Материал: Основные направления развития горно-металлургического комплекса в кратко- и долгосрочной перспективе

Температура металла по расплавлению и в рафинировку была в пределах 1550-1570оС; перед выпуском 1600-1610оС; в ковше 1550-1570оС. После снятия плавильного шлака металл в печи раскисляли кусковым алюминием в количестве 0,25 кг/т., после слива в ковше - кальцием. Рафинировочный шлак раскисляли порошком алюминия. Для лучшей десульфурации стали во время слива металла в ковш на струю давали смесь, состоящую из алюминиевого порошка, силикокальция и извести.

Разливку металла производили в литую изложницу кр. 300 мм через промежуточную воронку. При разливке отбирали ковшевые пробы на газы (кислород, азот) и ковали их на образцы кв.20х20 мм, l=100 мм.

Слитки охлаждались на воздухе и не позднее 6 суток передавались на отжик по режиму: нагрев до 880оС, выдержка 15ч, охлаждение по 50о/ч до 600; далее на воздухе.

Все семь плавок (за исключением двух) по химическому составу соответствовали ГОСТ 19265: две плавки имели повышенное содержание кремния. По содержанию алюминия одна плавка из семи соответствовала требованиям фирмы «Сандвик» -0,04% (при норме 0,06%), в остальных оно измерялось от 0,08 до 0,15%.

Из семи литых электродов кр. 300 мм по 3, соответственно, были переданы на ЭШП и ВДП, а один на ковку на кв. 83 мм, который использовали в качестве исходного металла при проведении сравнительных исследований заготовок изготовке иных из слитков электрошлакового и вакуумно-дугового переплавов.

ЭШП.

В отличии от ранее принятой технологии (ЭШП литых с МПНЛЗ электродов к 190 мм в кристаллизаторе кг.340 мм, слиток 1,0 т.) ЭШП подвергали литые термически обработанные и зачищенные электроды кр. 300 мм. Переплав осуществляли на однофазной электрошлаковой установке ОКБ-905 в кристаллизаторе кр.390 мм (слиток 1,0т) с применением см6еси флюсов АНФ-6 и АНФ-I, исходя из расчетного содержания глинозема 22%. Электрический режим ЭШП соответствовал таблице 10.

Таблица 10 - Электрический режим ЭШП

Средняя скорость ЭШП была 5,5-5,8 кг/мин. Всего было выплавлено 3 слитка. После технической выдержки в кристаллизаторе в течении 50 мин электрошлаковые слитки охлаждались на футерованных стеллажах и передавались на отжиг при 860оС.

Вакуумно-дуговой переплав.

Три литых электрода кр. 300 мм после термообреботки и зачистки переплавили в вакуумно-дуговой печи в кристаллизаторе кр. 380 мм. Электрический режим при ВДП - сила тока 5,5 кА, напряжение на дуге 24 В. Скорость наплавления составляла 3,31-3,21 кг/мин.

Как и электрошлаковые, слитки ВДП после охлаждения на воздухе не позднее 6 суток от конца кристаллизации отжигались при температуре 860о , после чего подвергались обдирке.

Твердость всех отожженных слитков (ЭШП и ВДП) составляла 3,7-3,9 мм dHB, качество поверхности было удовлетворительным.

Ковка слитков.

Передел слитков осуществляли методом свободной ковки на 7-тонном молоте в комбинированных бойках. Слитки нагревали по действующей технологии в методической печи №10 до 1180оС в течении 24 часов; температура начало ковки составляла 1040оС, конца ковки 960оС. Ковку на кв.83 мм производили за два передела через промежуточную заготовку кв. 170 мм с подогревом вторых концов по схеме: слиток - кв.170 мм - кв. 83 мм. В заготовку кв. 170 мм на второй передел садили транзитом; заготовку кв. 83 мм после ковки охлаждали на воздухе в течении 12-16 часов, после чего передавались на отпуск в изотермическую печь при 720о±20оС. Результаты передела опытного металла приведены в таблице11.

Таблица 11 - Результаты передела опытного металла

Приведенные в таблице данные свидетельствуют о высокой отбраковке металла. Из-за несоответствия профиля (ромбичность), и поверхностных дефектов, удаление которых приводило к глубоким выточкам, металл отводился от основных заказов и был назначен в переков.

Сквозной средний выход годного без учета «отсевов» составил 41%.

.2.2 Термообработка товарной заготовки кв. 83 мм.

Отжиг заготовки кв. 83 мм проводили в ТКЦ по режиму: нагрев до 860оС, выдержка 7 часов, охлаждение по 30% до 600оС, далее на воздухе. Твердость металла после отжига удовлетворяла требованиям и составляла 3,8-3,9 мм dHB. При разбраковке металл подвергался зачистке по дефектам (плены, рванины и др.). Данные по отгрузке приведены в таблице 12.

Таблица 12 - Данные по отгрузке БМК

Всего было отгружено БМК 2185 кг

.3 Исследование качества металла

.3.1 Сдаточный контроль качества

Качество опытного металла оценивали в соответствии с требованиями ТУ 14-1-1213 по состоянию поверхности, макроструктуры, обезуглероженному слою.

Поверхность заготовок кв. 83 мм характеризовалась повышенной загрязненностью дефектами типа грубых плен, трещин, рванин и др. в связи с чем до 50% металла подвергалось зачистке.

Плотность металла оценивали ультразвуковым методом и методом макроанализа на полученных шлифах.

При УЗК внутренних дефектов не обнаружено.

При оценке макроструктуры нарушений сплошности в металле не обнаружено. Качество стали Р6М5 обоих способах выплавки (ЭШП и ВДП) по усадочной ликвации, центральной пористости и точечно-пятнистой неоднородности не превышает норму.

Таблица 12 - Результаты сдаточного контроля стали Р6М5Ш и Р6М5ВД по макроструктуре

Глубина обезуглероженного слоя также не превышала допустимую ГОСТом (н.б. 1,33 мм) и составляла 0,85-1,01 мм.

.3.2 Исследование некоторых специальных свойств

Наряду со стандартными характеристиками дополнительно исследовалось влияние рафинирующих переплавов на химический состав, содержание газов, загрязненность неметаллическими включениями и карбидную неоднородность.

Химический состав.

Сравнительный химический анализ исходного металла, после ВДП и ЭШП показал, что переплавы практически не влияют на изменение основного химического состава. Некоторый угар кремния наблюдается на двух плавках при ЭШП, содержание сера, снижение которой возможно за счет воздействия десульфурирующего шлака, осталось на прежнем уровне.

При обоих видах переплава в стали снижается содержание кислорода (табл. 13), причем значительнее при ВДП.

Таблица 13 - Содержание азота и кислорода

Рекомендуемое содержание кислорода (н.б. 0,003%) обеспечено только в вакуумно-дуговом металле. Повышенное (>0,06%) содержание алюминия связано с режимом раскисление предусматривающим необходимость проведения глубокой дегазации и десульфурации металла.

Обеспечение требуемых значений алюминия может быть достигнуто за счет введения уменьшенного (в 2 раза) количества алюминия и дополнительного раскисление металла кальцием металлическим.

Неметаллические включения.

Для оценки загрязненности металла неметаллическими включениями использовали рекомендуемую шведской фирмой «Сандвик» методику общество немецких металлургов «Stahl Eisen-Prűfblatt» (Сокращенная редакция методики составлена УСС). Согласно этой методики от каждой плавки отбирали по 6 образцов (по 2 из каждой зоны по высоте слитка), изготавливали продольные шлифы. Перед изготовлением шлифов образцы подвергались закалке с 1220оС.

Оценку неметаллических включений осуществляли при увеличении 100 и диаметре поля зрения - 80 путем сравнивания с прилагаемыми фотоэталонами (шкалами). Шкалы включают 10 разновидностей включений.

По типу и форме различают 4 типа включений:

сульфидные строчечные;

оксидные (типа силикатов)

хрупкоразрушенные;

оксидные глобулярной формы.

Сульфидные (SS) включения представлены в шкале двумя рядами (0 и 1) с разной степенью вытянутости; оксиды строчечные (ОА) тремя рядами (2,3 и 4), поэтому же признаку построены ряды (5, 6 и 7) оксидных включений силикатного типа (ОS); оксиды глобулярной формы (ОG) представлены двумя рядами (8 и 9).

Сульфидные включения оценивали по максимальному баллу (методом М) на площади 150 мм2, оксидные - обобщающем коэффициентом, характеризующим содержание включений на определенной площади. При оценке учитывали оксиды всех трех типов, начиная с балла 1; при этом площадь шлифа должна быть не менее 100 мм2. Фирма «Сандвик» рекомендует использовать прокат с содержанием сульфидов не более 3 балла, оксидов - до величины К1 не более 30.

Суммарные коэффициенты К1 и общие суммарные коэффициенты служат характеристикой степени частоты партии металла. Метал открытой индукционной выплавки в значительной степени загрязнен хрупкими оксидными включениями. Количество пластичных и глобулярных силикатных включений в стали невелико. Незначительны по размеру и сульфидные включения.

Применение ЭШП и ВДП в значительной степени снижает загрязненность неметаллическими включениями. Практически отсутствуют сульфидные включения. Обобщающий коэффициент, характеризующий степень чистоты металла по оксидным включениям заметно ниже после ВДП в сравнение с ЭШП и более, чем в 2 раза меньше, чем в металле ОИП.

Карбидная неоднородность

Установлено, что переплавы способствуют уменьшению карбидной неоднородности, преимущественно в центральной зоне заготовки. Что касается краевой части и середины , то наиболее заметное влияние на снижение карбидной неоднородности в этих участках электрошлаковый переплав.

3. Организация производства

.1 Расчет годовой производительности печи

При составлении производственной программы фактическое время рассчитывается на основе плановых норм длительности капитальных, текущих ремонтов и горячих простоев.

Производственная программа устанавливается в натуральных тоннах годной стали. Обычно печи электросталеплавильного цеха специализируются, на выплавке стали определенных марок или групп марок, поэтому расчет ведется отдельно для каждой печи, так как сортамент выплавляемых марок обширный и длительность плавки колеблется.

Исходя, из длительности плавок стали отдельных марок или групп марок и доли их в общей плавке, на основе средневзвешенной длительности плавки рассчитывается средневзвешенная производительность печи.

На объем выпуска продукции в сталеплавильных цехах оказывают влияние:

факторы экстенсивного действия - продолжительность календарного времени работы, продолжительность капитальных ремонтов, продолжительность горячих и холодных простоев;

факторы интенсивного действия - производительность в фактический час работы и в номинальные сутки.

Расчет выплавки стали электроплавильным цехом приведен в таблице 14.

Таблица 14 - Расчет выплавки стали

Номинальное время работы печи:

ТН = ТК - ТХ.ПР                                                                                    (1)

где ТК - календарное время, сут.;

ТХ.ПР - время холодных простоев, сут.

ТН = 366 - 6 = 360

Фактическое время работы:

ТФ = ТН - ТГ.ПР                                                                                    (2)

где ТГ.ПР - время горячих простоев.

ТФ = 366 - 24,54 = 335,46

Количество плавок за сутки находим по формуле:

                                                                                              (3)

где - средневзвешенная продолжительность плавки, час.

Среднесуточная выплавка стали в фактические сутки:

                                                                                        (4)