг плавиково­го шпата, 50 кг кварцевого песка.

21 ч 50 мин — включен ток на 160 в, мощность 3800 кет.

22 ч 05 мин — выпуск плавки.

Состав готового металла следующий; 0,11% С; 0,52% Mn; 0,60% Si; 0,015% S; 0,030% Р; 17,88% Cr; 10,44% Ni; 0,64% Ti.

Общая продолжительность плавки б ч 10 мин, в том числе рафинирования 1 ч 35 мин.

5. ВЫПЛАВКА НЕРЖАВЕЮЩЕЙ СТАЛИ МЕТОДОМ СМЕШЕНИЯ

Сущность этого метода заключается в том, что вод­ной электропечи выплавляют мягкое железо с никелем, а в другой сплавляют отходы нержавеющей стали 1Х18Н9Т или при их отсутствии мягкое железо с ферро­хромом. Затем обе плавки смешивают в одном ковше.

Технология этого метода была разработана и осуще­ствлена на уральском заводе. Электропечи, выплавляю­щие равные части плавки, были условно названы AwB. В печи А выплавляли хромистую часть плавки, а в печи Б никелевую. Расчет шихты производили таким образом, чтобы феррохром и никель, загружаемые в разные печи, обеспечили необходимый состав металла после смешения. При расчете учитывали угар хрома 5%, титана 50%; ус­вояемость никеля брали 97%. Завалка в печах AwB составляла 14—15 т,

Стены печи А вместо набивных блоков выкладывали магнезитовым кирпичом, а подину набивали массой из магнезитового порошка и жидкого стекла. Эти меры преследовали цель убрать все углеродистые вещества из футеровки печи. Футеровка печи Б была обычной: как стены, так и подина были набиты массой из магнезито­вого порошка с пеком. Материалы, для обеих печей го­товили строго по расчету. Завалку производили одно­временно.

Порядок укладки шихтовых материалов был следую­щим: в печь А в центре заваливали блюмы мягкого же­леза, на откосы — феррохром; в печь Б загружали угле­родистую шихту и никель, причем никель старались положить внутрь шихты. Перед завалкой шихтовых мате­риалов на подину каждой печи давали по 500 кг извести, а в печь А еще 150 кг плавикового шпата. Обе печи включали одновременно. Расплавление вели на макси­мальном напряжении и мощности.

\ Электропечь А

Fla мере расплавления шихты систематически неболь­шими порциями под электроды подбрасывали известь и плавиковый «шпат. После полного расплавления брали пробу металла, раскисляли шлак молотым ферросилици­ем и затем начисто скачивали. Печь включали только после того, как вся поверхность металлической ванны будет покрыта жидкоподвижным шлаком из извести, песка и шамота.

Рафинирование начинали дачей смеси, состоящей из шамота, плавикового шпата, извести, 15—20 кг молотого 75%-ного ферросилиция, затем брали пробу металла на углерод, марганец, хром, фосфор и серу. По получении анализов производили необходимую корректировку не­достающих элементов и подогревали металл. Через 1,5—2 ч от начала рафинирования подкачивали пример­но 75% шлака и давали подогретый ферротитан, а затем через 15—20 мин плавку выпускали.

Электропечь Б

После полного расплавления и необходимого нагрева металла проводили обычное обезуглероживание. По до­стижении содержания 0,04—0,05% С и 0,007—0,008% P шлак скачивали начисто и сразу же в металл давали чушковый алюминий. Затем заводили жидкий шлак из плавикового шпата и извести и включали печь на сред­нее напряжение. После паводки шлака металл раскисля­ли порошком 75%-ного ферросилиция до спокойной про­бы в стаканчике. Далее брали пробы на химический ана­лиз и производили тщательную соответствующую кор­ректировку.

При совпадении фактических содержаний элементов с расчетными плавку подготавливали к выпуску. Первой выпускали в ковш плавку из печи А, а на нее плавку из печи Б. Такой порядок выпуска плавок гарантировал надлежащее смешение металла и его однородность. Сле­дует отметить, что в период освоения этой технологии были трудности с обеспечением в готовом металле необ­ходимого содержания углерода и титана. Содержание углерода в плавке А после присадки ферротитана значи­тельно возрастало. Титан же в плавке Б сильно окислял­ся. И то и другое приводило к браку. Для устранения науглероживания металла были приняты меры по защите зеркала ванны от науглероживающего воздействия элект­родов. Для снижения угара титана и обеспечения необ­ходимого содержания его в металле ферротитан стали вводить в обе печи А и Б в отношении 3:1.

Приводим хронометраж плавок в печах Л и Б:

Печь А

Состав шихты, кг:

Мягкое железо…………………………………………………… 5 790

Феррохром марки ФХ004 . . 8 635

Итого………………………………………………………….. 14 425

На иодину дано 500 кг извести и 150 кг плавикового шпата. 14 ч 30 мин — включен ток на 240 в, мощность 7000 кет. 1С ч 40 мин — ванна расплавилась полностью. Печь переключена на напряжение 160 в, мощность 4000 кет.

16 ч 45 мин — взята проба 1: 0,07% С; 0,17% Mn; 34,90%Сг; 0,31%

Ni; 0,035% Р.

17 ч 00 мин — скачали шлак начисто.

17 ч 05 мин — завелн глиноземистый шлак. Дано 25 кг кварцевого песка, 60 кг порошка шамота и 15 кг плавикового шпата.

17 ч 10 мин — включен гок на 160 в, мощность 3000 квг. 17 ч 15 мин —дано 60 кг порошка шамота и 15 кг плавикового шпа­га, 20 кг молотого 75%-ного ферросилиция. 17 ч 20 мин — взята проба 2; 0,08% С; 0,14% Mn; 37,68% Cr; 0,31% Ni; 0,031% Р.

17 ч 25 мин — даио 80 кг извести.

18 ч 00 .мин —дано 60 кг малоуглеродистого ферромарганца. 18 ч 20 мин — взята проба 3: 6,10% С; 0,46% Mn; 0,029% Р. 18 ч 40 мин — взята проба 4: 0,10% С; 0,47% Mn; 38,40% Cr.

Подкачали 75% шлака, дано 1575 кг ферротитана. печь включена на 240 s, мощность 4000 кет. выпуск металла.

Печь Б

Состав шихш, кг:

Углеродистые отходы…. 11 887 никель…. 3 600

Итого…………………………………………………………. 15487

14 ч 45 мин— включен__ток^ напряжение 240 s, мощность 7000 кат. 16 ч 05~лшНг—шихта расплавилась. Взята проба 1: 0,40% С; 0,23 %

Mn; 0,025% Р; 0,020% S; 0,15% Cr; 20,18% Ni. 16 ч 20 мин — дано 500 кг железной руды. Печь переключена, напря­жение 160 в, мощность 3800 кет. 16 ч 35 мин — взята проба 2: 0,18% С; 0,11% Mn; 0,020% S; 0,018% Р; 19,98% Ni, шлак подкачали.

16 ч 40 мин — дано 400 кг железной руды.

17 ч 00 мин — взята проба 3: 0,06% С; 0,012% Р.

17 ч 10 мин—дано 400 кг железной руды, присажено 500 кг Ni. 17 ч 25 мин— взята проба 4: 0,05% С; 0,008% Р. 17 ч 40 мин — скачали шлак, даио в металл 12 кг чушкового алю­миния и 70 кг малоуглеродистого ферромарганца. Дч – на шлаковая смесь из извести и плавикового шпата. 17 ч 50 мин — включен ток, напряжение 160 а, мощность 3800 кет.

17 ч 55 мин—дана смесь извести с 40 кг молотого 75%-ного ферро­

Силиция.

18 ч 15 мин — взята проба 5: 0,05% С; 0,24% Mn; 22,20% Ni. 18 ч 40 мин — взята проба 6: 0,07% С; 0,24% Mn.

18 ч 45 мин — дано 30 кг малоуглеродистого ферромарганца и 150 кг феррохрома марки ФХ004.

18 ч 55 лин—взята проба 7: 0,07% С; 0,39% Mn.

19 ч 10 мин — подкачали шлак, дано 525 кг ферротитана. 19 ч 25 мин — выпуск плавки.

Состав готового металла сметанной плавки следующий: 0,11% С; 0,46% Mn; 0,67% Si; 0,021% Р; 0,020% S; 17,30% Cr; 10,4% Ni; 0,47% Ti.

В дальнейшем для использования отходов нержавею­щих сталей практически без угара хрома в печь А загру­жали отходы нержавеющих сталей.

Метод смешения возможен только в том случае, ког­да в цехе крановое и ковшовое оборудование позволяет выпускать плавки из двух печей в один ковш.

18 Ч 55 мин —

19 Ч 00 мин — 19 ч 20 мин —

Несмотря на ряд организационных трудностей, этот метод применяется на одном из заводов Советского Сою­за, обеспечивая высокую экономичность процесса. Для лучшего усреднения металла используется продувка ар­гоном в ковше.

6. ВЫПЛАВКА НЕРЖАВЕЮЩЕЙ СТАЛИ 1X18II9T МЕТОДОМ ПЕРЕПЛАВА C ПРИМЕНЕНИЕМ НИЗКОУГЛЕРОДИСТЫХ ШИХТОВЫХ БЛЮМОВ

Описанные выше методы выплавки стали 1Х18Н9Т не предусматривали использование отходов этой стали, плавку вели с использованием свежих шихтовых мате­риалов. Однако в процессе производства всегда получа­ется то или иное количество отходов как на металлурги­ческих, так и на машиностроительных предприятиях. Естественно, что необходимость использования их сразу встала перед металлургами.

Для утилизации дорогостоящих нержавеющих отхо­дов была разработана технология переплава их с при­менением низкоуглеродистого шихтового металла. Этот метод позволяет достаточно полно использовать легиру­ющие элементы (хром, никель), содержащиеся в отхо­дах стали.

Сущность метода переплава состоит в том, что отхо­ды стали 1Х18Н9Т заваливают в печь совместно с блю­мами мягкого железа, расплавляют и проводят необхо­димое рафинирование металла. Однако необходимо принять меры, которые бы обеспечили устранение наугле­роживания ванны электродами. Поэтому прежде чем включить печь, тщательно осматривают электроды и про­веряют автоматику печи. Электроды, имеющие на концах трещины, огарки и ниппели, удаляют, так как в ходе плавки они могут оборваться, попасть в металл и наугле – родить его. Не менее опасно включать печь при неисправ­ной автоматике, которая может привести к непрерывному опусканию концов электродов в металл и, как следствие, науглероживанию его.

image018_7-8786164

Для выплавки нержавеющей стали методом перепла­ва стены печи выкладывали магнезитовым кирпичом, а подину набивали массой из магнезитового порошка и жидкого стекла. Этой же массой делали заправку о сов и подины между плавками.

Технологический процесс плавки нержавеющей ст переплавом в период его внедрения был опробовДн в трех вариантах: 1) с добавкой хромистой руды в завал­ку и в процессе расплавления; 2) с добавкой железной руды в завалку и в процессе расплавления; 3) с добав­кой известняка в завалку.

Добавка окислителей преследовала цель снижения

Одержания углерода в ванне или создания хотя бы от – осительно окислительной атмосферы, противодействую­щей росту углерода в металле.

Добавка в завалку хромистой руды при выплавке методом переплава дала такие же неблагоприятные ре­зультаты, как и при методе сплавления: содержание уг­лерода не снижалось, а шлаки были чрезвычайно густые, ереакционно способные. Добавка железной руды не привела к снижению или стабилизации углерода, а вызвала значительный угар хрома.

Известняк же, разлагаясь, выделяет углекислоту, которая, проходя сквозь толщу металла, приводит его в движение и дегазирует его, шлак полностью закрывает зеркало ванны и этим несколько ослабляет науглерожи­вающее воздействие электродов. Количество известняка обычно составляло 20—30 кг/т. Большое значение при выплавке металла этим методом имеет процент отходов в составе шихты. При содержании в шихте отходов ста­ли типа 1Х18Н9Т до 500 кг/т, добавке никеля около 50 кг/т в состав шихты вводили до 500 кг/т мягкого же­леза с углеродом не более 0,05%. В этом случае расчет­ное содержание углерода равнялось 0,08%.

Следует отметить, что фактически на плавках получа­ли содержание углерода несколько выше, причем на пер­вой стадии освоения — значительно выше.

Ниже приведены данные, характеризующие распре­деление плавок по содержанию углерода:

Содержание углерода в

Готовой стали, % . . 0,09 0,10 0,11 0,12 >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

image019_6-7774764

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-

image020_5-1144729

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.

image026_3-9698562

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

image027_3-9438112

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:

image028_4-3255368

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.

image029_5-2201615

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:

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

– о 1 • ? О 3 ¦ U

Х 5

А

/ •

••

С

О

\/

О

С

О

О

О•/•

OJ

О

«а

I

I

! A

8 ‘ 12 (FeO), %

image030_5-3220039

image031_4-3185359

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-

image032_4-6345794

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

//

Y / ;

\\ \ \

Vv 4

/i

/ // ///

K V

/ / / / / /

/ / / ~т

Tv

/ / / ^

S V

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).

image033_5-5727959

(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.

image034_3-6731585

К концу периода продувки ванны кислородом в 40-г печи образуется около 4500 кг (а при неудовлетвори-

image035_4-2518836

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

image039_4-5301489

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

image040_4-5061110

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)

image041_3-5197483

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

\ 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

image042_4-9683767

1600

1600

image043_3-3728949

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

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

Scroll to Top