Електрошлакові технології з невитратним графітованим електродом в процесах виплавки та рафінування сталей і сплавів

Із урахуванням особливостей кристалізації металу при ПЕШВ розроблені режими відливання цим методом крупних зливків, у тому числі масою 75 т із середньовуглецової сталі в кристалізаторі діаметром 1800 мм на установці ЭШО-200И1 Краматорського заводу “Енергомашспецсталь” (табл. 5). При цьому ураховувалося, що в умовах цього заводу сталь може виплавлятися в дугових печах ДСП-12 і ДСП-50, а на установці ЭШО-200И1 є два міксери об'ємом до 18 т, які дозволяють тривалий час витримувати сталь в рідкому стані.

При електрошлаковому обігріві металу, у тому числі при ЕШВ і ПЕШВ, важливе значення мають умови теплообміну між контактуючими фазами. Залежать вони багато в чому від характеру тепловиділення та масопереносу в шлаковій ванні. Із залученням розроблених в ІЕЗ ім. Є.О.Патона математичних моделей були вивчені особливості теплових процесів в шлаковій ванні при різних схемах струмопідводу. Було визначено, що при прямій схемі струмопідводу умови теплопередачі від шлаку до металу більш сприятливі, ніж, наприклад, при біфілярній. Пов'язано це як з більшою об'ємною густиною виділення теплоти поблизу межі розділу шлак-метал, так і більш інтенсивним тут рухом шлакового розплаву. Останнє важливо, оскільки на процес теплопередачі між шлаковим розплавом і металом, що знаходиться під ним, суттєвий вплив має режим руху рідини. Зокрема від цього залежить товщина перехідного шару та термічний опір тепловіддачі.

Як показали модельні експерименти, для поліпшення умов нагріву шлаком металу, особливо коли останній безпосередньо не під'єднується до джерела живлення (біфілярна та трифазна схеми), необхідне дотримання певних умов, що враховують діаметр розпаду електродів, товщину шлакової ванни, глибину занурення в неї електродів, фізичні властивості шлаку і т.д.

Особливості тепловиділення та теплопередачі, виявлені в результаті математичного моделювання, знайшли експериментальне підтвердження при дослідженні теплового балансу шлакової ванни при електрошлаковому процесі з невитратними електродами, підключеними за однофазною прямою, біфілярною та трифазною схемами живлення.

Установлені закономірності формування зливків при електрошлаковому обігріві їх головної частини, теплової взаємодії між шлаком і металом, поведінки вуглецю в системі электрод-шлак-метал і рафінування металу шлаками послужили основою для розробки науково обґрунтованої технології електрошлакового та порційного електрошлакового відливання зливків, у тому числі на установках УО-106 і ЭШО-200И1.

Електрошлакове та порційне електрошлакове відливання зливків.

При освоєнні технології ЕШВ для перевірки правильності вибраних технологічних параметрів і їх уточнення були всесторонньо досліджені декілька дослідних зливків зі сталей марки 38ХН3МФА та 9Х2МФА масою від 4,0 до 7,0 т. На приведений зовнішній вигляд одного із 7-тонних зливків після витягання з кристалізатора. Отримані зливки мали рівну без видимих дефектів поверхню, що свідчило про добрі умови формування кіркової зони при розливанні металу через шлак. У головній частині зливки мали відкриту чашоподібну усадкову порожнину глибиною по осі не більше 100 мм. При такій усадковій раковині вихід придатного складає близько 95 %, тоді як звичайні зливки такого ж розважування мають надлив, що вилучається, до 20 % від маси зливка.

Контроль хімічного складу шлаку показав, що в процесі ЕШВ вміст основних його компонентів змінюється незначно, що дозволяє стабільно підтримувати енергетичні параметри електрошлакового обігріву. Хімічний склад металу зливків ЕШВ відповідає складу ковшової проби за винятком сірки, концентрація якої знижується в 1,5-2,0 рази. Навуглецювання металу не відбувається, а невелике збільшення концентрації вуглецю, що спостерігається в напрямі від низу до верху зливка, пояснюється ліквацією Причому в зливках ЕШВ вона менша, ніж в аналогічних зливках звичайного виробництва, де різниця у вмісті вуглецю по висоті зливка досягає 0,05 %.

Крім зниження вмісту сірки завдяки більш сприятливим умовам формування зливків ЕШВ ліквація цього елемента в них значно ослаблена. Як показують результати аналізу отриманих відбитків за Бауманом, навіть у зливках зі сталі 9Х2МФА відсутні грубі скупчення сірки у вигляді осьової та позаосьової ліквації. Очищається метал і від неметалевих включень, причому не тільки від сульфідів, але й оксидів. Наприклад, об'ємний вміст сульфідів у дослідному валку холодної прокатки зі зливка ЕШВ складає 0,0012 - 0,0037, а в штатному 0.043 - 0.0064 %. Вміст же оксидів відповідно 0.0065 - 0,0081 і 0,0084 - 0,011 %.

Проведені дослідження та випробування свідчать, що практично за всіма показниками, у тому числі за вмістом та розподілом легуючих елементів і неметалевих включень, макробудовою та мікроструктурою, густиною литого металу, вмістом газів, механічними властивостями, якість металу зливків ЕШВ перевершує метал зливків звичайного виробництва. Це природно позначається на службових властивостях виробів, що виготовляються. Так, згідно з проведеними випробуваннями, стійкість валків холодної прокатки зі сталі 9Х2МФА, виготовлених зі зливків ЕШВ, перевищує в 1,4 рази аналогічний показник валків зі звичайних зливків, а стійкість штампів зі сталі 5ХНМ - в 1,6-1,7 рази. Таке підвищення працездатності валків у сукупності з економією металу за рахунок збільшення виходу придатного економічно виправдовує застосування методу електрошлакового відливання для отримання ковальських зливків.

Отримані нами результати підтверджують попередні дані про якість зливків ЕШВ масою від 2,7 до 15 т, відлитих на різних установках, у тому числі конструкції ІЕЗ ім. Є.О.Патона. Про широкі можливості даного способу свідчить досвід отримання і більш крупних зливків. На установці ЭШО-200И1 в кристалізаторі діаметром 1800 мм було випробувано електрошлакове відливання зливків масою 75 т зі сталей 22К і 10Г2НМФА. Із залученням методів математичного моделювання була вивчена кінетика кристалізації подібних зливків при різній інтенсивності підведення тепла до дзеркала залитого в кристалізатор металу та визначені технологічні параметри відливання, в тому числі режим електрошлакового обігріву і час формування зливків. Виконане зондування глибини металевої ванни в процесі формування зливків продемонструвало гарний збіг фактичного ходу затвердіння з розрахунковими даними про просування ізотерм ліквідуса та солідуса.

Дослідження отриманих зливків свідчать, що в донній їх частині немає яскраво вираженої зони негативної ліквації зі зниженою густиною металу. У головній частині, на відміну від зливків звичайного виробництва, відсутні грубі скупчення сірки та неметалевих включень. Тут повністю відсутня осьова пористість і V-подібна ліквація. Усадкова раковина відкрита і неглибока, по осі зливка вона тягнеться на глибину всього 200-230 мм, що свідчить про правильний вибір режиму електрошлакового обігріву та його ефективності.

Таким чином, проведені досліди відливання показали можливість застосування технології ЕШВ для отримання крупних сталевих зливків. При цьому в порівнянні зі звичайним розливанням поліпшується будова головної та донної частин і значно підвищується вихід придатного. У той же час в подібних зливках, зважаючи на значні їх габарити (діаметр, висота), розвивається протяжна двофазна зона,а в центральній їх області протікатимуть процеси, як і при звичайному розливанні. Тому з погляду забезпечення високої якості зливка в цілому електрошлакове відливання доцільно застосовувати при виробництві заготовок масою до 10-15 т і діаметром до 1000 мм. У цьому випадку є можливість за рахунок електрошлакового обігріву до певної міри впливати на умови кристалізації металу, стримуючи зростання двофазної зони. При виробництві ж більш крупних зливків слід використовувати інші методи поліпшення їх будови, у тому числі спосіб порційного електрошлакового відливання (ПЕШВ).

Для виявлення можливостей ПЕШВ було детально досліджено якість металу зливків масою 70-75 т, отриманих на установці ЭШО-200И1. Один із них масою 75 т, призначений для дослідження металу в литому стані, відливали з чотирьох основних, не рахуючи затравку, порцій металу (сталь 25Х2НМФА). Загальний час формування зливка склав близько 28 годин при підведеній до шлакової ванни потужності 1800-2100 кВт. Із другого, масою 70 т, відлитого з трьох основних порцій (сталь 25ХН3МФА, час відливання близько 30 годин, потужність обігріву 19000-2200 кВт), була виготовлена поковка валу ротора турбогенератора завдовжки 10,5 м і діаметром бочки 1100 мм Дослідження цієї поковки проводилося спільно з ЛПЕО “Електросила” і ПО “Іжорський завод”. Якість металу ротора зі зливка ПЕШО порівнювалася з властивостями металу подібних роторів, виготовлених зі зливка ЕШП і звичайного.

За даними хімічного аналізу проб металу розподіл елементів за висотою і перетином зливка ПЕШВ масою 75 т порівняно рівномірний. Відсутня негативна ліквація в донній його частині та позитивна в головній частині. Характерним для досліджуваного зливка є зниження вмісту сірки та неметалевих включень, а також кисню в напрямі від поверхні до осьової зони. Це є результатом дифузійного розкислювання та рафінування металу шлаком. У досліджуваному зливку немає, так характерного для звичайних зливків, різкого зниження густини литого металу та механічних властивостей в осьовій зоні, що свідчить про створення при ПЕШВ сприятливих умов кристалізації.

У зонах злиття порцій скупчення ліквуючих елементів і включень відсутні. Тут спостерігається істотне ущільнення дендритної структури та значне зменшення міждендритних проміжків. Метал у цих зонах має підвищені механічні властивості, особливо показники пластичності.

Крім дисперсності дендритної структури важливим показником для литого металу, що характеризує умови затвердіння в інтервалі кристалізації і багато в чому визначаючим якість отриманого зливка, є ступінь дендритної ліквації. Дані визначення коефіцієнта дендритної ліквації хрому та молібдену в зливку 75-тонни ПЕШВ були зіставлені з аналогічними даними для звичайного зливка і зливка ЕШП, отриманого з такої ж сталі. При цьому ступінь мікроліквації оцінювали як відношення концентрації елемента в міжосних ділянках до вмісту його в початковому металі, оскільки такий показник є найхарактернішим і зручним для зіставлення можливостей різних технологій. Як видно (рис. 10), в зливку ПЕШВ збагачення міждендритного розплаву молібденом і хромом значно менше, ніж у звичайному зливку. За ступенем розвитку дендриитної ліквації метал ПЕШВ близький до металу ЕШП.

Таким чином, дослідження зливка ПЕШВ масою 75 т показали, що даний спосіб забезпечує істотне, в порівнянні зі звичайним відливанням, поліпшення умов затвердіння металу та може бути з успіхом застосований для отримання крупних сталевих заготовок.

Підтвердили це і дослідження якості металу ротора, виготовленого зі зливка ПЕШВ. Згідно з отриманими результатами щодо хімічної однорідності, вмісту газів і неметалевих включень, а також механічних властивостей показники дослідної поковки близькі до тих, що має поковка ЕШП, і значно перевершують аналогічні показники поковки зі звичайного зливка. Так, в зразках, відібраних із осьової зони бочки валу, температура переходу металу ПЕШВ і ЕШП в крихкий стан складає відповідно 10-15 і 10-12 єС, тоді як в металі поковки зі звичайного зливка даний показник знаходиться на рівні 30-35 єС. Підвищений рівень механічних властивостей металу роторів ЕШП і ПЕШВ значною мірою пояснюється порівняно низьким вмістом у них неметалевих включень, сприятливою їх формою та розподілом. Так, середній вміст в металі ротора ПЕШВ кисню складає 0,002- 0,003 %, а оксидів 0,004-0,005 %, причому переважна їх кількість має розмір до 10 мкм. Приблизно на такому ж рівні знаходиться вміст кисню та оксидів в роторі ЕШП, тоді як в металі звичайних роторів вміст в 2 - 3 рази вище.

На підставі всестороннього дослідження як в литому, так і в деформованому стані металу ПЕШВ можна зробити висновок, що даний метод є одним з найбільш ефективних для виготовлення високоякісних крупних (масою десятки тонн) сталевих зливків для виробництва відповідальних виробів з поліпшеними службовими характеристиками, що забезпечують зрештою стабільність і довговічність виготовлених агрегатів і машин.

Електрошлакова плавка некомпактної шихти.

Електрошлаковий процес з невитратними електродами став основою для великого числа електрошлакових технологій, у тому числі електрошлакової плавки некомпактної металевої шихти у водоохолоджуваному кристалізаторі. Одним з найефективніших застосувань такої технології став розроблений в ІЕЗ ім. Є.О.Патона в кінці 80-х років минулого сторіччя спосіб електрошлакового (ЕШР) рафінування електролітичного марганцю. Останнім часом він отримав подальший розвиток, а саме - процес рафінування марганцю був суміщений з виплавкою сплавів на його основі, зокрема високодемпфуючих сплавів системи марганець-мідь. Демпфуюча здатність, будучи структурно чутливою характеристикою, залежить як від хімічного складу та чистоти металу, так і від способу його отримання. При традиційному методі виробництва подібного матеріалу, плавкою в індукційних печах з подальшим розливанням у виливниці, внаслідок високої хімічної активності та пружності парів марганцю метал надмірно забруднюється оксидами та екзогенними неметалевими включеннями, а його втрати на угар нерідко складають 7 - 10 %. Крім того, велика об'ємна усадка марганцево-мідних сплавів, підвищена в'язкість і поверхневе натягнення при температурах кристалізації сприяють формуванню глибокої та розвинутої усадкової раковини, макро- і мікропористості литих заготовок.

При відпрацюванні технології електрошлакової виплавки та рафінування (ЕШВР) зливків середнього складу 73Mn -25Cu - 2Ni (тут нікель уводиться для підвищення корозійної стійкості сплаву) була визначена критична швидкість плавки (V_КР), при якій шихта з мідної та нікелевої стружки і лусок електролітичного марганцю, що подається в шлакову ванну, повністю в ній розплавляється до досягнення металевої ванни. Експериментально установлено, що при швидкості плавки (подачі шихти) V_ПЛ = (0,80 - 0,85)· V_КР сплавлення марганцю, міді та нікелю відбувається в шлаковій ванні при їх русі через шлаковий розплав. Це забезпечує формування однорідної металевої ванни та відповідно однорідного за складом сплаву по перетину і висоті зливка, що виплавляється.

Крім того, на основі отриманих у даній роботі даних про вплив складу шлаку на поведінку вуглецю та рафінування металу при електрошлаковій обробці, ураховуючи більш низьку активність марганцю в демпфуючому сплаві та наявності в ньому міді, інертної по відношенню до вуглецю, була скоректована технологія плавки. Замість шлаку АНФ-6 з добавками СаО і для здійснення електрошлакового процесу водоохолоджуваних невитратних металевих електродів, що раніше застосовувалися при ЕШР електролітичного марганцю, використовувалися шлак АНФ-34 і графітовані електроди. Як показали спеціально проведені експерименти, в цьому випадку вміст вуглецю в отриманому сплаві практично не збільшується, а ступінь рафінування від сірки забезпечується на високому рівні.

Виплавлені за розробленою технологією зливки ЕШВР щільні, без крихкостіі і пор, усадкова раковина в них практично відсутня, поверхня заготовок рівна, без якихось дефектів, тобто вихід придатного фактично складає 100 %. Розподіл легуючих елементів по висоті і перетину зливків рівномірний, в основному об'ємі зливка відхилення від середнього складу знаходиться в межах помилки аналізу. Хімічний аналіз також показав, що метал при ЕШВР очищається від шкідливих домішок. Вміст сірки в ньому зменшується в 5-10 разів у порівнянні з концентрацією цього елемента в початковому електролітичному марганці та складає 0,01 - 0,015 %. Знижується і вміст фосфору приблизно в 1,5 рази і звичайно знаходиться на рівні 0,005-0,010%. Вміст вуглецю практично такий же, як і в початковому электролітичному марганці і не перевищує 0,1 %.

Випробування різними видами пластичної деформації (гаряча та холодна прокатка, вигинаючи випробування і т.д.) показали, що отриманий методом ЕШВР метал має хороші пластичні властивості, а це побічно свідчить про його чистоту, оскільки цей сплав при забрудненні неметалевими включеннями і домішками схильний до окрихчування та важко піддається обробці тиском. Із виплавлених зливків були отримані листи товщиною від 2,5 до 5,0 мм з високим виходом придатного. У відходи йшла лише вузька окрайка периметра листів і порівняно невелика за масою (менше 3 %) ділянка з головної частини зливка.

Характеристику демпфуючої здатності, так званий логарифмічний декремент коливань (), визначали за шириною резонансного піку при поперечних коливаннях консольно закріплених зразків. Приведені на рис. 11 залежності показують, що логарифмічний декремент коливань отриманого марганцевомідного сплаву має високі значення у всьому діапазоні амплітуд відносної деформації і досягає 12 %, що знаходиться на рівні кращих зразків для подібного металу та на порядок вище, ніж у чавуну, часто вживаного в якості вібропоглинаючого матеріалу. Також нижчі, ніж в металі ЕШВР, демпфуючі властивості ряду дуже близьких за вмістом марганцю та міді сплавів, виплавлених в індукційній печі.

Одним із можливих практичних застосувань вібропоглинаючих сплавів можуть бути конструктивні елементи (деталі), які зазнають в процесі експлуатації високий рівень вібрації. Подібні елементи (деталі) частіше за все зустрічаються в різних агрегатах транспортних машин, зокрема двигунах. За погодженням з конструкторським відділом заводу “Мотор-січ” для натурних випробувань отриманого металу були вибрані деталі, які в теперішній час виготовляються зі сталі та від яких залежить вірогідність виникнення небезпечного рівня вібрацій закріплених на них агрегатів і приладів (рис. 12). А саме, кронштейни кріплення агрегату запалення (№ 1, № 2) і пускового паливного насоса (№ 4) газотурбінного двигуна АИ8-3Б, а також кронштейн кріплення датчика вертикальної вібрації газотурбінного двигуна Д18Т (№ 3).

Як видно з рис. 13, декремент коливань деталей № 1 і № 2 із марганцевомідного сплаву досягає 10-11%, що в 8-10 разів більше, ніж у таких же деталей зі сталі. Слід зазначити досить високий рівень демпфуючої здатності обох деталей при малих значеннях , що є додатковою перевагою з точки зору звукоізоляції та акустичного напруження.

Значення деталі № 3 з марганцево-мідного сплаву в дослідженому діапазоні амплітуд деформації складають 6,3 - 7,3 %, а це перевищує аналогічний показник сталевого кронштейна в 8-16 разів. При цьому амплітудна залежність декремента коливань незначна. Демпфуючі властивості деталі № 4 з марганцевомідного сплаву виявилися виключно високими. Значення складають 17,5 - 24 %, що майже в 50 разів більше, ніж для звичайних конструкційних сталей.

Викладені результати експериментальної оцінки демпфуючих властивостей марганцевомідного сплаву, отриманого методом електрошлакової виплавки та рафінування, свідчать про високу їх вібропоглинаючу здатність. Логарифмічний декремент вигинаючих коливань виготовлених із металу ЕШВР зразків і ряду натурних деталей газотурбінних двигунів на порядок перевищує аналогічний показник поширених конструкційних сталей та деталей з них.

Враховуючи комплексне поліпшення якості металу, що досягається при електрошлаковій плавці та рафінуванні, додатково були проведені експерименти і дослідження з використанням у шихті замість дефіцитного та дорогого електролітичного марганцю марки Мр-0 більш дешевого металургійного марганцю марки Мр-1, який у великих кількостях виробляється в Україні. У цьому випадку відпадає необхідність у попередній дегазації марганцю, більш того, можна використовувати не діловий марганець, а його відсів у вигляді дріб'язку та крупного пилу. Як показали проведені випробування, практично за всіма показниками, у тому числі за пластичними та демпфуючими властивостями, метал, виплавлений з використанням металургійного марганцю, не відрізнявся від металу, де в шихті застосовувався електролітичний марганець. Тому при електрошлаковій виплавці марганцевомідних сплавів, на відміну від традиційних методів плавки, можна використовувати і низькосортний марганець без особливої шкоди для механічних і функціональних характеристик отриманого матеріалу.

Таким чином, метод ЕШВР із урахуванням забезпечення високого виходу придатного при виплавці зливків, а також можливості використання в якості шихтових компонентів низькосортних відходів (відсів, стружка) є досить перспективним для виробництва високоякісних марганцевомідних демпфуючих сплавів, що використовуються для виготовлення різних вібропоглинаючих пристроїв.

Крім чисто металевих некомпактних матеріалів, таких як розглянуті вище, а також, наприклад, стружки міді, титану, жароміцних та інструментальних сталей і сплавів, електрошлакова плавка з невитратними електродами знаходить застосування для переробки металовміщующих матеріалів. Такими є, наприклад, шлакометалеві відходи кольорової промисловості, які являють собою конгломерат корольків металу та шлаку з покривного флюсу, частинок футеровки і оксидів компонентів сплаву (міді, алюмінію, цинку, кремнію та інших). Виконані дослідження, показали, що електрошлакова плавка цих і їм подібних відходів, у тому числі шлаків феросплавного виробництва, відходів дифузійного хромування, дозволяє повністю відділити металеву складову від неметалевої. Більш того, уведення до складу шихти відповідних відновників дає можливість додатково витягнути метал, що знаходиться в окисленому стані.

Результати електрошлакової плавки некомпактних шлакометалевих відходів логічно привів до розуміння можливості використовування такого виду плавки для переробки і чисто неметалевих матеріалів з відновленням із них металів. Тобто електрошлакова плавка може служити і для виробництва (виплавки) металопродукції безпосередньо з початкової неметалевої сировини (руд, концентратів, шлаків, різних неметалевих відходів у вигляді шламів, золив і ін.), подібно тому, як це здійснюється в інших металургійних агрегатах, зокрема руднотермічних печах, що призначені для виробництва феросплавів, лігатур і легуючих. Із останніх за характером проведення плавки найбільш близькі до електрошлакового так звані багатошлакові руднотермічні процеси, коли плавка шихти супроводжується утворенням великої кількості шлаку. При подібній плавці кратність шлаку, тобто співвідношення між масою шлаку та металу, що утворюється, досягає 2,5-3,5 і більше. А з урахуванням різниці в питомій вазі рідкого шлаку та металу об'єм першого в багато разів перевищує об'єм другого.

Для багатошлакових процесів енергетично більш вигідна плавка шляхом перетворення електричної енергії в теплову за рахунок опору шлаку. У цьому випадку потужність виділяється усередині шлакової ванни в усьому її об'ємі та існують могутні конвективні потоки, що забезпечують рівномірне прогрівання шлаку і інтенсифікацію розплавлення шихти, що подається на плавку. При цьому шлаковий розплав повинен мати певні фізичні властивості, які дозволяють здійснювати електрошлаковий процес і розділення металевої та шлакової складових. Серед них основними є електричний опір шлаку, його в'язкість і температура плавлення.

Таким чином, електрошлакова плавка мінеральної сировини з метою отримання феросплавів і лігатур застосується в тих випадках, коли при плавці шихти утворюється велика кількість шлакового розплаву, нагрів якого може здійснюватися переважно в режимі опору. Більш того, останнім часом пропонується ряд безшлакових руднотермічних процесів, характерним для яких є плавлення шихти з формуванням навкруги електрода в товщі шихти так званого “тигля”, переводити в режим багатошлакової плавки. Здійснити це можна шляхом відповідного підбору складу шихти. Пояснюється така пропозиція тим, що багатошлакова, по суті електрошлакова, плавка має ряд переваг. У тому числі, можливість використання різноманітної сировини без особливих вимог до її гранулометричного складу та можливість гнучкого управління технологічним процесом із інтенсифікацією та збільшенням ступеня витягання необхідного компонента в метал, тобто зменшенням утрат важливих і дорогих елементів у відвал. При такій плавці електроди занурені в рідкий шлак і потужність, що виділяється за рахунок опору цього шлаку, значно перевищує потужність, що виділяється в дуговому режимі.

Одним із застосувань електрошлакової плавки мінеральної сировини є розроблений нами процес виробництва ванадійвміщуючих лігатур із ванадійвміщуючих шлаків. Раніше за участю співробітників ІЕЗ ім. Є.О. Патона була відпрацьована технологія виплавки 35-40 % ферованадію із золи і шламів теплових електростанцій, що працюють на мазуті. Із урахуванням досвіду цих робіт були виконані дослідження та відпрацьована технологія виплавки ванадійвміщуючих лігатур із ванадієвого конверторного шлаку, що є основним матеріалом для отримання ферованадію. Його середній хімічний склад наступний %: 18-22 V₂O₅; 14-18 SiO₂; 8-11 MnO; 7-10 TiO₂; 2-4 Cr₂O₃; 1-4 CaO; 2-4 MgO; 1-3 Al₂O₃; 0,03-0,06 P; 26-32 Fe_заг.(у вигляді оксидів). Крім того, цей шлак містять металеві включення (залізо) у вигляді корольків у кількості 8-12% (понад 100 %).

Передумовою успішного застосування електрошлакової плавки є висока кратність шлаку, що утворюється, з урахуванням добавок флюсуючих вона складає від 3 до 4, і придатні для цього фізичні властивості початкового конверторного та отримуваного кінцевого шлаків.

На основі виконаного, у тому числі із застосуванням багатоцільового програмного комплексу “Астра-4”, термохімічного аналізу протікаючих при плавці конвертного шлаку окислювльно-відновних процесів, був визначений оптимальний склад шихти для силікотермічної виплавки ванадійвміщуючих лігатур. Надалі в процесі проведення експериментальних плавок на електрошлаковій установці потужністю 260 кВт були уточнені умови підготовки шихти та її склад. У тому числі визначена основність кінцевого шлаку, необхідну для рафінування отримуваної продукції від сірки, а також відпрацьовані технологічні параметри плавки, включаючи оптимізацію геометричних параметрів плавильного простору. Останнє є важливим з точки зору інтенсифікації плавлення шихти.

На основі отриманих на математичній моделі даних про розподіл об'ємної густини джоулевого тепла у шлаковій ванні та виконання експериментів було установлено, що найкращі результати щодо витрат електроенергії та продуктивності досягаються при співвідношенні діаметра плавильного простору до діаметра електрода, рівним 2,3-2,5.

Розроблена технологія силікотермічного відновлення конверторного шлаку пройшла промислову перевірку в модернізованій флюсоплавильній печі УО-109 (конструкція ОКТБ ІЕЗ), оснащеній джерелом живлення потужністю до 1МВт. Було досягнуто ступеня вилучення ванадію 95-97 % при кінцевому вмісту V₂O₅ у відвальному шлаку менше 0,5 %. При цьому з конверторного шлаку стабільно отримуємо в кількості до 50 % від його маси ванадійвміщуючу лігатуру наступного складу у %: 18-20 V; 4-7 Si; 2-6 Cr; 5-10 Mn; 1-2 Ti; 0,1-0,5 З; 0,01-0,05 P; менше 0,01 S; решта заліза. Витрата електроенергії на переробку 1т шихти склала від 700 до 800 кВт·год, а в перерахунку на 1т отриманої лігатури від 3500 до 3800 кВт·год.

Дослідні партії лігатури були випробувані на Дніпровському та Алчевському металургійних комбінатах, які показали її придатність для легування сталі ванадієм. На дану лігатуру розроблені технічні умови, підготовлено техніко-економічне обґрунтовування і розроблений проект цеху, що дозволяє переробляти за даною технологією 10000 т ванадієвих конверторних шлаків щороку.

Роботи в цьому напрямку продовжуються з метою оптимізації технології та зниження виробничих затрат, зокрема, шляхом заміни в шихті частини феросиліцію коксом, тобто створення комбінованого одностадійного карбосилікотермічного процесу. Ще одним перспективним способом виробництва ванадійвміщуючої лігатури може бути дуплекс-процес, тобто двостадійна плавка з первинним відновленням заліза та отриманням збагаченого ванадієм шлаку і виплавкою потім із нього ферованадію зі вмістом ванадію від 40 до 50 %.

ВИСНОВКИ

На основі дослідження та узагальнення фізико-хімічних і теплофізичних процесів електрошлакової плавки з графітованим невитратним електродом розроблені нові технології виробництва високоякісних ковальських зливків методами ЕШВ і ПЕШВ, демпфуючих марганцевомідних сплавів із підвищеними вібропоглинаючими властивостями, а також виплавки ванадійвміщуючої лігатури з ванадієвого конверторного шлаку з високими техніко-економічними показниками.

1. Показано, що для успішної та ефективної реалізації технологічних процесів, що засновані на електрошлаковій плавці з невитратними електродами, необхідно вивчення та наукове узагальнення властивих для неї фізико-хімічних і теплофізичних особливостей.

2. Установлено вплив складів шлаку та металу і температурних умов на перерозподіл вуглецю в системі графітований электрод-шлак-метал. Виявлено, що при певному співвідношенні між оксидами кальцію та кремнію, що містяться в шлаку, зменшується взаємодія шлаку з вуглецем електродів. При концентрації СаО близько 30% в шлак необхідно вводити від 10 до 30 % SiO₂. Рекомендований для застосування при електрошлаковій обробці металів оксидно-фторидний шлак зі вмістом SiO₂ 10-15 %, який за технічних умов ІЕЗ ім. Е.О. Патона отримав позначення АНФ-34.

3. Установлено, що інтенсифікація навуглецювання металу при електрошлаковій обробці починається при температурі шлаку вище 1873 К, коли створюються термодинамічні умови для утворення карбідів кальцію та кремнію, які є основними переносниками вуглецю від шлаку до металу.

4. Термодинамічно обґрунтовано, експериментально підтверджено та запропоновано спосіб фізико-хімічної дії на поведінку вуглецю при електрошлаковій обробці металів за рахунок забезпечення на рівні 1*10^-7 - 1*10^-8 Па окислювально-відновного потенціалу шлакового розплаву регульованими добавками оксидів заліза.

5. Розроблена методика та експериментально визначена в широкому концентраційному та температурному діапазонах сульфідна ємність оксидно-фторидних розплавів системи CaF₂ - CaO - Al₂O₃ - SiO₂, що є основою шлаків, які використовуються в електрошлакових технологіях. Установлено позитивний вплив фториду кальцію при концентраціях до 30-40 % на рафінуючі можливості таких шлаків. Визначено, що сульфідна ємність кремнійвміщуючих шлаків ЕШП, таких як АНФ-29 і АНФ-32 в 2-3 рази віще, ніж у безкремністого шлаку АНФ-6.

6. Розрахунковими методами виявлені особливості та закономірності формування сталевого зливка в умовах електрошлакового відливання (ЕШВ). Розроблений і реалізований на практиці удосконалений диференційований режим електрошлакового обігріву, який при формуванні зливка ЕШВ діаметром 800 мм масою 7 т забезпечує скорочення протяжності двофазної зони на 250-300 мм і зменшення локального часу кристалізації на 1000 с, що дозволяє значно покращити якість отриманого металу. Вивчені особливості кінетики кристалізації металу при порційному електрошлаковому відливанні (ПЕШВ), розроблені режими ПЕШВ крупних зливків, у тому числі масою 75 т в кристалізаторі діаметром 1800 мм

7. Розроблена технологія виробництва зливків ЕШВ на спеціалізованій установці УО-106. Виконаний повний комплекс досліджень якості зливків ЕШВ масою до 7 т із різних сталей, у тому числі 38ХН3МФА і 9Х2МФА в литому та і деформованому стані. Визначено, що за всіма показниками - макробудові, густині, однорідності, вмісту та розподілу неметалевих включень, механічним властивостям і т.д. зливки ЕШВ перевершують зливки традиційного виробництва, що позитивно позначається на отриманих виробах. Так, стійкість валів холодного прокату, виготовлених зі зливків ЕШВ, на 40 % вище, ніж аналогічних виробів зі звичайних зливків.

8. Показано, що якість металу крупних зливків порційного електрошлакового відливання знаходиться на рівні, що досягається при електрошлаковій переплавці, і значно перевершує якість металу звичайного виробництва. Підтверджено дослідженнями металу зливка ПЕШВ масою 75 т в литому стані та поковки ротора турбогенератора, виготовленого зі зливка ПЕШО масою 70 т, що даний метод є одним із найбільш ефективних для виготовлення високоякісних крупних (масою десятки тонн) сталевих заготовок, що використовуються для виробництва відповідальних виробів із поліпшеними службовими характеристиками.

9. Розроблена технологія електрошлакової виплавки та рафінування (ЕШВР) з некомпактної шихти зливків демпфуючого марганцевомідного сплаву середнього складу 73 %Mn - 25 %Cu - 2 %Ni, яка забезпечує високий вихід придатного, однорідність хімічного складу по висоті і перетину зливків і зниження вмісту в металі сірки та неметалевих включень. Установлено, що вібропоглінаючі властивості виробів з отриманого методом ЕШВР сплаву знаходиться на рівні кращих зразків для подібного металу. Показано, що розроблений метод, у тому числі із застосуванням металургійного марганцю замість електролітичного, є перспективним для виробництва високоякісних марганцевомідних сплавів, призначених для виготовлення різних вібропоглинаючих пристроїв.

10. Виконано термодинамічний аналіз окислювально-відновних процесів при силікотермічному отриманні з конверторного ванадіевого шлаку ванадійвміщуючих лігатур. Відпрацьована технологія електрошлакової виплавки з ванадійвміщуючого шлаку одностадійним методом при ступені витягання ванадію 95-97 % лігатури складу, %: 18-20 V, 4-7 Si, 2-6 Cr, 5-10 Mn, 1-2 Ti, 0,1-0,3 С, 0,01-0,04 Р, менше 0,01 %S, решта заліза. При цьому залишковий вміст V₂O₅ в шлаку, що переробляється, складає менше 0,5 %.

СПИСОК ОПУБЛІКОВАНИХ ПРАЦЬ

1. Воронин А.Е., Крутиков Р.Г., Биктагиров Ф.К., Тарасевич Н.И. и др. Исследование электрошлаковой отливки крупных слитков // Специальная электрометаллургия, 1984. - вып. 56. - С.11-15.

2. Воронин А.Е., Латаш Ю.В., Биктагиров Ф.К. и др. Влияние состава стали на распределение углерода между шлаком и металлом при электрошлаковой обработке // Специальная электрометаллургия, 1984. - вып. 57. - С. 12-17.

3. Биктагиров Ф.К., Воронин А.Е., Латаш Ю.В., Крутиков Р.Г.,Тарасова Е.Ю. К оценке обессеривающей способности оксидно-фторидных шлаков // Специальная электрометаллургия, 1985. - вып. 59. - С.3-9.

4. Латаш Ю.В., Биктагиров Ф.К., Крутиков Р.Г., Воронин А.Е., Фесенко А.Н. Тепловой баланс шлаковой ванны при однофазной и трехфазной схемах токоподвода в условиях электрошлакового процесса с нерасходуемыми электродами // Специальная электрометаллургия, 1986. - вып. 61. - С.11-14.

5. Флюс: А.с. 754864 СССР, МКИ С 21 С 5/56 / Ю.В. Латаш, А.Е. Воронин, Крутиков Р.Г., Матях В.Н. , Биктагиров Ф.К., Волкотруб Н.П., Пшеничный Б.А. (СССР). - № 2648540; Заявл. 24.07.78.

6. Способ электрошлаковой отливки слитков: А.с. 1441800 СССР, МКИ С 22 В 9/18 / В.Г.Падалка, Н.А.Цвященко, Я.М.Васильев, Л.Я.Левков, Ю.В.Латаш, А.Е.Воронин, Ф.К.Биктагиров, Н.А.Решетилов (СССР). - № 4156072; Заявл. 22.09.86.

7. Установка для электрошлаковой отливки слитков: А.с. 1489197 СССР, МКИ С 22 В 9/18 / Латаш Ю.В., Рейда Н.В Костюченко А.И., Думчев А.Е., Пшеничный Б.А., Воронин А.Е., Дидыченко В.И., Биктагиров Ф.К. и др. (СССР). - № 4271595; Заявл. 29.06.87 .

8. Способ электрошлаковой отливки слитков: А.с. 1490989 СССР, МКИ С 22 В 9/18 / Ю.В. Латаш, Ф.К. Биктагиров, А.Е. Воронин, Б.А. Пшеничный, Р.Г. Крутиков, В.Б. Тынянкин (СССР). - № 4349691; Заявл. 10.10.87.

9. Латаш Ю. В., Воронин А.Е., Биктагиров Ф.К. и др. Крупные кузнечные слитки порционной электрошлаковой отливки // Электрошлаковый переплав, вып. 9. - Киев: Наукова думка, 1987. - С. 78-84.

10. Латаш Ю. В., Биктагиров Ф.К., Левков Л.Я., Воронин А.Е., Струина Т.А., Фетисова Т.Я. Методика экспериментального определения сульфидной емкости оксидно-фторидных шлаков // Проблемы специальной электрометаллургии. - 1989. - № 3. - С. 6-11.

11. Воронин А.Е., Латаш Ю.В., Крутиков Р.Г., Биктагиров Ф.К. и др. Влияние технологических параметров электрошлаковой обработки на загрязненность конструкционных сталей неметаллическими включениями // Проблемы специальной электрометаллургии. - 1989. - № 4. - С. 7-12.

12. Латаш Ю.В., Биктагиров Ф.К., Воронин А.Е. и др. Влияние порционной электрошлаковой отливки на свойства металла ротора турбогенератора // Специальная электрометаллургия, 1989. - вып. 67. - С. 21-26.

13. Латаш Ю.В., Биктагиров Ф.К., Вихриев С.Б. и др. Свойства роторов, изготовленных из слитков различных способов производства // Проблемы специальной электрометаллургии. - 1990. - № 1. - С. 21-28.

14. Биктагиров Ф.К., Латаш Ю.В., Воронин А.Е.,Фетисова Т.Я. Сравнительная оценка сульфидной емкости оксидно-фторидных шлаков // Проблемы специальной электрометаллургии. - 1991. - № 4. - С. 3-5.

15. Биктагиров Ф.К., Демченко В.Ф., Пшеничный Б.А., Воронин А.Е. Влияние параметров режима электрошлаковой отливки на формирование слитка // Проблемы специальной электрометаллургии. - 1996. - № 1. - С. 21-24.

16. Биктагиров Ф.К., Латаш Ю.В., Пшеничный Б.А., Крутиков Р.Г. Электрошлаковая отливка слитков на установке УО - 106 // Проблемы специальной электрометаллургии. - 1997. - № 2. - С. 7-12.

17. Латаш Ю.В., Биктагиров Ф.К., Крутиков Р.Г. и др. Электрошлаковое рафинирование и выплавка марганцевомедных сплавов высокого демпфирования // Проблемы специальной электрометаллургии. - 1999. - № 1. - С. 3-8.

18. Скородзиевский В.С., Устинов А.И., Латаш Ю.В., Биктагиров Ф.К. и др. Структура и демпфирующие свойства сплава Mn-23Cu-2Ni, полученного с использованием технологии электрошлаковой плавки и рафинирования // Металлофизика и новейшие технологии. - 2001. - т. 23, № 5. - С. 615-626.

19. Яковлев А.П., Токарь И.Г., Скородзиевский В.С., Биктагиров Ф.К. Демпфирующие и упругие свойства некоторых марганцево-медных сплавов индукционной плавки и электрошлакового рафинирования и возможность использования этих материалов для деталей крепления агрегатов ГТД // Вибрации в технике и технологиях. - 2001. - №4. - С. 127-130.

20. Биктагиров Ф.К. Применение электрошлакового процесса с нерасходуемыми электродами для плавки, рафинирования и обработки металлов. Сообщение 1 // Проблемы специальной электрометаллургии. - 2002. - № 4. - С. 11-17.

21. Биктагиров Ф.К. Применение электрошлакового процесса с нерасходуемыми электродами для плавки, рафинирования и обработки металлов. Сообщение 2 // Современная электрометаллургия. - 2003. - № 1. - С. 5-9.

22. Биктагиров Ф.К., Крутиков Р.Г, Скородзиевский В.С., Токарь И.Г. Применение электрошлакой технологии для получения демпфирующих сплавов системы Mn-Cu // Специальная металлургия: вчера, сегодня, завтра. Материалы международной научно-технической конференции. - Киев: Политехника, 2002. - С. 158-162.

23. Биктагиров Ф.К. Сульфидная емкость оксидно-фторидных шлаков // Современная электрометаллургия. - 2003. - № 4. - С. 14-16.

24. Биктагиров Ф.К., Крикент И.В. Особенности теплового взаимодействия между шлаком и металлом в условиях электрошлакового обогрева // Современная электрометаллургия. - 2004. - № 4. - С. 13-17.

25. Жадкевич М.Л., Биктагиров Ф.К., Шаповалов В.А., Игнатов А.П., Гнатушенко А.В. О применении электрошлаковой плавки для получения ферросплавов и лигатур из минерального сырья // Современная электрометаллургия. - 2005. - № 1. - С. 12-16.

26. Спосіб електрошлакової відливки зливків. Деклараційний патент на корисну модель № 7632, Україна. МПК⁷ С22В9/18 / Біктагіров Ф.К., Шаповалов В.О., Ігнатов А.П., Гнатушенко О.В.; Заявл 22.03.04; Опубл. 15.07.2005, Бюл. № 7.

27. Биктагиров Ф.К., Шаповалов В.А., Игнатов А.П., Гнатушенко А.В. Качество марганцево-медного сплава электрошлаковой выплавки из некомпактной шихты // Вісник ДДМА. - 2006. - № 3. - С. 54-57.

28. Спосіб електрошлакового нагрівання і плавки металів. Патент на винахід № 79604, Україна. МПК⁷ С22В9/18 / Біктагіров Ф.К., Демченко В.Ф., Лісний О.Б., Шаповалов В.А.; Заявл 19.07.05; Опубл. 10.07.2007, Бюл. № 10.

29. Биктагиров Ф.К. Худик Б.И., Жадкевич М.Л. и др. Производство ванадийсодержащих лигатур с использованием электрошлаковой технологии // Современная электрометаллургия. - 2007. - № 3. - С. 7-11.

Размещено на Allbest.ru