Размещено на http://www.allbest.ru/

Содержание

• Введение
• 1. Описание основных характеристик установки для ЭШП
• 2. Расчет основных узлов установки, ее электрических и тепловых характеристик. Расчет однофазной печи
• 2.1 Определение размеров слитка
• 2.3 Размеры электрода
• 2.4 Расчет количества шлака
• 2.5 Расчет электрических параметров
• 2.6 Расчет теплового баланса шлаковой ванны
• 2.7 Определение расхода воды для охлаждения печей (кристаллизатора и поддона)
• 3. Влияние ЭШП на свойства и характеристики заданной марки стали
• Список литературных источников

Введение

Развитие новых отраслей техники (авиакосмической, атомной, криогенной и др.) во многом определяются состоянием и техническим уровнем производства легированных сталей и сплавов, способных работать в самых разнообразных условиях. Современная техника нуждается в материалах, надежно работающих от температуры, близкой к абсолютному нуля до температуры в несколько тысяч градусов, при знакопеременных и вибрационных нагрузках, под воздействием радиоактивных излучений, в агрессивных средах, в условиях глубокого вакуума и резких теплосмен. Решение этих проблем потребовало:

1. Коренного улучшения качества производимых сталей;

2. Создание новых материалов.

Поскольку качество стали одной и той же марки во многом определяется чистотой ее от вредных примесей (серы, фосфора, газов, цветных металлов, неметаллических включений), повышение качества стали достигается совершенством очистки (или рафинирования) металла от их примесей.

Традиционными методами выплавки и разливки стали не удается достичь очень глубокой очистки металла от примесей. В процессе плавки металл контактирует с огнеупорной футеровкой и атмосферой, что приводит к его загрязнению неметаллическими включениями и газами. Затвердевание слитка в изложницах приводит к получению ряда дефектов кристаллизационного и ликвационного характера.

Задача коренного улучшения качества легированных сталей и сплавов и придание им комплексов уникальных свойств была решена на основе создания принципиально новых способов их получения путем переплава с использованием электрической энергии и рафинирования (т.е. очистке от вредных примесей) в особых условиях.

Эти общие новые процессы получили название специальные процессы электроплавки или специальной электрометаллургии (СЭМ).

К ним относятся: электрошлаковый переплав (ЭШП), вакуумно-дуговой переплав (ВДП), электронно-лучевой переплав (ЭЛП), плазменно-дуговой переплав или плазменная плавка (ПДП).

Была потребность в сталях и сплавах, обладающих уникальными свойствами: высокопрочными - но вязкими; жаропрочными, но пластичными; способность не терять пластичности при криогенных температурах и т. д.

Металл и сплавы с такими уникальными свойствами оказалось возможным производить только методами специальной металлургии (электро).

1. Описание основных характеристик установки для ЭШП

Основным типом промышленных печей в настоящее время являются однофазные (одноэлектродные) печи, на которых выплавляют передельные слитки квадратного (массой до 4т) и кузнечные слитки круглого сечения (массой до 40т).

Установка Р-951 была спроектирована и изготовлена в ИЭС им. Е.О. Патона АН УССР в 1959 году и явилась базовой конструкцией для создания в нашей стране ряда электрошлаковых печей. Отличительной особенностью установки является то, что механизмы подачи электрода и подъема кристаллизатора монтируется на одной общей колонне, а извлечение слитка производится с помощью тележки поддона, выкатывающейся из-под печи по рельсам. Такое конструктивное решение позволяет максимально снизить высоту установки, унифицировать узлы тележек электродержателя и кристаллизатора, их приводы. Возможность отказаться от заглубления ниже уровня пола цеха значительно упрощает монтаж и обслуживание печи.

Разработанная схема печи Р-951 предусматривает реализацию ЭШП со встречными движениями кристаллизатора и электрода. Однако в силу ряда причин первые модификации этой установки использовались для ведения процесса в неподвижном кристаллизаторе, установленном на тележке поддона. Механизм подъема кристаллизатора применялся лишь для раздевания слитка. Печь Р-951 предназначена для ЭШП штанг диаметром 100-200 мм, длинной до 6 м, в слитке диаметром до 425мм, длинной до 1200мм и массой до 1,5т. Кристаллизатор в процессе плавки неподвижен. Электрод по мере оплавления опускается вниз. Система водоохлаждения автономная с отдельным центробежным насосом, создающим давление до (490 кН/м²) и баком для охлаждения воды емкостью 6м³. расход воды до 25м³/ч. Колонна высотой 8м изготавливается из стандартной стальной трубы диаметром 426мм и толщиной стенки 16мм. К нижнему торцу колонны приваривается прямоугольный плоский фланец с 4 отверстиями для фундаментных болтов. Спереди и сзади колонн имеются 2 призматические направляющие для тележек. Задняя направляющая одновременно служит зубчатой рейкой. Внутри колонны помещается груз, используемый для зажима электрода и частичного уравновешивания верхней тележки и расходуемого электрода. Груз крепится к стальному тросу, пропускаемому через направляющий блок на верхней части колонны и блок на верхней тележке. Другой конец троса закрепляется на пневмоцилиндре электрододержателя. Верхняя тележка печи с 4 опорными роликами перемещается по направляющим колоннам. Привод верхней тележки представляет собой двухскоростной трехчервячный редуктор. На выходном валу редуктора насажена цилиндрическая шестерня, входящая в зацепление с зубчатой рейкой колонны. Имеются рабочая и маршевая скорости перемещения тележки. Переключение рабочей скорости на маршевую осуществляется посредством двух электромагнитных муфт. Электродвигатель постоянного тока обеспечивает плавное регулирование скорости перемещение тележки и возможность реверса. На корпусе верхней тележки закреплен электрододержатель клещевого типа с токоподводящим устройством (медной контактной призмой). Расстояние между осями колонны и электрода 700мм. Нижняя тележка оборудована редуктором и асинхронным двигателем. Самоходная тележка поддона перемещается по рельсам, уложенным на полу цеха. Медный водоохлаждаемый поддон закрепляется на верхней части тележки. Поддон имеет кольцевой канал для охлаждающей воды. Подвод и отвод воды из канала осуществляется через два радиальных сверленых отверстия. Гибким кабелем поддон подключается к трансформатору. На поддоне закрепляется кристаллизатор. Печь снабжается комплектом кристаллизатора диаметром 150, 200, 250, 300 и 425мм закрытого типа со свободно омываемыми кокелями.

На верхнем торце кожуха кристаллизатора укрепляется кожух для отсоса газов в процессе переплава. Газы отсасываются через колонну и вытяжной канал, расположенный в фундаменте установки. Предусмотрены устройства, позволяющие вести переплав в атмосфере инертного газа. Источником тока для переплава первое время служил сварочный трансформатор А622 мощностью 700кВА. Возможно ручное или автоматическое управление процессом переплава путем изменения скорости подачи электрода. Вручную скорость подачи электрода регулируется током возбуждения двигателя. Автоматическое управление процессом осуществляется с помощью электромагнитного усилителя и контрольного органа - трансформатора тока.

Печи Р-951 используют также и для электрошлаковой отливки слитков (ЭШО). С этой целью на ряде заводов была произведена их реконструкция. Различают два варианта, в соответствии с которыми осуществляют отливку на установках Р-951. По первому из них печь снабжают новым кристаллизатором и промежуточным желобом для заливки на поверхность шлаковой ванны расплавленного металла. В электрододержатели крепят изготовленный из той же стали что и разливаемая, расходуемый электрод, который по ходу процесса подогревает ванну шлака. Кристаллизатор устанавливают эксцентрично электроду. По второму варианту предварительно расплавленный металл заливается в кристаллизатор через отверстие полого не расходуемого подогревающего электрода. Такой электрод представляет собой металлическую футерованную трубу с навинченным на нее нижний конец также полым графитовым наконечником. Диаметр отверстия 200мм.

В обоих случаях возможен как сухой, так и жидкий старт с заливкой предварительно расплавленного шлака через туже приемную воронку, через которую заливается металл. На подобных установках получают высококачественные слитки массой до 7т и более. Хотя печь Р-951 выгодно отличалась от созданных ранее, не прошло и нескольких лет, как она была значительно модернизирована. В последние годы почти на всех заводах печи Р-951, в промышленности переведены на питание от однофазных трансформаторов типа ЭОМН-2000. Наша печь однофазная, принцип подключения к трансформатору монофилярный, т.е. ток проходит по электроду и поддону. Однофазные установки ЭШП переменного тока с одним электродом, включенные по монофилярной схеме электродной получили наибольшее распространение. Их стилистическая особенность - простота и большая надежность, высокое качество и хорошая поверхность слитков. Вместе с тем такие установки имеют и существенный недостаток. По мере увеличения тока плавки, что неизбежно при росте массы наплавляемого слитка, возрастают индукционные потери, падает коэффициент мощности. Принимаемые в этом случае меры по снижению индуктивности (максимальное приближение трансформатора к электроду, установка батареи статических конденсаторов для компенсации большой индуктивности и др.) оказались недостаточно эффективными.

2. Расчет основных узлов установки, ее электрических и тепловых характеристик. Расчет однофазной печи

2.1 Определение размеров слитка

При заданном сечении слитка (средний диаметр D_ср) его длину ? (рисунок 1) определяют из уравнения:

? = (3...4)D_ср (1)

? = 3*420мм = 1260мм

Для определения размеров верхнего и нижнего сечения слитка находят:

D_ср = ; (2)

(3)

Из уравнения (2) и (3) находим:

D_В = D_ср - 0,02 ? (4)

D_В = 420мм - 0,02*1260мм = 394,8мм,

D_Н = 2D_ср - D_В (5)

D_Н = 2*420мм - 394,8мм = 445,2мм

2.2 Определение размеров кристаллизатора

Длинна кристаллизатора (рисунок 1):

?_К = ? + Н+ ? (6)

где, Н - высота шлаковой ванны (таблица 1)

?^? - высота, учитывающая наличие сальникового уплотнителя в верхней части кристаллизатора, которая принимается размером 150мм.

?_К = 1260 + 150 + 150 = 1560мм

Размер верхнего и нижнего сечения кристаллизатора:

D_КН = D_Н + 2д

D_КН = 445.2 + 2*2 = 449.2мм;

D_КВ = D_КН -

D_КВ = 449,2 - 1560/25 = 398,8мм.

Здесь д - толщина шлаковой корочки (гарнисажа).

Обычно составляет 2-3мм.



Рисунок 1 - Параметры слитка и кристаллизатора.

1 - шлак; 2 - шлаковый гарнисаж; 3 - кожух кристаллизатора; 4 - слиток; 5 - медная гильза кристаллизатора; D_КВ - верхний диаметр кристаллизатора; D_КН - нижний диаметр кристаллизатора; D_В - верхний диаметр слитка; D_Н - нижний диаметр слитка; ? - длина слитка; ?_К - длина кристаллизатора; Н - высота шлака; ?? - часть высоты кристаллизатора выше уровня шлака.

Таблица 1 - Рекомендуемая высота шлаковой ванны для различных сечений кристаллизатора, мм.

Диаметр кристаллизатора	Высота шлаковой ванны
100	50-60
150	60-70
200	70-80
250	80-100
300	100-120
350	120-140
400	140-170
450	170-200
500	190-210
600	200-220
700	210-230
800	220-240
900	230-250

2.3 Размеры электрода

Диаметр электрода (рисунок 2):

d_Э = (0,6...0,7)D_КВ (9)

d_Э = 0,6*398,8 = 239,3мм.

Длина электрода:

?_Э = , (10)

где, ?_О = длина несплавляемой части электрода (огарка).

Как правило, электрод приваривают к инверторной головке, которая представляет собой штангу диаметром 150-200, длиной 1500мм, которую изготавливают из нелегированной малоуглеродистой стали (Ст. 10-20 и др.). Сварку выполняют электродом той же марки, что и держатель. Огарок оставляют, чтобы не сплавлять сварной шов. Длина огарка должна составлять 50мм.

?_Э = мм

Вес электрода:

G =

G =

2.4 Расчет количества шлака

Вес шлаковой ванны к концу расплава:

G_Ш = Vг_Ш = , (11)

где г_Ш - плотность шлака (таблица 2)

Таблица 2 - Плотность промышленных шлаков

Шлак	гШ, г/см3	t, 0C	tп, 0С	б *10-4 г/см3*град
АНФ-ТП	2,53	1540	1340	5,3
АНФ-6	2,68	1450	1350	6,0
АНФ-291	2,71	1500	1395	2,4
АНФ-292	2,78	1500	1415	1,5

В таблице 2:

t - температура, при которой измерена плотность шлака;

t_п - температура плавления шлака;

б - температурный коэффициент расширения.

G_ш =

Плотность шлака около температуры затвердевания можно определить по формуле:

г_з = г_ш + б(t - t_п)

г_з = 2,68 + 6*10^-4(1450 - 1350) = 2,74 г/см³

На гарнисаж расходуется 7% от засыпаемого количества шлака и ? 3% теряется за счет его испарения. Тогда суммарное количество шлака на плавку составит:

УG_ш = (13)

УG_ш = кг.

Рисунок 2 - Параметры электродов и шлаковой ванны.

1 - расходуемый электрод; 2 - кристаллизатор; 3 - шлаковая ванна; 4 - металлическая ванна; 5 - слиток; Н - высота шлаковой ванны; h - межэлектродный промежуток; h_К - глубина погружения электрода.

2.5 Расчет электрических параметров

Межэлектродное расстояние h (рисунок 2):

h = H - ()0,8 (14)

h = 150 - (239,3/2)*0.8 = 54,3мм = 0,0543м .

Электрическое сопротивление шлаковой ванны можно определить по формуле:

R = , (15)

где R - сопротивление шлаковой ванны, Ом;

ч - электропроводность шлака, Ом^-1*см^-1;

с - удельное сопротивление шлака.

Электропроводность флюса можно вычислить по формуле:

АНФ-6:

lg ч = 2.58 - 4020/T (16)

lg ч = 2.58 - 4020/1600 = 0,07

ч = 1,17 Ом^-1*см^-1

R = Ом

2.6 Расчет теплового баланса шлаковой ванны

электрошлаковый переплав однофазный печь

Как известно, источником тепла Q в шлаке при электрошлаковом процессе служит эффект Ленца-Джоуля:

Q = 0.24*I²*Rф = 0.24*P*ф (17)

Здесь I - сила тока, А;

R - сопротивление шлака, Ом.

Тогда

P = , (18)

где P - электрическая мощность (в киловаттах), подводимая к шлаковой ванне, которая при установлении процесса расходуется на плавление электрода; поддержание в расплавленном и перегретом состоянии шлаковой и металлической ванны; потери тепла с водой, охлаждающей кристаллизатор и поддон; потери тепла излучением шлаковой, а также отходящими газами. В общем виде тепловой баланс шлаковой ванны может быть представлен следующим уравнением:

Р = Р_э + Р_из + Р_ст + Р_сл + Р_ис + Р_пэ , (19)

где Р_э - мощность, передаваемая от шлака, расходуемая на поавление электрода;

Р_из - мощность потери излучением с неэкранированной электродом поверхности шлаковой ванны;

Р_ст - мощность, отводимая от тепловой поверхности шлаковой ванны на стенку кристаллизатора;

Р_сл - мощность, передаваемая на ванну жидкого металла;

Р_ис - мощность, теряемая при испарении шлака;

Р_пэ - мощность, теряемая излучением с поверхности электрода.

Полезное тепло Р_пол, расходуемое на нагрев электрода до температуры плавления, сообщение металлу теплоты плавления и перегрев под точкой плавления:

Р_э = Р_пол = 1,16*10^-3*щ[q_пл + C*(t_м - t_э)], (20)

где 1,16*10^-3 - переводной коэффициент от ккал/ч к кДж/с;

q_пл - скрытая теплота плавления. Для сталей можно принять

q_пл = 65ккал/кг;

С - удельная теплоемкость - 0,19 ккал/кг*град;

t_м - средняя температура металла в шлаке, ⁰С (металл в шлаке дополнительно нагревается на 15-20 ⁰С и t_м = t_пл + (15...25), ⁰С);

t_э - температура электрода с учетом нагрева его током (300...400 ⁰С);

щ - удельная скорость плавления, кг/ч.

Удельную скорость плавления находят по уравнению, кг/ч:

щ = 0,84D_к (21)

щ = 0.84*423.8 = 356 кг/ч

Р_э = Р_пол = 1.16*10^-3*356*[65+0.19(1470-350)] = 0.413*277.8 = 115 кВт

t_м = t_пл + (15...25) = 1450+20 = 1470 ⁰С [1, стр. 98, табл. 22]

Мощность, теряемая излучением:

Р_из = 1,16*10^-3*У*д(F - F_э)(Т_пов/100)⁴, (22)

Здесь 1,16*10^-3 - переводной коэффициент от ккал/ч к кДж/с;

У - степень черноты шлака (принимаем равной 0,7);

д - постоянная излучения абсолютно черного тела, равна 4,9ккал/м²*ч*К;

F, F_э - площадь среднего сечения кристаллизатора и электрода соответственно, м².

F, F_э = р*ol²/4;

F - F_э =;

Т_пов = 750 ⁰С = 1023 К; (из формулы 23)

Р_из = 1,16*10^-3*0,7*4,9*96*(1023/100)⁴ = 0,382*10952,2 = 24,7 кВт;

Необходимо учитывать, что часть тепла, излучаемого поверхностью шлаковой ванны, используется полезно, обеспечивая предварительный подогрев расходуемого электрода в процессе плавки. Это тепло учитывается температурой электрода в уравнении (20).

Мощность, отдаваемая стенкам кристаллизатора:

Р_ст = 1,16*10^-3*л*F_б*((t_п - t_к)/ д), (23)

где л - коэффициент теплопроводности гарнисажа (равен 4 ккал/м*ч*град);

t_п - температура плавления шлака (см. таблицу 2);

t_к - средняя температура поверхности шлаковой корочки, обычно составляет 600...900 ⁰С (для АНФ-6 следует брать 750 ⁰С);

F_б - площадь боковой поверхности шлаковой ванны, м²;

д - площадь шлакового гарнисажа (0,002...0,0003м).

F_б = 2рRH; Н = 150мм = 0,15м; d = 396,8мм; R = 198,4мм = 0,19м.

F_б = 2*3,14*0,19*0,15 = 0,18м²

Р_ст = 1,16*10^-3*4*0,18*((1350-750)/0,0025) =500,5кВт.

Мощность, передаваемая на ванну жидкого металла от шлака:

Р_сл = 1,16*10^-3*б_ш*F(T_ш - T_п), (24)

Здесь T_ш - температура шлака, К;

T_п - температура плавления металла, К;

б_ш - коэффициент теплоотдачи от шлака к металлу.

б_ш = 4000 ккал/м²*ч*град.

T_ш = 1750 ⁰С = 2023К; T_п = 1455 ⁰С = 1728К [1, стр. 98, табл.22]

Р_сл = 1,16*10^-3*4000*141*(2023-1728) = 92,8 кВт

Мощность, теряемая при испарении шлака:

Р_ис = (q_ш*G?)/860;

Здесь

G? = (УG_ш*3)/100, (25)

где q_ш - скрытая теплота испарения, ккал/кг;

G? - количество шлака, испаряющегося за плавку, которое составляет 3% от общего веса загружаемого шлака.

Во фтористых шлаках наиболее летучим компонентом является фтористый кальций CaF₂, и атмосфера под шлаком в значительной мере будет насыщена этим компонентом. Поэтому в уравнении (25) можно принять q_ш для CaF₂. Теплота испарения CaF₂ составляет 99 ккал/моль или 1680 ккал/кг.

G? = (55,5*3)/100 = 1,66 кг

Р_ис = (1680*1,66)/860 = 3,243 кВт

Мощность, теряемая излучением с поверхности электрода, определяется значением осевого потока тепла по электроду, величиной боковой поверхности электрода и характером распределения температуры по его высоте. Точный расчет тепловых потерь с поверхности электрода затруднен в связи с неравномерностью распределения температур и коэффициентов теплоотдачи на разных уровнях по высоте электрода. Для ориентировочных расчетов значений Р_пэ можно пользоваться эмпирической формулой:

Р_пэ = K*d_э^3/2*( T_ш/ T_п)^5/2, (26)

где К - коэффициент (для стали К = 102);

T_п - температура плавления металла, К;

T_ш - температура шлака, К.

Температура плавления металла приближенно может быть найдена по уравнению:

T_п = (1,528 - УК?[%i]) + 273,

в котором [%i] - концентрация элемента в стали, %;

К? - коэффициент удельного снижения температуры плавления.

Таблица 3 - Коэффициент удельного снижения температуры плавления для различных элементов

Элемент, i	C	Si	Mn	Cr	Ni	W	V	Mo	Al
К, град/%	71	19.7	4.9	1.6	3.9	0.9	2.0	1.8	2.7

ШХ 15 (сталь конструкционная подшипниковая)

Заменитель стали: ШХ 9, ШХ 12, ШХ 15СГ.

Назначение: шарики диаметром до 150мм; ролики диаметром до 23мм.

Химический состав, % (ГОСТ 801-78)

C	Mn	Si	Cr	S	P	Ni	Cu
0,95-1,05	0,20-0,40	0,17-0,37	1,30-1,65	не более
				0,020	0,027	0,30	0,25

Т_пл = (1528-(71*1+4,9*0,3+19,7*0,27+1,9*1,5+3,9*0,3))+273 = 1720 К

Р_пэ = 102*(0,24)^3/2*(2023/1720)^5/2 = 18 кВт

Общие потери Р рассчитывают по уравнению (19):

Р = 115+24,7+500,5+92,8+3,243+18 = 729,5 кВт

Рабочий ток рассчитывается по уравнению (18):

I =

Здесь Р - определяют в киловаттах, R - в Омах.

I =кА

Рассчитывают напряжение:

а) на шлаковой ванне:

P = U*I; U = P/I (27)

U = 729.5/8.5 = 86 В

б) на приборе;

в) на трансформаторе, U_т

Падение напряжения на электроде составляет 2,0...4,0 В/м (меньшие значения для малых печей) или:

?U = ?_э(2.2…4.0), В, (28)

где ?_э - длина электрода с хвостиком, м.

?U = 3,93*3 = 11,8 В

Поскольку показатель величины напряжения прибор снимает с поддона и зажима электрододержателя, то:

U_п = U + ?U

U_п = 86+11.8 = 97.8 В

Мощность, подаваемая на электрод:

Р_эл = U_п * I (29)

Р_эл = 97.8*8.5 = 831.3 кВт

Потери мощности в короткой сети составляют 5,0...5,5%, в трансформаторе 1,6...1,7%. Сумма потери У Р_п? = 6,6...7,2%.

Тогда мощность, снимаемая с трансформатора:

Р_т = Р_эл / (0,934...0,928), (30)

Р_т = 831,3/0,931 = 892,91 кВт,

а напряжение на трансформаторе:

U_т = Р_т / I (31)

U_т = 892.91/8.5 = 105.05 кВ.

Поскольку падение напряжения на электроде, как было уже отмечено, составляет 2,0...4,0 В, то по мере его оплавления, мощность на шлаковой ванне увеличивается, что приводит к увеличению скорости плавки. Для того чтобы сохранить постоянную скорость плавки, следует иметь постоянную мощность на шлаковой ванне.

Поэтому рекомендуется после сплавления каждого метра электрода снижать напряжение на 2...4 В. Время ф плавления одного погонного метра электрода составит:

ф = (32)

Для ЭШП заданного типа используется трансформатор ЭОМН-2000/10; число фаз - 1; мощность - 1000 кВт; напряжение: высокое - 6/10 кВ, низкое - 93,7-41,7 кВ; I = 14кА. [2, стр. 144, табл. 12]

2.7 Определение расхода воды для охлаждения печей (кристаллизатора и поддона)

Расход воды определяют по уравнению:

Q = 1*10^-3; (33)

Q_оп = 860(Р_э+Р_и+Р_ст+Р_сл+Р_ис+Р_пэ) (34)

Q_оп = 860*729,5 = 627370

Q = 1*10^-3м³/ч,

где Q_оп - отведенное тепло;

t_в - температура выходящей воды, ⁰С;

t_вх - температура входящей воды, ⁰С.

Таблица 3 - Тепловой баланс плавки ЭШП

Приход	Расход
Наименование статьи	Величина,кВт	%	Наименование статьи	Величина, кВт	%
Производимая электроэнергия	729,5	100	1. Мощность, расходуемая на плавление электродов	115	15,7
			2. Потери с излучением с зеркала ванны	24,7	3,4
			3. Потери через стенки кристаллизатора	500,5	68,6
			4. Мощность, передаваемая на ванну жидкого металла	92,8	12,7
			5. Потери на испарение шлака	3,243	0,4
			6. Потери с излучением с поверхности электрода	18	2,5
Всего	729,5	100	Всего	729,5	100

3. Влияние ЭШП на свойства и характеристики заданной марки стали

Методом ЭШП производятся стали и сплавы свыше 100 марок. Наибольше удельный вес среди них имеют шарикоподшипниковые, нержавеющие теплостойкие и высокопрочные конструкционные стали.

Подшипники качения различных типов (шариковые, роликовые) применяются практически во всех современных машинах и механизмах и во многих случаях являются теми деталями, надежность и долговечность которых определяют надежность и долговечность агрегата в целом.

В настоящее время подшипниковая промышленность выпускает подшипники сотен типов. В зависимости от назначения их размеры колеблются от миллиметров (приборные подшипники), до метров (подшипники электрогенераторов гидростанций).

Условия работы подшипников различных типов самые разнообразные. Одни подшипники должны работать при температурах, близких к абсолютному нулю, другие при температурах 200-300 ⁰С и выше. Подшипники, работающие в авиационных двигателях, буксах электровозов, тепловозов и вагонов, должны выдерживать большое контактное давление при больших скоростях вращения. Требуются также подшипники, работающие в вакууме, в агрессивных средах, в условиях радиоактивного облучения.

В зависимости от условий работы подшипники изготавливаются из сталей тех или иных марок. Так, например, тяжело нагруженные подшипники авиационных двигателей и железнодорожного транспорта изготавливаются из шарикоподшипниковой стали ШХ15 и ШХ15СГ, теплостойкие подшипники - из стали ЭИ347, кислотостойкие - из хромистой стали Х18 и т.д.

Основными требованиями, предъявляемыми к подшипниковой стали, являются высокая плотность и однородность структуры металла и минимальное содержание в нем неметаллических включений.

Как уже отмечалось, при обычных методах сталеплавильного производства металл имеет различного рода дефекты и повышенное содержание неметаллических включений. В катаных или кованых заготовках подшипников из сталей обычного производства, как правило, наблюдается центральная пористость и грубые строчечные скопления неметаллических включений.

При изготовлении из таких заготовок деталей подшипника приходилось удалять центральную (наиболее дефектную) часть заготовки. При этом отходы металла возрастали в среднем на 15%.

Однако при использовании даже наиболее плотной части заготовки не удавалось избежать дефектов в изготовляемых деталях. При шлифовке колец подшипников на их поверхности обнаруживались так называемые черные точки, являющиеся местами выхода на поверхность пор и крупных неметаллических включений. Наличие дефектов на поверхности дорожки кольца, по которой катятся шарики или ролики, недопустимо, так как в местах этих дефектов в процессе работы происходит выкашивание металла, ведущее к преждевременному разрушению подшипника.

Внедрение на металлургических заводах процесс ЭШП позволило решить проблему производства подшипников самого ответственного назначения, в частности подшипников тяжелогруженых авиационных двигателей.

Подшипниковые стали, получаемые путем ЭШП, обладают исключительно плотной и однородной структурой. В прокате или поковках из таких сталей нет дефектов, свойственных металлу обычного производства. Высокая плотность подшипников подтверждается данными об их плотности, приведенных в таблице 1.

Таблица 1 - Сравнение плотности обычного и электрошлакового металла в деформированном состоянии (по данным Ю.А. Шультс)

Марка стали	Характеристика металла	Плотность, г/см3
ШХ15	Обычный	7,824
ШХ15	ЭШП	7,850

Так, по данным 4-го Государственного подшипникового завода, производственный брак по кольцам, изготовляемым из обычной стали ШХ15, достигал 50-60%, а в некоторых случаях и 100%, что приводило к срывам выпуска продукции. После перевода этих колец на электрошлаковый металл брак был ликвидирован.

Так, при увеличении цены металла при ЭШП на 98-115% себестоимость готовых подшипников увеличивается только на 2-19%. В тоже время долговечность авиационных подшипников, изготовленных из металла ЭШП, в 2-3 раза выше, чем из обычного металла (таблица 2).

Таблица 2 - Долговечность подшипников, изготовленных из обычного и электрошлакового металла

Характеристика металла	Число испытанных подшипников	Долговечность, ч	Долговечность, относительные единицы
		Минимальная	средняя	Минимальная	средняя
Обычный	6	251	1364	1,00	1,00
ЭШП	14	842	2795	3,35	2,05

Остановимся еще на одной важной задаче, которую помог решить ЭШП,- производство приборных подшипников высокого класса точности. Основными требованиями, предъявляемыми к подшипникам такого рода, является минимальное трение в них при вращении и, особенно, в момент трогания, т.е. в момент начала вращения.

Чтобы выполнить это требование, поверхности деталей подшипника должны быть обработаны до 12-14-го класса точности, что возможно только при исключительно высокой чистоте металла по неметаллическим включениям.

Таблица 3 - Изменение состава металла и шлака (флюс АНФ-6) при ЭШП

Марка стали	Состояние металла	Химический состав металла, %
		C	Si	Mn	Cr	S	P
ШХ15	до ЭШП	1.02	0.27	0.27	1.46	0.009	0.016
	после ЭШП	1.01	0.18	0.26	1.46	0.006	0.015
Марка стали	Состояние металла	Химический состав шлака, %
		SiO2	TiO2	FeO	Fe2O3	Cr2O3	MnO	CaO	Al2O3
ШХ15	до ЭШП	0.10	-	0.15	0.10	-	-	2.89	38.5
	после ЭШП	2.38	-	0.30	0.47	0.28	1.17	5.45	29.1

Таблица 4 - Изменение содержания серы в шлаке после ЭШП

Марка стали	Содержание серы, %
	в исходном флюсе АНФ-6	в отработанном шлаке
ШХ15	0,040	0,013

Таблица 5 - Влияние ЭШП на содержание азота в стали ШХ15

Марка стали	Содержание азота, %	Содержание азота в металле ЭШП, % от исходного	Литература
	до ЭШП	после ЭШП
ШХ15	0,0123	0,0084	68,5	Ю.А. Шультс и др.
	0,0099	0,0086	86,5
	0,0090	0,0060	68,7

Таблица 6 - Влияние ЭШП на содержание кислорода

Марка стали	Содержание кислорода, %	Содержание кислорода в металле ЭШП, % от исходного	Литература
	до ЭШП	после ЭШП
ШХ15	0,0024	0,0013	54,2	О.С. Якушева

Таблица 7 - Влияние ЭШП на содержание неметаллических включений

Марка стали	Содержание неметаллических включений, %	Содержание неметаллических включений в металле ЭШП, % от исходного	Литература
	до ЭШП	после ЭШП
ШХ15	0,0116	0,0050	43,1	Б.И. Медовар

Список литературных источников

1. Латаш Ю. В., Медовар Б. И./ Электрошлаковый переплав // М.: Металлургия, 1970. - 240с.

2. Электрошлаковые печи/ Б. И. Медовар, Л. М. Ступак, Г. А. Бойко и др. - Киев: Наук. Думка, 1976. - 414с.

3. Казачков Е. А./ Методические указания к выполнению курсового проекта «Расчет и конструирование электрошлаковой печи для переплава специальных сталей» по дисциплине «Специальные процессы электроплавки» / Мариуполь: ММИ, 1990. - 21с.

Размещено на Allbest.ru

...