close

Вход

Забыли?

вход по аккаунту

?

175.Основы получения отливок из сплавов на основе железа учебное пособие для студенов вузов, обучающихся по направле

код для вставкиСкачать
Министерство образования и науки Российской Федерации
Сибирский федеральный университет
ОСНОВЫ ПОЛУЧЕНИЯ ОТЛИВОК
ИЗ СПЛАВОВ НА ОСНОВЕ ЖЕЛЕЗА
Рекомендовано Федеральным государственным бюджетным образовательным учреждением высшего профессионального образования «Московский государственный технический университет имени Н. Э. Баумана»
в качестве учебного пособия для студентов высших
учебных заведений, обучающихся по направлению подготовки 150400.62 «Металлургия», 17.06.2013
Красноярск
СФУ
2014
1
УДК 669.112(07)
ББК 34.222я73
О-753
О-753
Основы получения отливок из сплавов на основе железа :
учеб. пособие / А. И. Булгакова, Т. Р. Гильманшина, В. Н. Баранов,
Т. Н. Степанова. – Красноярск : Сиб. федер. ун-т, 2014. – 220 с.
ISBN 978-5-7638-2926-6
В учебном пособии рассмотрены особенности кристаллизации сплавов
на основе железа, а также технологические, литейные и эксплуатационные свойства чугуна и стали.
Предназначено для студентов, обучающихся по направлению подготовки
150400.62 «Металлургия».
Электронный вариант издания см.:
http://catalog.sfu-kras.ru
УДК 669.112(07)
ББК 34.222я73
© Сибирский федеральный
университет, 2014
ISBN 978-5-7638-2926-6
2
ВВЕДЕНИЕ
Металлы – наиболее распространенные материалы, широко используемые во всех отраслях промышленности.
Одним из основных методов производства, от получения жидких
сплавов до изготовления отливок для всех отраслей промышленности,
и прежде всего для машиностроения, является литейное производство, которое позволяет обеспечивать однородность структуры и свойств литых
изделий, а также получать отливки любых размеров и масс.
Формообразование отливок осуществляется из материалов в расплавленном состоянии. В этом важнейшее достоинство и перспективность
технологии литья, так как для придания детали любой конфигурации
из любого расплава требуются минимальные затраты энергии. Но это же
приводит к главному недостатку отливок: в результате затвердевания расплава в них возникает ряд дефектов, ухудшающих свойства отливок. Для
предотвращения этих дефектов необходимо знание технологии выплавки
и особенностей получения отливок из конкретных сплавов.
Производство стальных и чугунных отливок непрерывно расширяется.
Ни один из промышленных металлов и сплавов не является столь универсальным с точки зрения диапазона свойств, как сталь и чугун. Путем
рационального легирования, модифицирования и термической обработки
достигаются оптимальные физико-механические свойства отливок, обусловливающие надежность и долговечность машин и конструкций. Стальное и чугунное литье применяют тогда, когда от металла требуются примерно такие
же свойства, как от катаной или кованой продукции, а получение изделий
заданной формы с экономической или технологической точки зрения более
целесообразно путем литья.
В настоящем учебном пособии теоретический материал делится на
два раздела: «Производство отливок из чугуна» и «Производство отливок
из стали». Особое внимание авторы уделили современным представлениям
об эксплуатационных, технологических и литейных свойствах чугунов
и сталей, а также методикам определения этих свойств и формированию
служебных характеристик сплавов в отливках. В пособии подробно рассмотрены свойства чугунов и сталей, которые должны учитываться технологами при ведении плавки и разработке технологического процесса изготовления отливок из чугунов и сталей. Изложены физико-химические
и технологические основы плавки чугунов и сталей, приведены схемы печей и принципы их действия. Вопросы конструкции печей освещены лишь
в том объеме, который обеспечивает понимание технологии и методов
управления технологическими процессами плавки.
3
Глава 1
ПРОИЗВОДСТВО ОТЛИВОК ИЗ ЧУГУНА
1.1. Общие сведения
о структуре и свойствах чугунов
Современное состояние, перспективы и задачи производства
железоуглеродистых сплавов. Основные направления
повышения эффективности производства отливок
Фасонные отливки применяются во всех отраслях промышленности.
Область применения литых деталей постоянно расширяется, так как помимо
общего роста машиностроительного производства происходит замена деталей из поковок, штамповок и проката отливками, что обусловливает
большую экономию металла и снижение затрат труда.
Из чугуна получают около 80 % фасонного литья в мире. В мировом
производстве масса фасонных стальных отливок составляет 15 % и лишь
5–6 % приходится на отливки из сплавов цветных металлов.
Широкое распространение отливок из чугуна и стали объясняется
тем, что эти материалы обладают многими ценными качествами, в частности высокими (у чугуна) и удовлетворительными (у стали) литейными
свойствами, легко обрабатываются резанием. Важным обстоятельством
является также сравнительно невысокая стоимость чугуна и стали.
Современное машиностроение значительно повысило требования,
предъявляемые к чугунным отливкам. Применение чугуна для ответственных деталей потребовало улучшения качества чугуна, главным образом
его структуры. Для получения легированных и модифицированных чугунов появилась необходимость введения в чугун специальных добавок.
Задача изготовления качественных отливок из серого чугуна с улучшенной структурой сводится к получению однородного перлитного чугуна
во всех частях отливки независимо от толщины стенок. Такая структура
может быть получена регулированием химического состава, температуры
выпускаемого из печи чугуна и скорости охлаждения его в форме. Для этого суммарное содержание в отливке углерода и кремния обеспечивают
равным 4 %. Чугун перегревают до температуры 1 500 оС и замедляют
охлаждение его в форме.
Легированными называют чугуны, в состав которых введены специальные примеси: никель, хром, молибден, титан и др. В результате введения этих примесей наблюдается повышение механических свойств чугуна.
4
Влияние легирующих элементов весьма разнообразно и в настоящее время
позволяет применять чугун там, где раньше применялась сталь.
На практике наибольшее значение имеет модифицирование чугуна.
Во время выпуска серого чугуна из вагранки или другого плавильного
агрегата в расплав добавляется небольшое количество (0,5–0,6 %) специальных графитизирующих присадок – модификаторов. Серый излом этих
отливок объясняется тем, что структурно модифицированный чугун представляет собой перлит с включениями пластинок графита. Термообработка
такого чугуна повышает его механические свойства, приближая их к свойствам стали.
В качестве модификаторов могут служить 75 %-ный ферросилиций,
силикокальций (СК10) и др. Введение этих модификаторов может производиться в ковш во время наполнения его чугуном или же на желоб,
в струю металла, во время выпуска чугуна из плавильного агрегата. После
ввода модификаторов и перемешивания чугуна время выдержки до заливки
чугуна в формы должно быть 2–4 мин. При более длительных выдержках
заметного изменения структуры и механических свойств не происходит.
В результате модифицирования образуется более мелкозернистая
металлическая основа чугуна. Кроме того, графитовые включения равномернее распределяются в металлической основе в виде тонких и коротких
включений. Это обеспечивает значительное повышение механических
свойств модифицированных чугунов по сравнению с серыми. Такой чугун
применяется для изготовления ответственных деталей машиностроения,
таих как рамы двигателей, тонкостенные отливки сложных форм (толщина
стенок до 6 мм), поршневые кольца, цилиндры, малые коленчатые валы,
головки блока и т. д. Модифицирование применяется также как способ
устранения отбела в тонких сечениях чугунных отливок. В ряде случаев
модифицированный чугун применяется в качестве антифрикционного
материала – заменителя бронз.
В ближайшей переспективе чугун останется ведущим конструкционным материалом. Диапазон технических свойств чугуна весьма широк:
серый чугун (СЧ) имеет хорошие антифрикционные свойства, высокопрочные и ковкий чугуны отличаются высокой прочностью и пластичностью.
По износостойкости, низкой чувствительности к надрезам и технологичности
чугун превосходит сталь.
Получение чугуна различных марок потребовало совершенствования
традиционных и разработки новых процессов плавки и внепечной обработки чугуна. Сегодня внедряются современные коксовые, коксогазовые
и газовые вагранки, широкое распространение получают электроплавка
и плавка чугуна дуплекс-процессом (вагранка – электропечь).
В общем случае можно рекомендовать применение вагранок (коксовых
с холодным или горячим дутьем, коксогазовых, газовых) для получения
5
серого чугуна до марки СЧ30; дуплекс-процесса – для СЧ35 и ковкого чугуна (КЧ); индукционных тигельных печей – для СЧ25, СЧ30, легированных и специальных чугунов, ковких чугунов и чугунов с шаровидным графитом (ВЧ), вермикулярным графитом (ЧВГ), а также для чугунов любых
других марок при использовании в шихте стальных отходов.
Таким образом, чугун – это уникальный литейный сплав, имеющий
хорошие литейные свойства. Кроме того, он и дешевле стали.
Структурные составляющие и свойства сплавов
в жидком и твердом состояниях
Чугуны представляют собой сплавы железа, содержащие свыше 2,14 %
углерода и примеси кремния от 0,4 до 3,5 %, марганца от 0,2 до 1,5 %,
фосфора от 0,04 до 1,5 % и серы от 0,02 до 0,2 %.
Структура и свойства чугуна в основном определяются тем, в каком количестве и в каком виде (свободном или связанном) содержится в нем углерод.
Свободный углерод в чугуне представляет собой равномерно распределенные
в металлической основе сплава включения графита – неметаллического материала, обладающего малой прочностью и твердостью, имеющего в различных
чугунах разную форму: пластинчатую, шаровидную, хлопьевидную.
Связанный углерод входит в состав чугуна в виде химического
соединения Fe3C – цементита. Чем больше по количеству и размерам
включения графита в чугуне, тем меньше его прочность. Наиболее высокими механическими свойствами обладают высокопрочные чугуны с шаровидной формой графита и ковкие чугуны, в которых благодаря специальной термической обработке обеспечивается выделение углерода отжига
в виде хлопьевидных частиц. Высокое (от 2 до 4 %), по сравнению со сталями, содержание углерода в чугуне оказывает положительное влияние
на литейные свойства чугуна: понижает температуру плавления, повышает
жидкотекучесть, уменьшает усадку. Поэтому из чугуна можно получать
более тонкостенные, чем из стали, отливки, меньше расходовать металла
на литниковую систему и прибыли.
Итак, к основным составляющим структуры различных чугунов,
определяющим их свойства, помимо графита относят феррит, цементит,
перлит, аустенит, ледебурит.
Феррит (Ф) – твердый раствор углерода (до 0,02 %) в α-Fe. Феррит
мягок и пластичен, если не содержит легирующих примесей, повышающих
его твердость, прочность, хрупкость.
Цементит (Ц) (карбид железа – Fe3C) представляет собой химическое соединение (Fe3С), содержащее 93,33 % железа и 6,67 % углерода; является наиболее твердой и хрупкой составляющей чугунов.
Перлит (П) – эвтектоидная механическая смесь цементита и феррита. Мельчайшие частицы цементита, находящиеся в пластичной массе
6
феррита, придают этой смеси хорошие прочностные свойства. В перлите
содержится 0,83 % углерода.
Аустенит (А) – твердый раствор углерода в γ-Fe. Аустенит немагнитен.
Ледебурит (Л) – эвтектическая механическая смесь аустенита и цементита.
Рассмотрим диаграмму состояния железо – углерод (рис. 1).
При температурах, отвечающих линии ВС, из жидкого сплава кристаллизуется А (аустенит), а при температурах, соответствующих линии
CD, – цементит (Fe3C). В точке С при 1 147 ºС и концентрации углерода
4,3 % из жидкого сплава одновременно кристаллизуются А и Fe3C, образуя
эвтектику (ледебурит).
При кристаллизации доэвтектических сплавов (рис. 1), содержащих
от 2,0 до 4,3 % С, из жидкой фазы по достижении температур, соответствующих линии ликвидуса ВС, сначала выделяются кристаллы аустенита,
а при 1 147 ºС (линия ЕС) сплавы окончательно затвердевают с образованием
эвтектики – ледебурита. Следовательно, доэвтектические сплавы после
затвердевания имеют структуру А + Л (ледебурит).
Заэвтектические сплавы, содержащие от 4,3 до 6,67 % углерода, начинают затвердевать по достижении температур, отвечающих линии CD.
Первоначально из жидкой фазы выделяются кристаллы цементита,
а по достижении 1 147 ºС (линия CF) сплавы окончательно затвердевают
с образованием эвтектики – ледебурита. После затвердевания сплавы
получают следующую структуру: кристаллы Ц + Л. Этот цементит, образующийся из жидкой фазы, называется первичным цементитом.
Как было сказано выше, чугуны (по сравнению со сталью) обладают
лучшими литейными свойствами и более низкой температурой плавления.
Однако они хрупки и практически не поддаются ковке. Это объясняется
присутствием в структуре чугунов легкоплавкой и хрупкой эвтектики –
ледебурита (или графита – при стабильном равновесии).
Вторичная кристаллизация. Рассмотрим превращения, протекающие в твердом состоянии. Эти превращения связаны с переходом при охлаждении γ-Fe в α-Fe и, как следствие, с распадом А (аустенита).
Линия ES показывает изменение растворимости углерода в аустените
с 2 % (точка Е) до 0,8 % (точка S). При этом из аустенита выделяется
цементит, который, в отличие от цементита (Fe3C), кристаллизующегося
из жидкой фазы, называется вторичным цементитом.
По достижении 727 ºС происходит распад аустенита с одновременным выделением из него феррита и цементита, образующих эвтектоидную
смесь – перлит. Таким образом, перлит – это механическая смесь двух фаз:
феррит + цементит. Точка Р характеризует предельную растворимость
углерода в феррите (α-Fe) при температуре 727 ºС, она составляет 0,025 %
углерода.
7
8
Рис. 1. Диаграмма состояния железо – углерод
По достижении температуры, соответствующей линии PSK (727 ºС),
аустенит, обедненный углеродом доэвтектоидного состава (точка S соответствует 0,8 % C), превращается в перлит. Таким образом, доэвтектические чугуны после окончательного охлаждения имеют структуру П + Л
(рис. 2, а).
а
б
в
Рис. 2. Микроструктура чугуна, ×500: а – доэвтектический чугун: перлит (темные
участки) и ледебурит (светлые участки); б – эвтектический чугун: ледебурит (темные участки – перлит; светлые – цементит); в – заэвтектический чугун: цементит
(светлые пластины) и ледебурит (темные участки – перлит; светлые – цементит)
Эвтектический чугун (4,3 % С) состоит только из ледебурита,
при температуре выше 727 ºС – из аустенита + цементита, ниже 727 ºС –
из перлита + цементита (рис. 2, б). Ледебурит представляет собой выделения
цементита, часто пластинчатой формы (они плохо травятся), и мелкие
(иногда разветвленные) включения перлита, образовавшегося в участках
залегания аустенита.
Заэвтектический чугун при температурах ниже 727 ºС состоит из
первичного цементита, имеющего форму пластин, и ледебурита (Ц + Л)
(рис. 2, в).
Процесс графитизации и структура серого чугуна. В условиях
стабильного равновесия сплавов Fe–C высокоуглеродистой фазой является
не цементит, а графит.
9
Образование стабильной фазы – графита – в чугуне может иметь место либо за счет непосредственного выделения его из жидкого (твердого)
раствора, либо в результате распада предварительно образовавшегося цементита.
В стабильной системе при температурах, соответствующих линии
C´D´, кристаллизуется первичный графит (Г), а при температурах, соответствующих линии E´C´F´ (1 153 ºС), – эвтектический графит.
По линии S´E´ выделяется вторичный графит (Г), а по линии P´S´K´
(738 ºС) – эвтектоидный графит (рис. 1).
Следует иметь в виду, что образование графита из жидкой фазы возможно лишь при очень малой скорости охлаждения (когда степень переохлаждения не превышает 5 ºС/ч). Ускоренное охлаждение частично или
полностью подавляет кристаллизацию графита и способствует образованию цементита.
В жидком чугуне присутствуют различные включения, многие
из которых (графит, SiO2, Al2O3 и др.) находятся в структурном и размерном
соответствии с кристаллизующимся графитом. Эти частицы играют роль
готовой подкладки, облегчая образование и рост графитных зародышей.
В этом случае процесс образования графита может протекать и при температурах ниже 1 147 ºС.
Для ускорения процесса графитизации из жидкой фазы, в чугун
нередко вводят модификаторы, образующие добавочные центры кристаллизации. При небольших перегревах и малой степени переохлаждения возникают крупные малоразветвленные лепестки графита. При большой степени
переохлаждения и большом перегреве образуются разветвленные тонкие
графитовые лепестки, которые составляют основу эвтектического зерна.
В плоскости шлифа графит имеет вид прямолинейных или завихренных пластинок. Форма и размеры этих включений сильно зависят от температуры перегрева чугуна (выше температуры плавления) и скорости его
последующего охлаждения (степени переохлаждения).
Аустенит, входящий в эвтектику и кристаллизующийся вслед за графитом, отлагается на его поверхности. Если в процессе кристаллизации
образуется цементит (первичный или эвтектический), то при определенных
условиях возможен его распад с образованием аустенита и графита (А + Г).
Процесс образования графита из жидкой фазы, а также распад первичного и эвтектического цементита (Ц) на аустенит (А) и графит (Г)
называют первичной стадией графитизации.
При последующем медленном охлаждении термодинамически возможно выделение вторичного графита из аустенита, называемое промежуточной стадией графитизации.
Образование эвтектоидного графита (Г), а также распад эвтектоидного
цементита на графит и феррит называют второй стадией графитизации.
10
Основная масса графита (Г) в сером чугуне образуется в период первой стадии графитизации. Графит (Г), возникающий на промежуточной
и второй стадиях графитизации, не образует самостоятельных выделений,
а наслаивается на имеющихся графитных включениях, увеличивая их размеры.
Если чугун, в котором углерод находится в виде цементита, подвергнуть
длительному нагреву при высоких температурах, в нем также протекает
процесс графитизации, т. е. распад цементита (Ц) на графит (Г) и феррит (Ф)
при температурах ниже 727 ºС или графит (Г) и аустенит (А) при более высокой температуре.
В зависимости от количества углерода, связанного в цементит, различают следующие виды чугунов [4]:
1) белый чугун, в котором весь углерод находится в виде карбида
Fe3C. Структура такого чугуна – ледебурит (Л) и перлит (П) (рис. 3, а);
а
б
г
в
д
Рис. 3. Структура чугуна, 600
2) половинчатый чугун, в котором большая часть углерода (более 0,8 %)
находится в виде Fe3C. Структура такого чугуна – ледебурит (Л), перлит (П)
и пластинчатый графит (ПГ) (рис. 3, б);
3) перлитный серый чугун. Структура – перлит (П) и пластинчатый
графит (ПГ) (рис. 3, в). В этом чугуне 0,7–0,8 % углерода находится в виде
Fe3C, входящего в состав перлита;
4) феррито-перлитный серый чугун. Структура – перлит (П), феррит
(Ф) и пластинчатый графит (ПГ) (рис. 3, г). В этом чугуне, в зависимости
от степени распада эвтектоидного цементита, в связанном состоянии находится от 0,7 до 0,1 % углерода, входящего в состав перлита (П);
5) ферритный серый чугун. Структура – феррит (Ф) и пластинчатый
графит (ПГ) (рис. 3, д). В данном случае весь углерод находится в виде
графита.
11
Влияние состава чугуна на графитизацию. Химический состав чугуна оказывает на графитизацию большое влияние: Si, C и Al – графитообразующие элементы – ускоряют первую и вторую стадию графитизации;
Ni, Cu ускоряют первую стадию и задерживают вторую стадию; Mn, Cr,
Mo, W, V, Mg – карбидообразующие элементы – задерживают процесс
графитизации и способствуют получению белого чугуна. Влияние S и P
невелико.
Таким образом, процесс графитизации и структура чугуна зависят
от двух основных факторов: от состава чугуна, главным образом от содержания С, Si и Mn, и скорости охлаждения.
Сравнительная интенсивность влияния элементов на графитизацию
(отбеливаемость) выражается следующим рядом:
+ Si, Al, C, Ti, Ni, Cu, Р, Zr, |Nb|, W, Mn, Cr, V, S, Mg, Ce, Te, B –
От ниобия Nb влево возрастает графитизирующая способность,
а вправо – карбидообразующая (т. е. способствующая отбелу).
К графитизированным чугунам относятся серый и ковкий чугуны,
высокопрочный чугун с шаровидным или вермикулярным графитом.
Основные характеристики структурных составляющих чугуна
По ГОСТ 3443–87 структуру чугуна классифицируют по графиту
и по матрице (металлической основе).
Разнообразные формы графита в чугуне – пластинчатый (ПГ), вермикулярный (ВГ), хлопьевидный (ХГ), шаровидный (ШГ) – определяют
основные типы чугунов: серый с пластинчатым графитом (СЧ), с вермикулярным графитом (ЧВГ), высокопрочный с шаровидным графитом (ВЧШГ,
или ВЧ), ковкий с компактным графитом (КЧ).
При оценке графита определяют форму, размер, характер распределения и количество включений.
Ф о р м а г р а ф и т а в значительной степени определяет механические свойства чугунов. В зависимости от вида чугуна различаются следующие формы графита (рис. 4, а):
 для серого чугуна – четыре формы: ПГф1 (пластинчатая прямолинейная), ПГф2 (пластинчатая завихренная), ПГф3 (игольчатая), ПГф4
(гнездообразная);
 для высокопрочного чугуна с вермикулярным графитом – три формы: ВГф1 (узелковая), ВГф2 (извилистая), ВГф3 (утолщенная);
 для чугуна с шаровидным графитом – пять форм: ШГф1 (разорванная), ШГф2 (звездообразная), ШГф3 (компактная), ШГф4 (шаровидная
неправильная), ШГф5 (шаровидная правильная);
 для чугуна с компактным графитом – три формы: КГф1 (нитевидная), КГф2 (хлопьевидная), КГф3 (компактная).
12
Р а з м е р ы в к л ю ч е н и й г р а ф и т а оцениваются по длине l
или по диаметру d (в микронах) от Гразм15 до Гразм1000 баллами. Для оценки пластинчатого графита используются восемь баллов, а для шаровидного
и компактного – только первые шесть. Для оценки определяются средние
значения длины или диаметра трех наибольших включений графита, видимых в поле зрения и измеренных не менее чем в трех местах шлифа.
Пластинчатая
завихренная
Узелковая
Звездообразная
Компактная
Колонии
разветвленные
(междендритные)
Строчечное
а
Веточное
Розеточное
б
Рис. 4. Разновидности графита по форме (а) и распределению включений (б)
Р а с п р е д е л е н и е в к л ю ч е н и й г р а ф и т а оценивается для
пластинчатого, вермикулярного и шаровидного графита (рис. 4, б):
 для пластинчатого графита – девять видов: ПГр1 (равномерное) –
ПГр9 (междендритное пластинчатое);
13
 для высокопрочного чугуна с вермикулярным графитом – пять видов распределения: ВГр1 (равномерное) – ВГр5 (колонии изолированные,
междендритные);
 для чугуна с шаровидным графитом – четыре вида: ШГр1 (равномерное) – ШГр4 (скопление мелких включений).
К о л и ч е с т в о в к л ю ч е н и й г р а ф и т а определяют визуально
на микрошлифах путем сравнения с эталонными структурами или инструментальными методами и обозначают Г2, Г4, Г6, Г10 и Г12, где числа – это
площадь, занимаемая графитом на шлифах, соответственно до 3 %, 3–5 %,
5–8 %, 8–12 % и более 12 %.
Если в структуре чугуна есть графит различной формы, размеры его
включений определяются для каждой формы. При этом следует визуально
оценить процентную долю каждой и указать ее при обозначении структуры.
Матрица чугунов оценивается по типу металлической основы, дисперсности перлита, размеру включений цементита и фосфидной эвтектики
(ФЭ состава Fe–Fe3C–Fe3P с температурой плавления 950 ºС).
Т и п м а т р и ц ы оценивается по шести показателям (типам): феррит (Ф), перлит пластинчатый (Пт1), перлит зернистый (Пт2), троостит (Т),
бейнит (Б), мартенсит (М).
К о л и ч е с т в о п е р л и т а пластинчатого (Пт1) и феррита (Ф)
оценивается в зависимости от средней площади (%), занимаемой тем
и другим на шлифе; в характеристике указывается площадь перлита: П, П96,
П92, П85, П77, П45, П20, П6, П0, остальное по умолчанию феррит (Ф).
Д и с п е р с н о с т ь п е р л и т а (Пд) оценивается по пятибалльной
шкале путем определения расстояния между соседними пластинами
цементита.
С т р у к т у р а л е д е б у р и т а в отбеленных чугунах оценивается
по общей площади включений цементита (%) пятью баллами по шкале от
Ц2 до Ц40 и по площади отдельных наиболее крупных включений цементита (мкм2) пятью баллами по шкале от Ц2000 до Ц25000.
Ф о с ф и д н а я э в т е к т и к а оценивается по четырем основным
параметрам: строению (Ф1 – Ф5), характеру распределения (Фр1 – Фр3),
диаметру ячеек сетки (Фразм250 – Фразм1250) и средней площади (мкм2) трех
наибольших включений (Фп2000 – Фп25000).
Наряду с формой и размерами графита и составляющих матрицы большое значение имеет размер эвтектического зерна. Границы зерен в чугуне
определяются расположением включений фосфидной эвтектики по границам
эвтектического зерна обычным травлением. При низком содержании фосфора,
когда выявить фосфидную эвтектику практически не удается, эвтектическое
зерно выявляют при травлении на ликвацию кремния. В перлитном чугуне эвтектическое зерно выявляется сеткой цементита Ц или ледебурита Л. Для
оценки размеров эвтектического зерна предусмотрено восемь баллов.
14
Итак, наряду со словесным описанием структуры приводят ряд принятых обозначений, например: чугун Гф1–Г2–Гразм90–Пт1–П20–Пд1,0–Ф3;
Фр1–Фразм400–Фп13000.
Классификация сплавов по их составу и свойствам,
области применения. Характеристика служебных
и литейных свойств чугуна. Технологические
и механические свойства чугуна
Структура серого чугуна состоит из металлической основы и вкрапленных в нее пластинчатых включений графита. Поэтому свойства такого
чугуна определяются строением металлической основы и размерами, формой и распределением графитных включений. Графит обладает очень низкими механическими свойствами. Чем больше графитных включений
и чем они крупнее, тем меньше прочность чугуна при одной и той же металлической основе.
Графитные включения можно рассматривать как внутренние надрезы, нарушающие целостность металла. Но графит играет и положительную
роль:
 улучшает обрабатываемость резанием, делая стружку ломкой;
 повышает износостойкость и антифрикционные свойства чугуна
благодаря своему «смазывающему» действию;
 гасит вибрацию и резонансные колебания;
 нарушая сплошность металлической основы и как бы надрезая ее,
делает чугун малочувствительным к всевозможным концентраторам
напряжений (дефектам поверхности, надрезам, выточкам и т. д.);
 улучшает литейные свойства (высокая жидкотекучесть) и, вследствие графитизации, уменьшает коэффициент усадки чугуна.
Следует отметить также, что графитные включения мало снижают
предел прочности при сжатии и твердость, величина которых определяется
главным образом металлической основой чугуна. При сжатии чугун претерпевает значительные деформации, и разрушение имеет характер среза
под углом 45º. Разрушающая нагрузка при сжатии, в зависимости от качества чугуна и его структуры, в 3–5 раз больше, чем при растяжении.
Поэтому чугун рекомендуется использовать для изделий, работающих
на сжатие.
Пластинки графита в меньшей мере, чем при растяжении, снижают
прочность и при изгибе, так как часть металла испытывает сжимающие
напряжения. Предел прочности при изгибе имеет промежуточное значение
между пределом прочности на растяжение и на сжатие.
Известно, что литейные, механические, технологические и специальные свойства чугуна зависят от его химического состава, матрицы,
формы, количества и характера распределения графита, скорости охлажде15
ния, природы шихтовых материалов и др. Плотность чугуна составляет
6,8–7,5 г/cм3, коррозионная стойкость серых чугунов повышается по мере
измельчения графита при однофазной матрице, а также при уменьшении
содержания кремния, фосфора, серы. Окалиностойкость увеличивается при
уменьшении количества графита и его измельчении.
Металлическая основа в серых чугунах обеспечивает наибольшую
прочность и износостойкость, если она имеет перлитную структуру. Присутствие в структуре феррита, не увеличивая пластичности и вязкости
чугуна, снижает прочность и износостойкость. Поэтому наименьшей прочностью обладает ферритный серый чугун.
Ферритные и феррито-перлитные серые чугуны применяют для менее ответственных деталей, испытывающих небольшие нагрузки при работе.
Перлитные серые чугуны применяют для отливки станин, поршней цилиндров (к ним относятся сталистый и модифицированный серый чугун). Сталистые чугуны (при их выплавлении в шихту добавляют 20–30 % стального
лома) отличаются пониженным содержанием углерода, что обеспечивает получение перлитной основы с небольшим количеством графитных включений.
Применяют такие чугуны для деталей, работающих на износ, например
для зубчатых колес, тормозных барабанов, цилиндров паровых машин и т. д.
Литейные свойства чугунов. Как уже говорилось выше, чугуны обладают лучшей жидкотекучестью, чем сталь. Определяется жидкотекучесть по спиральной или комплексной пробе. Чем больше углерода и графита, тем лучше жидкотекучесть.
Усадка чугуна самая низкая (0,7–1,3 %). Она зависит от содержания углерода и графита: чем больше углерода выпадает в виде графита, тем меньше
усадка. Усадка определяется по пробе Большакова или комплексной пробе.
Механические свойства чугунов. Прочность и твердость чугуна
снижаются с увеличением содержания углерода и графита. По сравнению
со сталью прочность чугуна ниже.
Прочность чугуна определяется в соответствии со стандартами:
механические свойства чугунов – по ГОСТ 27208–87; заготовки для определения механических свойств отливают по ГОСТ 24648–90.
Для определения прочности серого чугуна используют цилиндрические заготовки диаметром d = 30 мм и длиной l = 300 мм. Эти заготовки
получают заливкой специальной пробы на механические свойства.
В ГОСТ 24648–90 дополнительно указываются следующие требования к образцам:
1. При применении термообработки (ТО) отливок, заготовки для определения механических свойств должны проходить ТО вместе с отливками, т. е. условия ТО должны быть одинаковыми.
2. При получении неудовлетворительных результатов испытания,
проводят повторные испытания еще на двух образцах.
16
Определение прочности отливок из высокопрочного чугуна проводят
по ГОСТ 1497–84 на одном образце диаметром d = 14 мм с расчетной длиной L0 = 70 мм (рис. 5). Для получения образца применяют отдельно отлитые заготовки, форма и размеры которых приведены на рис. 6.
Рис. 5. Образец для определения прочности отливок
из высокопрочного чугуна: Lс – рабочая длина образца
а
б
Рис. 6. Форма и размеры литых заготовок для изготовления образцов с различной формой сечения: а – прямоугольная; б – круглая;
Z выбирается в зависимости от размера и количества образцов.
Заштрихованные участки соответствуют месту вырезки образцов
Определение твердости чугунов с вермикулярным графитом проводят
по ГОСТ 27208–87, высокопрочных модифицированных чугунов с шаровидной формой графита – по ГОСТ 24805–81.
17
Измерение твердости, вследствие быстроты и простоты испытания,
а также возможности без разрушения изделия судить о его свойствах, получило широкое применение для контроля качества металла. Существуют
несколько методов определения твердости, наиболее распространенными
из которых являются метод Бринелля и метод Роквелла.
Определение твердости вдавливанием стального шарика (метод
Бринелля) состоит в следующем. В плоскую поверхность металла под постоянной нагрузкой вдавливается стальной твердый шарик. После снятия нагрузки в металле образуется отпечаток (лунка). Число твердости по Бринеллю
(НВ) представляет отношение нагрузки к поверхности полученного отпечатка.
Диаметр шарика (D) и нагрузка (Р) выбираются в зависимости от состава металла, твердости и толщины испытуемого образца. При испытании
стали и чугуна согласно ГОСТ 9012–59* с изменениями от 1979 г., устанавливают D = 10 мм и Р = 3 000 кг.
Для определения твердости измеряют диаметр (d) лунки и находят
по нему число твердости в специальных таблицах (ГОСТ 9012–59*).
Определение твердости по глубине вдавливания алмазного конуса (метод Роквелла). Конус вдавливается двумя последовательными
нагрузками: предварительной Р0 = 10 кг и основной Р1 = 140 кг (шкала С).
Твердость по Роквеллу измеряется по глубине отпечатка конуса в условных единицах, обозначается, например, 60HRC и может быть пересчитана
в единицы НВ по специальным таблицам.
Определение отбела чугуна. Для определения склонности чугуна
к отбелу применяют клиновую пробу или пробу с подкалом. Использование пробы с подкалом дает более точные и стабильные результаты.
Влияние химического состава чугуна на его свойства
Углерод в чугуне обычно находится в виде графита, твердых растворов и карбидов.
С увеличением содержания углерода увеличивается количество графита, уменьшается объем усадочных раковин и пористость. Это происходит вследствие того, что понижение температуры вызывает уменьшение
объема на 1,1–1,8 % на каждые 100 ºС. Графитизация чугуна, наоборот, дает увеличение объема на 2,2 % на 1 % выделившегося графита (т. е. часть
возможной усадки компенсирует объем графита). В связи с этим усадка
для серых чугунов низких марок (СЧ10, СЧ15) составляет 0,7–1,0 %, для
СЧ30 и СЧ35 – выше 1,0–1,3 %.
С увеличением содержания углерода резко повышается жидкотекучесть чугуна, уменьшается склонность к отбелу, предел прочности при
растяжении (σв) уменьшается.
Кремний действует так же, как углерод, но менее значим. С увеличением содержания кремния укрупняется графит, уменьшается склонность
18
к отбелу. Вследствие того что химическая связь Fe–Si больше, чем Fe–С,
растворимость углерода в жидком чугуне уменьшается. Таким образом,
кремний является сильнейшим графитизатором. Не случайно графитизирующие модификаторы чугуна содержат кремний, например ферросилиций или силикокальций.
С увеличением содержания кремния матрица чугуна из перлитной
превращается в ферритную, а графит в структуре укрупняется (т. е. выделяется в более грубой форме).
Кремний повышает износо- и окалиностойкость чугуна.
Поскольку углерод и кремний во многом действуют в одном направлении, их воздействие следует учитывать одновременно. Оно оценивается
диаграммой Маурера (рис. 7).
Марганец способствует образованию перлитной матрицы: он стабилизирует перлит и увеличивает его дисперсность. Марганец увеличивает
растворимость углерода в чугуне и тормозит графитизацию. При содержании в чугуне более 1,5 % марганца увеличивается склонность к отбелу.
Установлено, что с повышением содержания марганца на 1 % σв увеличивается на 10 %, а твердость – на 15 ед. При этом обрабатываемость отливок резко ухудшается и повышается склонность к образованию трещин.
Рис. 7. Диаграмма Маурера: I – белый чугун; II – серый перлитный чугун; IIа – половинчатый чугун; IIб – серый перлитно-ферритный чугун;
III – серый ферритный чугун; – – – левая пограничная линия области
перлита для отливок с толщиной стенок около 10 мм; – – – правая
пограничная линия области перлита для отливок с толщиной стенок
около 10 мм;
область перлитной структуры
Марганец вводится в чугун:
 для устранения вредного влияния серы (образует MnS);
 как легирующий элемент для улучшения свойств чугуна.
19
Сульфид марганца МnS имеет высокую температуру плавления
(1 620 °С) и обычно присутствует в сплаве в виде обособленных включений. Сульфид железа FeS относительно легкоплавок (1 193 °С) и при
избытке серы образует при температуре 985 °С легкоплавкую эвтектику
Fe–FeS, которая располагается по границам зерен, затвердевая позже, чем
основная масса металла. В результате в отливках появляются красноломкость и трещины. Понятно, что MnS является гораздо менее вредным соединением, чем FeS или эвтектика Fe–FeS, поэтому на практике в чугунах
и сталях стремятся иметь достаточное количество марганца для связывания всей серы и не допустить образования сульфида железа.
Хром является сильнейшим карбидообразующим элементом. При
этом резко повышается твердость (при увеличении хрома на 1 % возрастает
на 100 ед.) и прочность чугуна, а также его износостойкость и жаропрочность.
Хром, увеличивая растворимость углерода в жидком чугуне, резко
повышает склонность чугуна к отбелу. В обычных чугунах содержится
до 0,3 % хрома.
Сера является примесным элементом, но оказывает сильное влияние
на свойства чугуна и структурообразование. Она тормозит графитизацию,
являясь отбеливающим элементом, снижает жидкотекучесть и твердость.
В чугуне сера (при отсутствии марганца) находится в виде FeS, т. е.
в связанном состоянии, что охрупчивает структуру чугуна, так как Fe, Fe3C
и FeS образуют тройную эвтектику, ослабляющую связи между зернами
матрицы.
Сера влияет на форму и размеры графита. С увеличением ее содержания пластинчатый графит утончается и удлиняется. Сера препятствует
образованию шаровидного графита: она выступает в роли демодификатора, т. е. размодифицирует структуру. Установлено, что при содержании
серы больше 0,04 % получить графит в шаровидной форме нельзя.
В обычных серых чугунах вредное влияние серы нейтрализуют введением марганца, которого по отношению к сере должно быть Mn/S = 3,5–5
и даже 7. При введении марганца в чугун содержание серы в чугуне
не уменьшается, изменяются форма состояния серы в чугуне и распределение сульфидов. Сера равномерно распределяется по всему объему.
Фосфор в чугуне находится в виде фосфидной эвтектики (Fe–Fe3C–Fe3P
с температурой плавления 950 ºС), которая, обладая низкой температурой
плавления, располагаясь по границам эвтектических зерен, ослабляет тем
самым силы связи между зернами.
Фосфор повышает жидкотекучесть, понижает вязкость чугуна,
улучшает смачиваемость стенок формы. Но с увеличением содержания
фосфора возрастает склонность к образованию трещин (из-за образования
фосфидной эвтектики).
20
Прочность при растяжении возрастает при увеличении содержания
фосфора до 0,7–0,8 %, затем резко падает.
Фосфор в чугун часто вводят специально, с целью повышения жидкотекучести сплава (особенно для тонкостенных отливок в художественном
литье).
Углеродный эквивалент и степень эвтектичности
Ввиду того что чугун – это многокомпонентный сплав, для практического применения считаются удобными характеристики углеродный эквивалент (СЕ) и степень эвтектичности (Sэвт), которые позволяют определить для каждого химического состава чугуна положение относительно
точки эвтектики.
Выражаются СЕ и Sэвт в процентах и показывают эквивалентное (или
приведенное) содержание углерода, учитывающее влияние других элементов
чугуна на степень его эвтектичности.
Углеродный эквивалент можно рассчитать по формулам
% Si],
CE   % C 
3
% Si  [% P],
CE   % C 
3
CE  [% C]  0,31[% Si]  0,33[% P]  0,4[% S]  0,27[% Mn],
где [% C], [% Si], [% P], [% S], [% Mn] – процентное содержание в чугуне
углерода, кремния, фосфора, серы и марганца соответственно.
При СЕ = 4,2–4,3 % чугун считается эвтектическим, при СЕ < 4,2 –
доэвтектическим, а при СЕ > 4,26 – заэвтектическим.
Углеродный эквивалент можно определить термографическим методом по кривой охлаждения чугуна, на которой фиксируются температуры
ликвидуса и солидуса.
Степень эвтектичности рассчитывается по формулам
[% C]
SC 
,
Sэвт
[% Si]
4,23 
3,2
[% C]
.
[% Si] [% P]

4,23 
3,2
3
Чугун считается доэвтектическим при Sэвт < 1, эвтектическим – при
Sэвт = 1, заэвтектическим – при Sэвт > 1.
Эвтектичность определяет структуру чугуна и его важнейшие механические свойства.
SC 
Sэвт
21
Необходимо учитывать, что углеродный эквивалент и степень эвтектичности являются скорее литейными, чем металлографическими характеристиками. При содержании углерода более 4,3 % степень эвтектичности
Sэвт становится больше 1,0 (100 %), хотя доля эвтектики в сплаве падает.
В легированных чугунах углеродный эквивалент будет более сложным
образом зависеть от содержания других элементов. Например, многие высокоуглеродистые среднелегированные инструментальные стали по структурному типу являются чугунами (имеют в структуре эвтектику).
В настоящее время разработаны более сложные формулы расчета состава, учитывающие влияние марганца, кремния и других элементов на
структуру и свойства чугуна.
Контрольные вопросы и задания
1. Какова область применения отливок из чугуна?
2. Какие современные способы плавки чугуна вам известны?
3. Какие компоненты входят в состав чугуна?
4. Какова роль эвтектического превращения в формировании структуры чугуна?
5. Перечислите структурные превращения при кристаллизации доэвтектических, эвтектических и заэвтектических чугунов.
6. Какой цементит называют первичным, а какой вторичным?
7. Что такое перлит? Каковы его состав, строение, свойства?
8. Расскажите о превращениях, протекающих в твердом состоянии
при кристаллизации чугуна.
9. Классифицируйте чугуны по виду углерода и форме графита.
10. Какая стадия графитизации называется первичной?
11. Какова роль включений графита в структуре чугуна?
12. Каково влияние химического состава на литейные и механические свойства чугуна?
13. Для получения каких отливок применяют перлитные серые чугуны?
14. Какие заготовки используют для определения прочности серого
чугуна?
15. Какова усадка серого чугуна?
16. Перечислите методы определения твердости чугуна.
17. Каково влияние углерода на жидкотекучесть чугуна и его склонность к отбелу?
18. Каково влияние кремния на свойства чугуна?
19. Для каких целей в чугун вводят марганец?
20. Можно ли получить графит в шаровидной форме, если содержание серы в металле будет более 0,04 %?
21. Для каких целей используют такие обобщенные характеристики,
как углеродный эквивалент и степень эвтектичности?
22
1.2. Технологические основы
получения отливок из чугуна
Получение отливок из серого чугуна. Марки, состав
и свойства серого чугуна с пластинчатым графитом
Для конструкционных чугунов (серого, ковкого, высокопрочного
чугуна с шаровидным или вермикулярным графитом, а также низколегированного алюминиевого чугуна) важнейшими являются механические
свойства, которые определяют их применение в разных областях машиностроения и металлургии. Вместе с тем к конструкционным чугунам часто
предъявляются требования по износостойкости, сопротивлению коррозии
и другим физическим и химическим свойствам. Эти свойства в отливках
обеспечиваются применением обычных нелегированных или низколегированных чугунов. Для изготовлния деталей ответственного назначения
применяют средне- или высоколегированные чугуны.
Наряду с механическими, физическими и химическими свойствами
предъявляют требования по технологическим свойствам, главными из которых являются литейные. Из конструкционных чугунов лучшими в этом
отношении являются серые чугуны: из них получают отливки без прибылей и с наибольшим выходом годного металла. В настоящее время 90 %
отливок из чугуна – это серый чугун. Его отличают хорошая жидкотекучесть, небольшие усадка и склонность к трещинообразованию и газопоглощению. Кроме того, серый чугун имеет хорошие технологические
свойства и самую низкую стоимость.
Серый чугун (СЧ) является распространенным металлом для получения отливок. В нем углерод находится в виде графита, имеющего пластинчатую форму. Серый чугун может быть ферритным, ферритно-перлитным
и перлитным. Ферритный чугун наименее прочный, из него получают
неответственные отливки. Ферритно-перлитный, полуферритный чугун
имеет большую прочность, из него изготавливают отливки для работ при
статических нагрузках. Перлитный чугун используется для деталей ответственного назначения.
В нашей стране серый чугун маркируется по ГОСТ 1412–85 «Чугун
с пластинчатым графитом для отливок», согласно которому предусматриваются следующие марки: СЧ10, СЧ15, СЧ20, СЧ25, СЧ30, СЧ35. По требованиям потребителя для изготовления отливок допускаются марки СЧ18,
СЧ21, СЧ24.
Условное обозначение марки включает буквы «СЧ» (серый чугун)
и цифровое обозначение величины минимального временного сопротивления при растяжении (МПа·10–1).
Серый чугун широко применяется в тяжелом машиностроении (27 %),
в тракторном и сельскохозяйственном машиностроении (21 %), в общем
23
машиностроении (20,9 %), автомобилестроении (14,9 %), станкостроении
(11,8 %) и в ряде других отраслей (4,4 %).
Около 40 % чугунного литья (марки СЧ10, СЧ15) не подвергается
работе под высокой нагрузкой. Для таких отливок главное – хорошая обрабатываемость и декоративная чистота поверхности, т. е. товарный вид.
Химический состав серого чугуна с пластинчатым графитом согласно ГОСТ 1412–85 приведен в табл. 1.
Ориентировочные данные о временном сопротивлении при растяжении и твердости в стенках отливки различного сечения приведены в табл. 2.
Таблица 1
Химический состав чугуна с пластинчатым графитом (ГОСТ 1412–85)
Марка чугуна
СЧ10
СЧ15
СЧ20
СЧ25
СЧ30
СЧ35
С
3,5–3,7
3,3–3,5
3,2–3,4
3,0–3,2
2,9–3,0
Массовая доля элементов, % (остальное – железо)
P
S
Si
Mn
не более
2,2–2,6
0,3
0,5–0,8
2,0–2,4
0,15
1,4–2,4
1,4–2,2
0,7–1,0
0,2
1,3–1,9
0,12
1,2–1,5
0,7–1,1
П р и м е ч а н и е. Допускается низкое легирование чугуна различными элементами (хромом, никелем, медью, фосфором и др.).
Таблица 2
Временное сопротивление при растяжении и твердость
в стенках отливок различного сечения
Толщина стенки отливки, мм
8
15
50
Временное сопротивление при растяжении, МПа, не менее
120
100
75
180
150
105
220
200
140
270
250
180
330
300
220
380
350
260
Твердость, НВ, не более
200
190
156
224
210
163
240
230
170
255
245
187
270
260
197
290
275
229
Марка чугуна
СЧ10
СЧ15
СЧ20
СЧ25
СЧ30
СЧ35
СЧ10
СЧ15
СЧ20
СЧ25
СЧ30
СЧ35
24
150
65
80
120
150
180
205
120
130
143
156
163
179
Из табл. 1, 2 следует, что важнейшими элементами, обусловливающими механические свойства серого чугуна, являются те же, что определяют его структуру: углерод и кремний, по сути устанавливающие марку
чугуна [1, 2].
Для того чтобы увеличить прочность чугуна, необходимо уменьшить
содержание углерода и кремния. Для этого в состав шихты рекомендуют
вводить повышенное количество стального лома. Для уменьшения количества кремния вводят меньшее количество ферросилиция. Но такое изменение
состава шихты вызывает повышенную склонность чугуна к отбелу: в тонких сечениях отливок возрастает вероятность образования отбела, что является дефектом отливок. С целью снижения отбела в этих случаях перед
разливкой чугуна по формам его модифицируют ферросилицием (ФС75).
Технологические варианты получения конструкционных чугунов различных марок, область их применения. Обычный серый чугун
имеет невысокие прочностные и пластические свойства. Причиной этому
является графит – мягкое, непрочное вещество. Его включения в структуре
чугуна «разъединяют» металлическую основу сплава и понижают механические свойства чугуна, особенно когда графит имеет форму крупных пластин. Для получения оптимальных свойств чугуна наиболее благоприятны
мелкие, искривленные включения графита, получаемые при введении модификатора в высокопрочный серый чугун. Чугуны марок СЧ25, СЧ30,
СЧ35 являются модифицированными, т. е. такими, в которые при разливке
введена добавка (обычно 75 % ферросилиция), изменяющая строение
и свойства чугуна. Такие чугуны отличаются пониженным содержанием
углерода и кремния, более мелкозернистым строением, сниженным содержанием феррита и меньшими размерами графитовых включений, форма
которых из прямолинейной (характерной для марок СЧ10, СЧ15) становится всё более искривленной.
Значительное влияние на структуру чугуна оказывает скорость его
затвердевания. При медленном затвердевании размеры зерен и графитовых
включений получаются более крупными, а прочность снижается. Поэтому
для массивных отливок с толстыми стенками, затвердевающих медленно,
содержание углерода и кремния в чугуне принимается меньшим, а содержание марганца – бóльшим, чем для тонкостенных отливок. В табл. 3 приведены технологические варианты получения модифицированного серого
чугуна повышенной прочности.
При изучении чертежа детали надо помнить, что конструкция должна
быть технологичной, т. е. обеспечивать простоту изготовления отливки
и последующую ее механическую обработку. Особенное значение при литье
чугунных отливок имеет толщина стенки изделия.
Для конкретных условий эксплуатации необходимо знать минимальную толщину стенки отливки, на которую влияют следующие факторы:
25
 химический состав. Как правило, с увеличением содержания углерода и кремния снижается минимально допустимая толщина стенки. При
назначении минимальной толщины стенки отливки необходимо учитывать
возможность образования отбела. При увеличении содержания марганца
в чугуне минимальная толщина стенки увеличивается;
 температура заливки. С увеличением температуры заливки толщина стенки уменьшается;
Таблица 3
Количество
шихтовых
материалов, %
Марка
чугуна Сталь Ферросиной
лиций
лом
ФС75
СЧ15
10
СЧ20
15
СЧ25 20–25
СЧ30 35–40
СЧ35 45–50
0,1–0,3
0,3–0,5
0,4–0,6
0,6–1,0
Химический состав, %
С
3,5–3,7
3,2–3,4
3,1–3,3
3,0–3,2
2,9–3,1
Si
до мо- после
Мn
дифи- модифициро- цировавания
ния
1,6–1,7 1,8–2,0 0,5–0,8
1,5–1,6 1,7–1,9
0,8–1,0
1,3–1,4 1,5–1,7
1,1–1,2 1,4–1,6 1,1–1,2
0,9–1,0 1,3–1,5 1,2–1,4
МиниУглемальная
родный
толщина
эквистенки
валент
отливки
СЕ,
без отбе%
ла, мм
8
10
13
15
19
3,8
3,7
3,6
3,5
3,4
Температура
заливки, °С
Технологические варианты получения
модифицированного чугуна повышенной прочности
1 400
1 410
1 420
1 440
 конструкция и размер отливки. Часто отливки из чугуна имеют
сложную геометрическую форму;
 состояние поверхности и материала литейной формы. Отливки получают литьем в песчано-глинистые формы и в кокиль. В каждом отдельном случае принимается свое значение.
Правильно выбранная минимальная толщина обеспечивает необходимую прочность и герметичность отливки. При этом надо стремиться
к более высокому коэффициенту использования металла.
Для отливок из серого чугуна, в зависимости от массы, рекомендуются минимальные толщины стенок, приведенные в табл. 4 [1, 3].
Таблица 4
Рекомендуемая минимальная толщина стенок для отливок из серого чугуна
Масса, кг
Менее 2
Менее 50
Более 50
Толщина наружной стенки, мм
3–4
6–8
10–20
26
Толщина внутренней стенки, мм
2,5–3,5
5–7
8–16
Если серый чугун имеет повышенное содержание фосфора, то минимальная толщина стенки отливки уменьшается. При получении отливок из
модифицированного чугуна массой до 50 кг минимальная толщина стенки
отливки увеличивается на 10–15 %. При получении отливок в металлической форме минимальная толщина стенки увеличивается на 20–25 %.
Переходы и углы сопряжений стенок должны обеспечивать получение отливок без усадочных раковин, пор, трещин.
Модификаторы и методы модифицирования при получении
высокопрочных марок серого чугуна с пластинчатым графитом.
При модифицировании чугуна кроме снижения отбела добиваются еще
и поверхностной прочности чугуна. Модификаторы, снижающие отбел,
называют графитизирующими, а модификаторы, повышающие прочность чугуна, – стабилизирующими. Обычно графитизирующие модификаторы содержат элементы, способствующие кристаллизации графита
и образованию ферритной матрицы. Это Si, Al, Ca, Ba, Ti, Cu, Ni, C.
Стабилизирующие модификаторы содержат Mn, V, Cr, B, W и др. Эти
элементы способствуют кристаллизации цементита и образованию перлитной матрицы.
На практике часто применяют комплексные модификаторы, содержащие графитизирующие и стабилизирующие добавки.
Большинство модификаторов разработаны на основе ферросилиция,
т. е. содержат железо, кремний и стабилизирующие или графитизирующие
добавки. Например, Si, Cu, Al, затем Mn, Zr и Ba. Количество компонентов –
от двух до восьми.
Графитизирующие модификаторы, как правило, содержат определенное количество кремния и один или несколько химически активных
по отношению к кислороду, азоту и сере элементов (Al, Ca, Ba, Zr, Ti).
Стабилизирующие модификаторы кроме кремния содержат марганец, хром, никель или кобальт.
Содержание элементов в модификаторах различно: от десятых долей
процента до 10 %. Известно более 400 модификаторов чугуна. Однако на
практике наиболее часто применяют два из них: ФС75 и СК10.
В настоящее время существуют следующие способы введения модификатора: в печь; в струю расплава при переливе из печи в ковш; на желоб
печи; в струю металла при переливе из раздаточного ковша в разливочный;
в ковш на дно; в формы.
Модификаторы вводят вручную или с помощью дозатора. Перед
введением модификатора в расплав его дробят (3–15 мм) и измельчают,
просушивают и прокаливают для удаления свободной и адсорбированной
влаги.
Необходимо помнить, что эффект модифицирования сохраняется
в течение 15–20 мин.
27
Получение отливок из чугуна с вермикулярным графитом:
свойства, область применения
В настоящее время всё чаще применяют чугун с вермикулярным
(червеобразным) графитом (ЧВГ), имеющий преимущественно ферритную
основу. Вермикулярная форма графита занимает промежуточное положение между пластинчатой и шаровидной, поэтому чугун с вермикулярным
графитом имеет более высокие прочностные свойства, чем чугун с графитом пластинчатой формы, но более низкие, чем высокопрочный чугун
с шаровидным графитом. Чугун с вермикулярным графитом выплавляют
из особо чистых шихтовых материалов, содержащих малое количество серы.
Использование чугуна с вермикулярной формой графита в качестве
самостоятельного конструкционного материала было предложено в середине 1950-х гг., а само название «чугун с вермикулярным графитом» впервые встречается у Р. Шелленга. В промышленности этот чугун стал использоваться с 1968 г.
Такой чугун обладает рядом специфических свойств, которые выдвигают его в число новых перспективных конструкционных материалов
для отливок различного назначения. Он может быть использован взамен
серого чугуна для ряда ответственных деталей общего машиностроения, к
материалу которых по условиям их работы предъявляются повышенные
требования по прочностным и пластическим характеристикам.
Вермикулярный графит (ВГ), подобно пластинчатому графиту (ПГ),
имеет форму взаимосвязанных графитовых лепестков. Однако лепестки
вермикулярного графита отличаются от лепестков пластинчатого графита
меньшей степенью неравномерности, т. е. отношение длины лепестка l
l
l
к толщине b у ВГ  22–5,
 5 , а у ПГ  10 .
b
b
Вермикулярный графит (ВГ) имеет более округлую форму кромок.
В структуре чугуна с вермикулярным графитом всегда имеется некоторое
количество шаровидного графита, остальной графит округлой продолговатой формы, особенно на концах включений, поэтому концентрация напряжений около таких включений меньше, чем у серого чугуна, с чем и связано появление пластических свойств (относительное удлинение – 2–5 %).
Чугун с вермикулярным графитом сочетает в себе хорошие литейные
свойства серого чугуна и высокие механические свойства высокопрочных
чугунов. Такое сочетание свойств достигается, когда в структуре чугуна
содержится 80–90 % ВГ, а остальное – шаровидный графит (ШГ). При
этом не допускается пластинчатый графит.
По прочности чугун с вермикулярным графитом сопостовим с высокопрочными чугунами, однако его пластичность, вязкость, модуль упругости, термостойкость, сопротивление коррозии выше, чем у серых чугунов
высоких марок.
28
Чугун с вермикулярным графитом более технологичен, чем серый
чугун высоких марок и высокопрочный с шаровидным графитом. Усадка
чугуна с вермикулярным графитом меньше, чем усадка чугуна с пластинчатым графитом. Чугун с вермикулярным графитом имеет склонность
к отбелу ниже, чем серый чугун и высокопрочный чугун с шаровидным
графитом, и меньшую, по сравнению с серым чугуном, чувствительность
к толщине стенок. Поэтому из чугуна с вермикулярным графитом можно
получать более тонкостенные отливки без отбела. Следует отметить, что
обрабатываемость резанием у чугуна с вермикулярным графитом значительно лучше, чем у стали и высокопрочного чугуна с шаровидным графитом. Особенно эффективно использование чугуна с вермикулярным графитом для отливок большой массы и деталей сложной конфигурации (блоки
двигателей, головки цилиндров и др.). При этом отливки из чугуна с вермикулярным графитом на 20–25 % дешевле, чем отливки из ковкого чугуна
и высокопрочного чугуна с шаровидным графитом.
Однако производство ЧВГ требует очень жесткого металлургического контроля, так как вермикулярный графит получается в узком интервале
содеражния модифицирующих добавок.
В соответствии с ГОСТ 28394–89, в России производят следующе
марки чугуна с вермикулярным графитом: ЧВГ30, ЧВГ35, ЧВГ40, ЧВГ45
с содержанием углерода 3,1–3,8 %, кремния 2–3 %, марганца 0,2–1,2 %,
фосфора до 0,05 % и серы до 0,025 % (табл. 5).
Таблица 5
Химический состав чугуна с вермикулярным графитом
Марка
чугуна
ЧВГ30
Массовая доля элементов, % (остальное – железо)
С
3,5–3,8
Si
Mn
P
S
2,2–3,0
Cr
Cu
0,2–0,6
До 0,15
–
До 0,08
ЧВГ35
2,2–2,8
До 0,025
ЧВГ40
0,4–1,0
До 0,25 0,4–0,6
3,1–3,5 2,0–2,5
ЧВГ45**
0,8–1,2 До 0,05
До 0,30 0,8–1,0
Mg
ΣРЗМ
0,015–0,028*
0,10–0,20
0,02–0,028
0,10–0,20
*
Цифры в числителе соответствуют содержанию остаточного магния в чугуне,
в знаменателе – остаточному содержанию суммы редкоземельных элементов (РЗМ).
**
Для получения износостойкого и теплостойкого перлитного чугуна с вермикулярным графитом допускается легирование чугуна марки ЧВГ45 0,8–1,2 % никеля
и 0,2–0,4 % молибдена.
Условное обозначение марки чугуна с вермикулярным графитом
включает:
 букву «Ч» (чугун);
29
 буквы «ВГ» – форма графита (вермикулярный графит);
 цифровое обозначение минимального значения временного сопротивления разрыву при растяжении (МПа·10–1).
Особенности технологии получения чугуна с вермикулярным
графитом. Из известных способов получения чугуна с вермикулярным
графитом наиболее перспективным с технологической точки зрения, обеспечивающим стабильное получение вермикулярного графита, является обработка расплава редкоземельными металлами – РЗМ (Се, Y и др.), вводимыми в чистом виде или в виде лигатур. Целесообразнее использовать
РЗМ в виде многокомпонентных лигатур, позволяющих снизить стоимость
модификаторов, повысить уровень усвоения элементов, а также полностью
исключить пироэффект и дымовыделение при обработке чугуна. Модифицирование Се и Y в небольших количествах (0,03–0,1 %) способствует
графитизации, а в количестве 0,15–0,25 % приводит к получению вермикулярного графита и резкому повышению прочности и пластичности чугуна [1].
Особый интерес представляет иттрий, который поставляется в виде
разных сплавов: YFe, YSiCa и др. Хорошие результаты дает применение лигатуры, содержащей 30 % РЗМ, в том числе 4,5 % Y и 40–45 % Si. В этом
случае вермикулярный графит получается в низкосернистом чугуне при
вводе 0,5–0,7 % лигатуры; но для устранения отбела, как и в высокопрочном чугуне с шаровидным графитом, необходимо вторичное модифицирование. Степень усвоения РЗМ повышается с понижением температуры
обработки и уменьшением содержания серы в металле и колеблется
в больших пределах (от 30 до 90 %). Во всех случаях следует иметь в виду,
что при высоком содержании кальция лигатура плохо усваивается чугуном
при низкой температуре; лигатуры же с высоким содержанием РЗМ
не только дороги, но и могут привести к отбелу чугуна.
В зависимости от условий производства лигатуру можно вводить
непосредственно в тигель печи при 1 350–1 400 оС, на дно разливочного
ковша или в струю металла при 1 430–1 450 оС из расчета получения остаточного содержания РЗМ в пределах 0,10–0,15 %, в том числе 0,02–0,06 % Се.
При этом величина присадки лигатуры определяется количеством в ней
РЗМ и зависит от содержания серы в исходном чугуне (рис. 8) [1].
Оптимальная величина присадки лигатуры при содержании серы
от 0,01 до 0,03 % составляет 0,6–0,8 %. При обработке лигатурой требуется
дополнительное вторичное модифицирование чугуна графитизирующими
присадками, чтобы подавить образование в отливках ледебурита или
структурно-свободного цементита. При использовании для этой цели ферросилиция (ФС75) присадка, в зависимости от эвтектичности чугуна,
составляет 0,3–0,8 % от массы металла.
Механические, физические (особенно теплопроводность) и литейные
свойства чугуна с вермикулярным графитом существенно зависят от коли30
чества шаровидного графита, образующегося одновременно с вермикулярным графитом. При этом чем больше шаровидного графита, тем выше
временное сопротивление при растяжении, ниже теплопроводность, выше
пластичность и больше объем усадочных раковин (табл. 6).
Рис. 8. Влияние содержания серы на величину присадки РЗМ
или лигатуры при получении чугуна с вермикулярным графитом
Таблица 6
Зависимость механических свойств и объема усадочных раковин в чугуне
с вермикулярным графитом от содержания шаровидного графита (ШГ)
ШГ, %
10–20
20–30
40–50
Временное сопротивление
при растяжении σв, МПа
320–380
380–450
450–500
Относительное
удлинение δ, %
2–5
2–6
3–6
Объем усадочных
раковин Vp, %
1,8–2,2
2,0–2,6
3,2–4,6
Оптимальное сочетание свойств прочности и пластичности обеспечивает чугун с вермикулярным графитом с 20–30 % шаровидного графита
(остальное – ВГ) при составе, %: 3,5–3,6 С; 2,4–2,6 Si; 0,6–0,8 Mn;
0,02–0,06 Р и 0,10–0,15 РЗМ. При этом важно отметить, что чугун с вермикулярным графитом сохраняет высокие показатели механических свойств
и в отливках с толстыми стенками (табл. 7, рис. 9) [1].
Таблица 7
Влияние приведенной толщины стенки на механические свойства чугуна
с вермикулярным графитом
Механические свойства, не менее
Временное сопротивление при растяжении σв, МПа
Относительное удлинение δ, %
Твердость по Бринеллю, НВ
31
Приведенная толщина стенки,
мм
10
20
30
50
100
450 420 400 380 350
3,8
3,5 3,0
2,8
2,5
190 180 170 170 160
Следует отметить, что сочетание высоких механических свойств
(прочности и пластичности) и повышенного коэффициента теплопроводности (по сравнению с высокопрочным чугуном) позволяет использовать
чугун с вермикулярным графитом взамен серого чугуна для ответственных
деталей общего машиностроения, особенно для деталей, работающих в условиях значительных перепадов температур, например в дизелестроении.
Кроме того, чугун с вермикулярным графитом характеризуется линейной
(свободной) усадкой, равной линейной усадке серого чугуна (около 1 %).
Объем усадочных раковин (табл. 6) изменяется в зависимости от СЕ в пределах 2–4 %, т. е. в 1,5–2 раза меньше, чем Vp чугуна с шаровидным графитом, и лишь немного превосходит Vp серого чугуна. При этом чугун с вермикулярным графитом допускает в отливках большую разностенность
(меньшую склонность к изменению механических свойств в зависимости
от толщины стенки).
Рис. 9. Влияние толщины стенки отливки на прочность
чугуна с вермикулярным и пластинчатым графитом
Перевод отливок из серого чугуна на чугун с вермикулярным графитом, как правило, возможен без переделки моделей и литниково-питающей
системы.
Чугуны марок ЧВГ30, ЧВГ35, ЧВГ40 применяются для изготовления
деталей, работающих при повышенных циклических и механических нагрузках, при переменных повышенных температурах. Из них изготавливают детали станков, кузнечно-прессового оборудования, корпусные детали,
крепежные детали рам, тормозные рычаги тракторов, соединительные
фланцы, крышки коробки передач, выхлопные патрубки, ступицы колес,
32
балансиры. Чугун с вермикулярным графитом применяют при изготовлении головок цилиндров, корпусов турбокомпрессоров, корпусов газовых
турбин, изложниц, кокильной оснастки и др.
Чугун марки ЧВГ45 применяется для деталей, работающих при значительных термоциклических и механических нагрузках (поршни и гильзы
ДВС, корпуса гидроаппаратуры высокого давления, эксцентриковые зубчатые колеса, корпуса винтовых передач и др.).
Стабильная технология модифицирования и хорошие литейные
свойства чугуна с вермикулярным графитом дают возможность получать
из этого материала качественные сложные фасонные отливки, как тонкостенные, так и массивные (массой от десятков килограммов до нескольких
тонн).
Получение чугуна с шаровидной формой графита
Марки, состав и свойства чугуна с шаровидной формой графита
регламентирует ГОСТ 7293–85.
Промышленный способ получения высокопрочного чугуна был
осуществлен в 1947 г., а метод получения шаровидного графита при помощи магния был предложен в 1949 г. Позже были разработаны способы
получения чугуна с шаровидным графитом введением в расплав кальция,
лития, бария. Известен метод получения высокопрочного чугуна с шаровидным графитом обработкой углеводородом, а также плавкой чугуна
в глубоком вакууме.
В настоящее время во многих отраслях машиностроения высокопрочный чугун с шаровидным графитом широко используется взамен литой и кованой стали, а также взамен ковкого чугуна. Производство чугуна
с шаровидным графитом составляет около 20 млн т/г, в основном
по номенклатуре это центробежно-литые трубы. Они долговечнее стальных
в 3–8 раз. Это связано с более высокой коррозионной стойкостью изделий
из высокопрочного чугуна с шаровидной формой графита. Кроме труб
из высокопрочного чугуна с шаровидным графитом изготавливают такие
ответственные отливки, как коленчатые валы автомобильных двигателей,
детали турбин, работающих в условиях ударных знакопеременных нагрузок, шатуны, прокатные валки и др. Часть отливок из высокопрочного чугуна с шаровидным графитом работает в газовых и жидких средах (кислотах, солях, щелочах). В черной металлургии ВЧ с шаровидным графитом
используют для изготовления листопрокатных валков, изложниц массой
до 10 т.
Отличительной особенностью чугуна с шаровидным графитом являются более высокие показатели отношения предела текучести к пределу
прочности (0,7–0,8), чем для стали (0,5–0,55). Концентрация напряжений
около включений графита шаровидной формы в два и более раза меньше,
33
чем для графита пластинчатой формы; поэтому высокопрочноый чугун
с шаровидным графитом обладает не только высокой прочностью, но и заметными пластическими свойствами. Последнее позволяет изготовлять
из него отливки – детали, работающие при ударных нагрузках (ступицы
переднего и заднего колеса автомобиля изготовляют из высокопрочного
чугуна взамен ковкого, а коленчатый вал – из ВЧ взамен углеродистой стали). Обязательным при производстве отливок из высокопрочного чугуна
является модифицирование с целью получения шаровидного графита, низкое
содержание серы (менее 0,012 %) при отсутствии в химическом составе
демодификаторов (Bi, Se, Al, Ti, As, Pb) [2].
Низкая чувствительность к концентраторам напряжений и повышенная циклическая вязкость высокопрочного чугуна с шаровидным графитом
позволяют снизить сечение и массу отливок из этого сплава. При этом
данные чугуны можно получать со всеми известными структурами матрицы, выбирая состав металла, в том числе и его надлежащее легирование,
технологию производства и методы термической обработки. Всё это создает
возможность получения очень высоких механических свойств, недостижимых ни в одном из существующих видов чугуна. Кроме того, некоторые
марки этого чугуна имеют также высокую износостойкость, хорошие коррозионную стойкость, тепло-, жаро- и хладостойкость, антифрикционные
свойства и обрабатываемость и могут подвергаться сварке и автогенной
резке [1]. Следует отметить, что у высокопрочного чугуна с шаровидным
графитом склонность к образованию усадочных раковин и литейных напряжений выше, чем у серого чугуна, и находится на уровне стали или
ковкого чугуна.
В соответствии с ГОСТ 7293–85 установлены следующие марки высокопрочного чугуна: ВЧ35, ВЧ40, ВЧ45, ВЧ50, ВЧ60, ВЧ70, ВЧ80
и ВЧ100. Условное обозначение марки включает буквы «ВЧ» (высокопрочный чугун) и цифровое обозначение минимального значения временного
сопротивления при растяжении (МПа.10–1). Рекомендуемый ГОСТ 7293–85
химический состав высокопрочных чугунов с шаровидной формой графита
приведен в табл. 8.
Как следует из табл. 8, по металлической матрице чугуны подразделяются на ферритные, перлитно-ферритные, перлитные и бейнитные. Чугуны первых двух типов производят в литом состоянии без термической
обработки, перлитные чугуны получают с нормализацией, бейнитные –
с закалкой и отпуском.
Правильная шаровидная форма графита зависит от ряда факторов
(состав металла, условия модифицирования, шихтовые материалы и др.),
но в первую очередь она связана с содержанием остаточного модификатора – магния, церия или других сфероидизаторов. Значительное влияние
на форму кристаллизующегося графита оказывает также скорость охлаж34
дения отливок: чем больше скорость, тем правильнее шаровидная форма
графита.
Состав металла является одним из основных факторов, определяющих
механические свойства высокопрочного чугуна с шаровидным графитом.
Таблица 8
Химический состав высокопрочного чугуна
Марка
чугуна
ВЧ35
ВЧ40
ВЧ45
ВЧ50
ВЧ60
ВЧ70
ВЧ80
ВЧ100
Структура
матрицы
Ф
Ф+П
Содержание элементов, %
С
3,3–3,8
Si
Mn
S
Р
не более
0,2–0,6
1,9–2,9
3,2–3,7
0,3–0,7
Б
3,2–3,6 2,6–2,9
Без ТО
0,020
0,1
2,4–2,6
П
Вид
термообработки
(ТО)
Нормализация
0,4–0,7
3,0–3,8
0,015
Закалка и отпуск
П р и м е ч а н и е. Матрица: Ф – феррит; П – перлит; Б – бейнит.
Углерод в высокопрочном чугуне с шаровидным графитом, в противоположность серому чугуну, не надо поддерживать на низком уровне для
получения высоких механических свойств. Наоборот, он обычно выдерживается для высоких марок в пределах 3,2–3,6 %, что облегчает процесс получения металла в вагранках, повышает литейные свойства чугуна и в то
же время не влияет отрицательно на его механические свойства, как это
имеет место при пластинчатом графите.
Кремний – очень важный элемент чугуна, так как подбором содержания кремния в высокопрочном чугуне с шаровидным графитом регулируют количество феррита в металлической матрице. При содержании
кремния 3,0–3,3 % он способствует получению устойчивой ферритной
структуры, однако пластичность чугуна снижается, и при содержании
кремния выше 3,5 % он способствует появлению хрупкости. Поэтому для
улучшения пластичности следует принимать содержание кремния в пределах 2,0–2,4 %, а для получения чистого феррита необходимо применять
термическую обработку.
Марганец оказывает на структуру высокопрочного чугуна с шаровидным графитом противоположное, в сравнении с кремнием, влияние,
уменьшая количество феррита и увеличивая количество перлита. Поэтому
при введении марганца повышается прочность и понижается пластичность
чугуна. Для получения высокой пластичности содержание марганца
не должно превышать 0,4 %.
35
Фосфор оказывает весьма существенное влияние на структуру
и свойства высокопрочного чугуна с шаровидным графитом, образуя фосфидную эвтектику (ФЭ) и понижая пластичность и ударную вязкость
чугуна. Поэтому его содержание не должно превосходить 0,1 %.
Содержание серы в исходном жидком чугуне до модифицирования
должно находиться на низком уровне (не выше 0,02 %), так как она затрудняет процесс модифицирования и получение шаровидного графита
и понижает механические свойства высокопрочного чугуна с шаровидным
графитом вследствие образования сульфидов сфероидизаторами [1].
Модификаторы и методы модифицирования. Получение шаровидного графита в чугуне возможно при обработке расплава добавками,
содержащими Mg, Ca, Ce,Y, Nd, Pr и другие РЗМ. Магний присутствует
практически во всех применяемых модификаторах.
Есть ряд элементов, которые, подобно сере, являются демодификаторами. Поэтому их содержание в ВЧ не должно превышать следующие
значения, %: 0,009 Pb; 0,003 Bi; 0,026 Sb; 0,08 As; 0,04 Тi. Влияние демодификаторов устраняется добавкой РЗМ.
Технологический процесс производства высокопрочных чугунов
должен обеспечить: стабильные результаты; безопасность и безвредность
процесса; минимальные потери температуры жидкого металла; максимальное усвоение модификатора и простоту процесса.
Для выплавки ВЧ применяют различные плавильные агрегаты,
но наилучшие результаты были получены при выплавке чугуна в электрических печах. В настоящее время в зависимости от используемого модификатора различают следующие виды высокопрочного чугуна с шаровидным
графитом: магниевый; цериевый и иттриевый. Наибольшее распространение в промышленности получили магниевые высокопрочные чугуны.
О с о б е н н о с т и п р о и з в о д с т в а м а г н и е в ы х ч у г у н о в.
Магний имеет температуру плавления 651 ºС, температуру кипения 1 107 оС
и плотность 1,74 г/см3. Отмеченные физические свойства свидетельствуют
о трудной и невысокой степени усвоения магния жидким чугуном. Кроме
того, при вводе в чугун металлического магния происходит его интенсивное испарение, и он сгорает с выделением белого дыма. Реакция протекает очень быстро и носит взрывной характер. В связи с этим при производстве магниевого чугуна необходимо предусматривать дополнительные
меры по обеспечению безопасности модифицирования и хорошего усвоения магния чугуном.
При введении в чугун магний активно взаимодействует с О2, N2 и S,
присутствующими в чугуне. Таким образом, вводимый магний расходуется на взаимодействие с этими элементами, и лишь остаточное содержание
магния является модифицирующей добавкой, изменяющей процесс графитизации при кристаллизации чугуна.
36
Если в процесс кристаллизации чугуна не вмешиваться, то образуется графит пластинчатой формы. Графит как фаза чугуна имеет гексагональную решетку с параметрами а = 3,2 Å, с = 6,9 Å (1 Å = 10–8 см). В связи
с тем что гексагональные грани решетки являются более плотно упакованными атомами углерода (графит), следует ожидать, что преимущественный рост кристаллов будет происходить в направлении этих граней.
Поэтому форма графита в твердом чугуне должна быть вытянутой, т. е.
пластинчатой.
Магний, как модификатор, адсорбируется на растущих гранях кристалла, образуя так называемый адсорбционный слой вокруг зародыша
графита, и сдерживает скорость роста зародыша. При этом скорости роста
зародыша по различным граням выравниваются, в результате форма графита меняется от пластинчатой до более компактной, т. е. шаровидной.
Установлено, что минимальное количество остаточного магния,
необходимое для получения шаровидной формы графита в чугуне в любом
сечении отливки, должно быть не менее 0,03 %. С учетом коэффициента
усвоения модификатора количество магния, вводимого с модификатором,
должно быть около 0,4 %. При использовании комплексных сфероидизирующих модификаторов суммарное содержание в них магния, кальция
и редкоземельных элементов должно быть эквивалентно указанному выше
содержанию магния.
Расход модификатора зависит от его состава, способа ввода в металл,
содержания серы в металле, температуры металла и других факторов и составляет от 0,15 % для металлического магния, вводимого в автоклав,
до 2,5 % для лигатур при добавлении их в ковш.
Остаточное содержание магния в чугуне (Mgост) должно составлять
0,04–0,09 %, для того чтобы получился чугун с шаровидным графитом.
Если Мgост < 0,04 %, то графит может получиться пластинчатым или вермикулярным, или и тем и другим. Если Мgост > 0,09 %, то чугун может
получиться белым. На практике обычно количество остаточного магния
в чугуне, необходимое для получения шаровидного графита, принимают
равным 0,04 %. В работе [1] количество магния предложено определять
по формуле
1
Mg
ΣMg
ост  
исх  0,02  
0,04  0,76  Sисх
 n,
где Sисх – исходное содержание серы в чугуне; 0,76 – соотношение атомных масс Мg и S; n – коэффициент усвоения магния.
Коэффициент усвоения магния зависит от типа модификатора, метода его ввода, температуры металла после обработки и др. Обычно n > 0,9.
Правильная дозировка модификатора определяется опытным путем при
первых плавках.
37
Особенности подготовки чугуна для модифицирования. Способы
введения магниевого модификатора. Современные методы ввода магния
в чугун можно разделить на две группы: модифицированием магнием под
избыточным давлением и модифицирование магнием при обычном атмосферном давлении.
Модифицирование магнием под избыточным
д а в л е н и е м. Эти методы основаны на изменении температуры кипения
вещества при изменении давления.
На практике установлено, что при повышении давления выше атмосферного на величину 0,5–0,6 атм температура кипения магния увеличивается с 1 107 °С (при р = 1 атм) до 1 350 °С (при р = 1,5 атм). Избыточное
давление над жидким чугуном создается в специальных устройствах,
а именно в автоклавах или герметизированных ковшах определенной емкости.
При небольших объемах производства, а также при выполнении лабораторных и исследовательских работ предпочтителен метод ввода модификатора под колокольчиком в ковше с тяжелой металлической крышкой (рис. 10, а). В шамотографитовый или стальной колокольчик 1 с отверстиями в боковых стенках закладывают и закрепляют бумажный пакет
с навеской модификатора, крышку 2 устанавливают на ковш. Колокольчик
опускают в глубь металла [2].
а
б
в
Рис. 10. Способы ввода в расплав сфероидизирующих модификаторов:
а – под колокольчиком; б – в автоклаве; в – в герметизированном ковшеконвертере; 1 – колокольчик; 2 – крышка; 3 – корпус автоклава; 4 – ковш
с металлом; 5 – мешалка; 6 – полость для модификатора; 7 – крышка ковша;
8 – модификатор
При использовании в качестве модификатора металлического магния
наилучшие результаты дает применение автоклава (рис. 10, б). В стальной
корпус автоклава 3 при снятой крышке устанавливают ковш с металлом 4.
38
В полость 6 крышки закладывают навеску магния и закрывают ее мешалкой 5. Крышку устанавливают на корпус автоклава, стык между ними
герметизирован. Между крышкой и штоком мешалки также имеется уплотняющая манжета. После подачи воздуха в автоклав под давлением р
пневматический цилиндр опускает мешалку вниз, при этом модификатор
падает в металл, который перемешивается в процессе возвратнопоступательного движения мешалки [2]. Данный метод широко применялся в промышленности до разработки методов модифицирования с помощью лигатур.
Широкое распространение получили также герметизированные ковши, принцип действия которых показан на рис. 10, в. В зарядную камеру
закладывают расчетное количество модификатора 8. Плотно закрывают
крышку 7. В ковш через горловину (при открытой крышке 7) заливают чугун (до определенного уровня). Плотно закрывают крышку. Ковш поворачивают на 90º, при этом камера затопляется расплавом. Магний нагревается до температуры кипения, пары магния создают повышенное давление
(до 1,5 атм), температура кипения магния повышается, его интенсивное
испарение прекращается. Магний начинает растворяться в расплаве. Продолжительность обработки составляет 3–4 мин (на 10 т металла).
Модифицирование под атмосферным давлением
может осуществляться следующими способами:
 применение магния в виде механической смеси с ферросилицием.
Для этого вначале готовятся порошкообразный магний и дробленый ферросилиций. После смешивания данных компонентов в определенном соотношении смесь вводят в расплав чугуна не в печь, а при переливе из печи
в ковш или из ковша в форму;
 модифицирование с помощью кокса, пропитанного магнием. Отдельно, по специальной технологии, готовится кокс, пропитанный 40–45 %
магния. Затем этот кокс укладывается на дно пустого тигля. Тигель заполняется расплавом, и магний, переходя из кокса в расплав, модифицирует
его [1].
Наиболее часто из второй группы методов для модифицирования
применяются специально приготовленные лигатуры на основе ферросилиция, никеля, меди с добавлением кроме магния, в отдельных случаях,
кальция, бария, церия, иттрия и РЗМ. Часто используются лигатуры на основе никеля, магния и церия, содержащие 15 % магния и 5 % церия (плотность – 5–6 кг/дм3), а также лигатуры на основе железа, кремния и магния
типа ФСМг5, ФСМг6, содержащие 50–60 % кремния и 3–10 % магния
(плотность такой лигатуры – 3–3,5 кг/дм3). Первая лигатура более тяжелая,
но и более дорогая. Эти лигатуры могут дополнительно содержать немного
кальция, бария, церия и ряд других элементов для обеспечения рафинирования и десульфурации.
39
Тяжелые лигатуры на основе никеля обычно закладывают на дно
ковша в виде кусков перед заполнением его чугуном. При использовании
более легких лигатур на основе кремния необходимы специальные технологические приемы. Например, выпуск чугуна в ковш с лигатурой, помещенной в кармане ковша. В футеровке днища разливочного ковша делается специальная полость, соответствующая объему загружаемого в нее модификатора. После укладки расчетного количества лигатуры ее сверху
прикрывают стальной высечкой толщиной 1,5–8 мм в количестве 1,5–2,0 %
от массы металла. Струя жидкого чугуна направляется в противоположную часть ковша и затем распространяется по прикрытой лигатуре. Этот
процесс называется сэндвич-процессом. Он применяется при тяжелых
и средних по плотности лигатурах. Реакция протекает спокойно и длится
20–120 с. При использовании лигатуры с размерами кусков 10–20 мм достигается следующее усвоение магния: 41 % из лигатуры Mg–Fe–Si, 78 %
из лигатуры Ni–Mg–Si и 91 % из никеле-магниевой лигатуры. При использовании никеле-магниевой лигатуры при обычной загрузке на дно ковша
без прикрытия получено усвоение магния, равное 25 %, при использовании
cэндвич-процесса – 51 %. Несмотря на предпринимаемые меры, расход лигатуры на основе кремния намного больше, чем расход лигатуры на основе
никеля.
В некоторых случаях для уменьшения расхода лигатуры применяют
ковш со специальным устройством – карманом, образованным перегородкой дна. Перегородка делит дно ковша на две неравные части. Лигатура
укладывается в меньшее по объему углубление, образованное перегородкой, и прикрывается сверху слоем мелкого, слегка утрамбованного карбида кальция, который предотвращает контакт металла с модификатором
вначале заполнения ковша металлом; а затем выполняет роль десульфуратора. Расход модификатора при этом способе получается меньше, чем при
cэндвич-процессе.
Для улучшения растворения магниевых лигатур необходимо перемешивать расплав в ковше (с использованием механических мешалок или
продувкой расплава инертным газом). Степень усвоения магния из лигатур
при этом достигает 50 %.
Из известных методов модифицирования лигатурами наибольший
эффект достигается модифицированием в литейной форме (inmold process).
Тонко измельченную лигатуру помещают в расположенную под питателем
реакционную камеру. При определенном сочетании температуры и скорости заливки чугуна модификатор растворяется движущимся потоком металла по мере заполнения формы. Реакция протекает без прямого контакта
с воздухом, поэтому пироэффект отсутствует. При этом достигается минимальный расход лигатур, коэффициент усвоения магния из лигатур повышается до 65–90 %. Однако при использовании этого метода необходимо
40
предусматривать, чтобы в базовой шихте было минимальное количество
серы и лигатура была однородной по составу. Кроме того, необходим
строгий контроль температуры и скорости заливки, а также правильный
подвод литниковой системы и ее точный расчет.
М о д и ф и ц и р о в а н и е с п о м о щ ь ю п р о в о л о к и. В расплав с постоянной скоростью подается проволока, полученная путем прессования порошкообразной лигатуры, содержащей железо, кремний и магний. Проволока подается в процессе заливки формы в струю у литниковой
системы.
Влияние температуры и состава модификатора на усвоение магния
может характеризоваться данными табл. 9, примерная дозировка присадок
магния – в табл. 10 [1]. Усвоение модификатора ниже, чем при модифицировании чугуна магнием под избыточным давлением.
Таблица 9
Влияние температуры и состава модификатора на усвоение магния
Модификатор
14–16 % Mg, 82–85 % Ni
17–20 % Mg, 50–55 % Ni, 25–30 % Si
12–16 % Mg, 12–20 % Fe, остальное – Si
Усвоение магния, %, при температуре, ºС
1 350–1 400
1 400–1 450 1 450–1 500
70–60
60–50
50–40
55–45
45–35
35–30
30–20
20–15
15–10
Печи для плавки высокопрочного чугуна с шаровидным графитом. В практике литейного производства для выплавки высокопрочного
модифицированного чугуна с шаровидной формой графита применяются
следующие плавильные агрегаты [2, 3]:
 вагранка холодного дутья при последующей десульфурации и модифицировании в ковше;
 индукционная чугуноплавильная тигельная печь (ИЧТ) с кислой
футеровкой и десульфурацией карбидом кальция;
 ИЧТ с футеровкой на основе электрокорунда и дистенсиллиманита
с основным шлаком;
 газовые вагранки и др.
Однако стабильные результаты по получению высококачественных
ВЧШГ обеспечиваются применением дуговых электрических печей с основной футеровкой емкостью 50 т и более. Содержание серы в металле
не должно превышает 0,012 %.
Как было сказано выше, при вводе в чугун металлического магния
реакция испарения и сгорания последнего протекает очень быстро и носит
взрывной характер. Поэтому при всех способах плавки ВЧШГ осуществляется ввод магния в ковш на максимальную глубину и движение паров
магния снизу вверх к зеркалу металла. Одновременно должны быть обес41
печены защита обслуживающего персонала от свечения и выбросов чугуна
и эффективный отвод выделяющихся газов.
Таблица 10
Примерная дозировка магниевых присадок при получении чугуна
с шаровидной формой графита
Количество магния (% от массы
Температура
жидкого чугуна) при применении
Метод обработки чугуна
металла при
магниевых лигатур
магния мемагниевыми присадками
присадке
с содержанием магния, %
талличемагния, ºС
ского
40–50 15–25
8–10
В барабанных, конвертерных 1 350–1 400 0,35–0,45 До 0,4 0,25–0,30 0,15–0,25
или других открытых ковшах
емкостью до 1,5 т с обработкой чугуна вне камер и с
вводом присадок в колоко- 1 410–1 450 0,45–0,55 До 0,5 0,30–0,35 0,20–0,25
лах, карманах ковшей или с
помощью простых удерживающих приспособлений
В ковшах открытого типа 1 350–1 400 0,40–0,60 До 0,5 0,30–0,35 0,20–0,25
емкостью 2–10 т и более с
обработкой металла в камерах или вне камер под крыш1 410–1 450 0,50–0,70 До 0,6 0,25–0,30 0,15–0,20
ками с вытяжкой и в копильниках вагранок при вводе
присадок в колоколах
Под давлением в специаль- 1 350–1 400 0,15–0,30 До 0,25 ≈ 0,20
≈ 0,15
ных ковшах и автоклавах
1 410–1 450 0,20–0,35 До 0,30 ≈ 0,25
≈ 0,20
П р и м е ч а н и я:
1. Дозировки даны с учетом содержания серы в исходном чугуне около 0,10 %.
При другом содержании серы количество магния должно быть соответственно изменено.
2. Дозировки даны для деталей с толщиной стенки до 120 мм. При толщине
стенки детали более 120 мм количество магния надо увеличить. Нижние пределы относятся к меньшим сечениям и меньшим температурам металла, верхние пределы –
к бóльшим сечениям и более высоким температурам металла.
Ковш наполняют жидким чугуном не более чем на 70–80 % по высоте. Перед вводом модификатора поверхность жидкого чугуна должна быть
очищена от шлака. Нормальная продолжительность реакции – 1–5 мин.
Об окончании реакции судят по прекращению свечения или выделения
белого дыма, а также по времени. При повторном графитизирующем модифицировании тщательно счищают шлак, образовавшийся при обработке
магнием, вводят ферросилиций (ФС75) или лигатуру из ферросилиция,
алюминия и кальция и хорошо перемешивают их с металлом. Процессы
плавки и модифицирования должны строго контролироваться.
42
Следует иметь в виду, что при выдержке модифицированного чугуна
наблюдается демодификация вследствие уменьшения содержания магния,
особенно в ковшах и тиглях с кислой футеровкой. Темп уменьшения
содержания магния в расплаве резко снижается при выдержке в тигле
с нейтральной или магнезитовой футеровкой. Оптимальной для выдержки
и подогрева жидкого магниевого чугуна является дистенсиллиманитовая
футеровка, которая по нейтральным свойствам не уступает графиту,
а по стойкости – кварцитовой футеровке.
Из всех рассмотренных способов ввода модификатора наибольшее
распространение получили обработка магния в автоклаве, в герметизированном ковше, обработка лигатурами и модифицирование в форме.
Производство отливок из ковкого чугуна. Марки, состав
и свойства ковкого чугуна
Ковкий чугун получают длительным нагревом при высоких температурах (отжигом) отливок из белого чугуна. В результате отжига образуется
графит хлопьевидной формы. Такой графит, по сравнению с пластинчатым,
значительно меньше снижает прочность и пластичность металлической
основы.
Металлическая основа ковкого чугуна – феррит-ферритный ковкий
чугун (рис. 11, а) и, реже, перлит-перлитный ковкий чугун (рис. 11, б).
Наибольшей пластичностью обладает ферритный ковкий чугун, который
широко применяется в машиностроении.
а
б
Рис. 11. Микроструктура ковкого чугуна, 500:
а – ферритный чугун; б – перлитный чугун
Химический состав белого чугуна, отжигаемого на ковкий чугун,
выбирается в пределах: 2,5–3,0 % С; 0,5–1,5 % Si; 0,3–1,0 % Мn (в зависимости от требуемой структуры металлической основы); 0,08–0,12 % S
43
и 0,08–0,2 % Р. Для получения более высоких механических свойств
содержание углерода не должно превышать 2,8 %. Иначе, особенно
при отжиге на ферритный чугун, образуется большое количество графита,
отрицательно влияющего на прочность и пластичность чугуна [4].
Толщина сечения отливки не должна превышать 40–50 мм. При
большем размере отливок в сердцевине возможно образование пластинчатого графита и чугун становится непригодным для отжига.
На рис. 12 приведена принципиальная схема отжига на ферритный
ковкий чугун. Он проводится в две стадии. Первоначально отливки (чаще
упакованные в ящике с песком) выдерживают при 950–970 °С. В этот период протекает первая стадия графитизации, т. е. распад цементита, входящего в состав ледебурита (А + Fe3C) и установление стабильного равновесия «аустенит + графит». В результате распада цементита образуется
хлопьевидный графит (углерод отжига).
Рис. 12. Схема отжига ковкого чугуна: А – аустенит;
П – перлит; Ф – феррит; Г – графит; Л – ледебурит
Затем отливки охлаждают до температур, соответствующих эвтектоидному превращению. При охлаждении происходит выделение из аустенита
вторичного графита и рост графитных включений. По достижении эвтекдоидного интервала температур охлаждение резко замедляют или дают
длительную выдержку при температуре несколько ниже этого интервала
(рис. 12). В этот период протекает вторая стадия графитизации: распад
аустенита с образованием феррито-графитной смеси (при медленном
охлаждении в стабильной системе Fе–С) или распад цементита, входящего
в перлит, с образованием феррита и графита (в процессе выдержки ниже
эвтектоидной температуры) [4].
По окончании второй стадии графитизации структура чугуна состоит
из феррита и хлопьевидного графита. Такой отжиг выполняют более часто.
44
Излом ферритного чугуна бархатисто-черный благодаря большому количеству графита.
Если выдержка при второй стадии графитизации была недостаточно
длительной, то графитизацию претерпевает лишь часть цементита, входящего в перлит, образуется феррито-перлитный ковкий чугун (Ф + П + Г).
Если выдержка ниже эвтектоидной температуры не проводится,
то образуется перлитный ковкий чугун (П + Г), имеющий светлый (сталистый) излом.
Иногда отжиг ведут в окислительной и обезуглероживающей среде
(засыпка уложенных в ящики отливок рудой или окалиной), что приводит
к полному обезуглероживанию поверхности отливки. При таком отжиге
вторую стадию графитизации не проводят и получают перлитноферритный ковкий чугун. Излом чугуна светло-серый.
Отжиг на ковкий чугун – очень длительная операция, она длится
до 100–120 ч (рис. 13) [4].
Рис. 13. Режимы отжига ковкого чугуна:
ускоренный; - - - полный
Химический состав для отливок из ковкого чугуна ферритного
и перлитного классов приведен в табл. 11.
Согласно ГОСТ 1215–79 (с изменениями от 1991 г.) ковкий чугун
маркируется буквами «КЧ» и цифрами. Первые две цифры указывают предел прочности при растяжении (МПа·10–1), вторые цифры – относительное
удлинение.
Отливки изготовляют из ковкого чугуна марок:
 КЧ30-6, КЧ33-8, КЧ35-10, КЧ37-12 ферритного класса, характеризующегося ферритной или ферритно-перлитной микроструктурой металлической основы;
 КЧ45-7, КЧ50-5, КЧ55-4, КЧ60-3, КЧ65-3, КЧ70-2, КЧ80-1,5 перлитного класса, характеризующегося в основном перлитной микроструктурой металлической основы.
Область применения отливок из ковкого чугуна. Ковкие чугуны
имеют достаточно высокую прочность, пластичность, сопротивляемость
ударным нагрузкам и износостойкость в сочетании с хорошей обрабаты45
ваемостью. По сравнению с серыми чугунами ковкие чугуны более прочные и пластичные. Отливки из ковких чугунов могут даже правиться
в прессах, однако они, несмотря на свое название, как и серые чугуны,
ковке не подвергаются.
Таблица 11
Механические свойства и рекомендуемый химический состав ковкого чугуна
(ГОСТ 1215–79)
Массовая доля элементов, %
(остальное – железо)
Марка
чугуна
КЧ30-6
КЧ33-8
КЧ35-10
КЧ37-12
КЧ45-7
КЧ50-5
КЧ55-4
КЧ60-3
КЧ65-3
КЧ70-2
КЧ80-1,5
С
Si
2,6–2,9
1,0–1,6
2,5–2,8
2,4–2,7
1,1–1,3
1,2–1,4
2,5–2,8
1,1–1,3
2,4–2,7
1,2–1,4
Механические свойства
Временное
Относительное
сопротивление
удлинение, %
Mn
разрыву, МПа
не менее
Ферритный чугун
294
6
0,4–0,6
323
8
333
10
0,3–0,6
362
12
Перлитный чугун
441
7
490
5
539
4
0,3–1,0
588
3
637
3
686
2
784
1,5
Твердость, НВ
100–163
150–207
170–230
192–241
200–269
212–269
241–285
270–320
П р и м е ч а н и е. Содержание примесей: Р < 0,10–0,18 %; S < 0,06–0,20 %;
Cr < 0,06–0,08 %.
Ковкие чугуны используются для изготовления деталей, работающих
в более тяжелых, по сравнению с серыми чугунами, условиях (шестерни,
звенья цепей, детали сельскохозяйственных машин, трубопроводов и т. д.),
а также в качестве заменителей цветных металлов и углеродистых сталей.
Ковкие чугуны, легированные хромом и молибденом, могут являться
заменителями конструкционных сталей при изготовлении распределительных валиков, коленчатых валов, поршней, тормозных барабанов и т. д.
Ковкий чугун хорошо работает на изгиб и кручение, сохраняя высокие механические свойства до температуры 400 ºС.
При легировании ковких чугунов медью и ванадием они могут заменять
некоторые антифрикционные сплавы для отливки втулок и подшипников.
Отливки из ковкого чугуна применяют для деталей, работающих при
ударных и вибрационных нагрузках. Так, например, ферритный ковкий чугун марок КЧ37-12 и КЧ35-10 используют для деталей, работающих
46
при высоких динамических и статических нагрузках (картеры редукторов,
задний мост, ступицы, крюки, скобы и т. д.). Для менее ответственных
деталей (головки, хомутики, гайки, глушители, фланцы, муфта и т. д.)
применяют ферритный чугун.
Режимы отжига отливок для получения ковкого ферритного
и перлитного чугуна. Применяемый в промышленности черносердечный
ковкий чугун характеризуется повышенными прочностью, пластичностью
и ударной вязкостью вследствие образования при отжиге хлопьевидного
графита. Матрица же ковкого чугуна, как и матрицы других чугунов, может быть ферритной или перлитной, в зависимости от того, что требуется
главным образом от отливки: высокие пластичность и ударная вязкость
или прочность. Основные преимущества ковкого чугуна – однородность
его свойств по сечению, практическое отсутствие напряжений в отливках,
высокие механические свойства и очень хорошая обрабатываемость.
По прочности ковкий чугун близок к чугуну с шаровидным графитом,
по хладостойкости превосходит его. Это связано с тем, что ковкий чугун
содержит в 2 раза меньше кремния (табл. 12). Обезуглероженный ковкий
чугун является единственным видом конструкционных чугунов, который
хорошо сваривается и может быть применен для изготовления сварнолитых конструкций. Вместе с тем ковкий чугун имеет пониженные литейные свойства: жидкотекучесть ковкого чугуна меньше, чем у серого чугуна
и высокопрочного чугуна с шаровидным графитом, но больше чем у стали.
Поэтому толщину стенки отливки из ковкого чугуна назначают не менее
6 мм. Ограничения по максимальной толщине (не более 50 мм) связаны
с возможностью появления в литом состоянии пластинчатого графита, что
недопустимо. Объем усадочных раковин при затвердевании белого чугуна
составляет 4,0–6,0 % и зависит от податливости литейной формы.
Таблица 12
Химический состав чугунов
Содержание элементов, %
Чугун
Ковкий
Серый
Высокопрочный
С
Si
Мn
2,0–3,0
2,4–4,2
3,2–4,1
0,9–1,8
0,6–3,0
1,8–3,2
0,2–0,5
0,5–1,0
< 0,8
Р
S
не более
0,17
0,12
0,1
0,12
0,1
0,02
В результате отливки, которые были в литом состоянии хрупкими
и твердыми, после отжига становятся пластичными и хорошо обрабатываются резанием.
Производство отливок из ковкого чугуна осуществляется в два этапа:
этап 1 – производство отливок из белого чугуна (поэтому под литейными
47
свойствами ковкого чугуна следует понимать литейные свойства белого
чугуна); этап 2 – графитизирующий или обезуглероживающий отжиг.
На первом этапе основными являются требования, связанные с получением в отливках сквозного отбела. При этом необходимо иметь высокий
углеродный эквивалент или такое суммарное содержание углерода и кремния, чтобы в структуре белого чугуна не образовывался свободный графит.
При отклонении от этого максимума в меньшую сторону увеличивается
время второго этапа – отжига. Важнейшее требование к химическому составу белого чугуна – ограничение содержания хрома до 0,06–0,07 %, иначе не произойдет полного распада цементита в отливках из белого чугуна
(хром делает цементит устойчивым против распада). Выбор точного химического состава белого чугуна, из которого получается ковкий, зависит от
толщины стенок отливки (табл. 13). Содержание углерода и кремния выбирается таким, чтобы отливка получилась целиком структурно белой и ее
можно было отжечь за минимальное время.
Таблица 13
Содержание С и Si в отливках из ковкого чугуна
в зависимости от толщины стенок отливок
Содержание элементов, мас. %
С
Si
3,0–2,8
1,2–1,0
2,8–2,7
1,0–0,8
2,7–2,6
0,8–0,6
2,6–2,5
0,6–0,55
2,5–2,4
0,55–0,5
Толщина стенок отливок, мм
4–6
6–9
9–13
13–25
Более 25
Для тонкостенных отливок содержание углерода и кремния необходимо держать на верхнем пределе, для толстостенных – на нижнем.
Содержание марганца определяется содержанием серы. Обычно марганца
в ковком чугуне в 3–4 раза больше, чем серы [2].
О т ж и г н а ч е р н о с е р д е ч н ы й ч у г у н. В процессе такого
отжига может получиться либо ферритный, либо перлитный чугун. Чугун
получается ферритным, если в процессе отжига произошло разложение как
свободных карбидов, так и карбидов эвтектоида.
При получении перлитного чугуна происходит разложение только
свободных карбидов. Обезуглероживается только поверхностный слой
толщиной до 0,5 мм, а содержание углерода в остальном сечении не изменяется. Это достигается применением нейтральной атмосферы (путем
использования древесного угля или защитных газов СО, СО2, Н2, N2).
Режим двухстадийного отжига на ферритный ковкий чугун состоит
из следующих этапов:
1) нагрев до 900–950 °С;
48
2) выдержка при этой температуре (первая стадия графитизации);
3) промежуточное охлаждение до температур эвтектоидного превращения (промежуточная стадия графитизации);
4) очень медленное охлаждение в эвтектоидном интервале при температуре 720–760 °С;
5) охлаждение с печью и удаление отливок из печи.
Процесс медленного охлаждения при температуре эвтектоидного
превращения называется второй стадией графитизации, при этом происходит разложение эвтектоидного цементита.
Общее время отжига – 50–60 ч. При отжиге на черносердечный перлитный чугун исключается вторая стадия графитизации.
Типовой режим отжига отливок на ферритный ковкий чугун (ФеКЧ)
приведен на рис. 14.
Рис. 14. Типовой режим отжига отливок
на ферритный ковкий чугун
О т ж и г н а б е л о с е р д е ч н ы й ч у г у н (о б е з у г л е р о ж и в а ю щ и й о т ж и г). Обезуглероженный ковкий чугун получают отжигом
белого чугуна в окислительной среде. Скорость окисления углерода зависит
от содержания СО2, Н2 и Н2О в атмосфере печи, концентрации углерода
на поверхности отливок и скорости диффузии углерода. Переход углерода
в твердый раствор из графита более длителен, чем из цементита. Такой отжиг производят в окислительной атмосфере (отливки засыпают рудой).
Отжиг состоит из двух основных процессов: обезуглероживания и графитизации. Причем в тонкостенных отливках преобладает процесс обезуглероживания.
Процесс отжига белосердечного ковкого чугуна отличается от отжига
на черносердечный чугун высокой температурой отжига (1 000–1 500 ºС)
и большой длительностью процесса (до 110 ч).
49
При этом цементит перлита не распадается при эвтектоидном превращении. В процессе отжига формируется структура чугуна: на поверхности – Ф, к центру – Ф + П + Г, в центре – П + Г. Для отжига используют
печи непрерывного действия туннельного типа длиной 100 м (в этих печах
имеются камеры с различными температурными зонами).
Общим недостатком всех видов отжига на ковкий чугун является
длительность процесса отжига, которую уменьшают за счет ввода в расплав белого чугуна модификатора, содержащего, %: 0,003 В; 0,003 Вi
и 0,01 Аl.
Для ускорения отжига на практике применяют разные меры: чугун
модифицируют алюминием (реже бором, висмутом, теллуром и другими
элементами), повышают температуру нагрева чугуна перед разливкой,
перед отжигом применяют закалку отливок и нагрев при 350–400 ºС, повышают температуру первой стадии графитизации (но не выше 1 080 ºС)
или же выполняют отжиг в защитной атмосфере без упаковки отливок в
ящики с песком. Более эффективным является модифицирование чугуна
алюминием в сочетании с нагревом отливок при 350–400 ºС в течение 7–8 ч.
Такая обработка позволяет, вероятно, удалить кислород и азот из металла,
понизить устойчивость цементита и увеличить скорость диффузии, что сокращает длительность первой и второй стадий графитизации [4].
Особенности конструирования отливок и проектирования литейной технологии. Требования рационального конструирования отливок
из ковкого чугуна (равномерность толщины стенок, плавность переходов,
устранение тепловых узлов и т. д.) являются обязательными условиями
обеспечения высокого качества, надежности и экономичности производства изделий.
Для получения плотных отливок из ковкого чугуна при разработке
конструкции отливок предусматривают направленность кристаллизации
и хорошее питание прибылями.
Значительные величины доперлитной усадки белого чугуна в сочетании с хрупкостью создают склонность к образованию горячих и холодных трещин, что учитывают при конструировании отливок и разработке
технологии литейной формы. Это ограничивает получение сложных по
конструкции отливок.
Повышенная усадка белого чугуна требует установления боковых
прибылей или питающих бобышек. При этом металл подводится в наиболее утолщенные места отливки. Литниковая система для отливок из ковкого чугуна (рис. 15) обычно состоит из литниковой чаши, стояка, верхнего металлоприемника, шлакоулавливающей сетки, литникового хода
и питающей прибыли. Питающие прибыли могут устанавливаться как
по нескольку штук на одной отливке, так и по одной для нескольких
отливок.
50
Отливки из ковкого чугуна конструируют с учетом их технологичности, позволяющей при требуемой прочности обеспечить их изготовление
с минимальными затратами труда и материалов.
Поверхности отливки должны приближаться к плоскости или телу
вращения. Упрощение внешней формы облегчает формовку и извлечение
модели из формы. Все поверхности литой конструкции, находящиеся при
формовке перпендикулярно плоскости разъема модели, должны иметь
уклоны для свободной выемки модели из формы.
Рис. 15. Литниковая система и боковая прибыль
для отливок из ковкого чугуна: 1 – литниковая
чаша; 2 – стояк; 3 – верхний металлоприемник;
4 – сетка (дроссель); 5 – нижний металлоприемник; 6 – литниковый ход; 7 – боковая прибыль;
8 – шейка прибыли
При конструировании деталей из ковкого чугуна необходимо стремиться к тому, чтобы место соединения двух стенок имело плавные переходы в виде галтелей и закруглений. Благодаря правильно выполненным
закруглениям наружных и внутренних стенок удается достигнуть направленного затвердевания без возникновения усадочных раковин и горячих
трещин. Применение галтелей и закруглений в отливках из ковкого чугуна
повышает их усталостную прочность в условиях работы при значительных
знакопеременных нагрузках.
Состав шихты для выплавки белого чугуна, отжигаемого на ковкий,
зависит от марки чугуна, наличия металлолома и других факторов.
Плавка чугуна в вагранке не обеспечивает стабильность химического
состава и температуры и применима только при производстве отливок
из низких марок ковкого чугуна (КЧ30-6 и КЧ33-8). Для получения ответственных и тонкостенных отливок металл обычно плавят дуплекс51
процессами: «вагранка + кислая дуговая электропечь», «вагранка + кислая
индукционная печь» или «вагранка + пламенная печь». Назначение второго плавильного агрегата в данном случае заключается в доведении состава
металла до необходимого содержания в нем углерода и кремния, обеспечении необходимого перегрева расплава (до 1 440–1 500 оС).
Средняя толщина стенок отливок из ковкого чугуна должна быть
в пределах 5–8 мм при наличии необходимых ребер жесткости. В отдельных отливках толщину стенки можно изменять в более широких пределах.
При проектировании отливок необходимо стремиться к назначению всех
ее стенок по возможности одинаковой толщины. Равномерность толщины
стенок и допустимое скопление металла в их сопряжениях определяются
по правилу вписанной окружности.
Для отливок, имеющих стенки с различным поперечным сечением,
необходимо обеспечивать направленное затвердевание, с целью снижения
вероятности развития литейных дефектов и напряжений. Направленность
кристаллизации отливки можно создать путем разработки конструкции
отливки или использования технологических приемов.
Форма сопряжения частей отливки разной толщины зависит от характера напряжений, возникающих в месте перехода. Если при охлаждении
тонкая часть отливки вдавливается в утолщенную часть, то нет необходимости конструктивно оформлять место перехода. Если же при охлаждении
происходит обратный процесс, то рассмотренное выше сопряжение должно иметь галтель с достаточным радиусом, чтобы растягивающие усилия
действовали на большей площади.
Разливка жидкого чугуна в литейные формы является технологической операцией, от которой зависит формирование конечной структуры
и качество отливок из ковкого чугуна. Основными технологическими факторами при разливке чугуна являются температура металла и скорость его
заливки в формы. В случае быстрой заливки уменьшаются тепловые потери металла при движении его по форме. Это способствует равномерному
затвердеванию и охлаждению отливки, уменьшению перепада температур
и получению равномерной структуры и свойств отливки.
Скорость заливки устанавливают в зависимости от массы, конфигурации и толщины стенки отливки. Тонкостенные отливки следует заливать
быстро. С увеличением толщины стенки отливок заливку необходимо производить медленнее.
Скорость заливки можно менять путем изменения диаметра стояка,
установки различных местных сопротивлений (сетка, дроссель). Средние
скорости заполнения форм белым чугуном зависят от массы отливок.
Скорость заполнения (υзап) должна составлять: для отливок массой 3–5 кг
υзап = 0,5–0,6 кг/с, для отливок массой 10 кг υзап = 0,7–0,85 кг/с, для отливок
массой более 10 кг υзап = 0,9–1,1 кг/с.
52
Для литейных форм, изготовленных на линиях под высоким давлением, средние скорости заливки могут быть увеличены в 1,5 раза.
Производство отливок из легированных чугунов
Классификация, марки, состав и свойства легированных чугунов. Промышленные легированные чугуны являются сложными многокомпонентными сплавами. Оценка принадлежности чугунов к этому классу литейных материалов устанавливается на основе сложившихся представлений
о признаках легированности сплавов Fе–С. Принято считать, что такие чугуны
должны содержать в своем составе специальные легирующие элементы или
иметь повышенную концентрацию постоянных примесей.
Легирование является одним из методов управления процессами
формирования структуры и свойств отливок из чугуна. К легированию
прибегают для измельчения первичных структурных образований и получения однородной микроструктуры. При этом за чисто внешним проявлением
эффекта легирования кроются глубокие изменения, происходящие в твердых растворах и высокоуглеродистых фазах чугуна, полезность которых
может быть усилена с помощью термической обработки. Кроме того, легирование используется и как радикальное средство, с помощью которого отливки из чугуна приобретают необходимые специальные свойства: износостойкость, коррозионную стойкость, жаростойкость, жаропрочность, особые магнитные и электрические характеристики, антифрикционные свойства.
Для достижения многих практических целей наиболее эффективным
оказывается комплексное легирование чугунов, при котором в их состав
вводят два и более легирующих элементов.
В настоящее время существует следующая классификация легированных чугунов:
 по количеству легирующих элементов: низколегированные (до 3 %
легирующего элемента), среднелегированные (3–10 %) и высоколегированные (более 10 %);
 по назначению: износостойкие, жаростойкие, коррозионностойкие,
жаропрочные, немагнитные и антифрикционные;
 по основному легирующему элементу: никелевые (ЧН2Х, ЧН4Х2),
хромистые (ЧХ1, ЧХ16, ЧХ32), кремнистые (ЧС5, ЧС17), алюминиевые
(ЧЮ6С5, ЧЮ30) и марганцевые (ЧГ7Х4, ЧГ8Д3).
Износостойкие белые чугуны – это группа хромистых (Мn–Cr, Ni–Cr)
чугунов, основной особенностью которых является наличие легированных
карбидов железа или карбидов легирующих элементов, обеспечивающих
высокую износостойкость в условиях абразивного износа. Регулирование
состояния металлической основы за счет легирования и термической обработки позволяет в достаточно широком диапазоне изменять износостойкость и обрабатываемость белого чугуна.
53
Механические свойства белого чугуна характеризуются прежде всего высокой твердостью, умеренной прочностью при растяжении и изгибе,
практическим отсутствием пластичности.
Литейные свойства белого чугуна хуже, чем серого. Однако его жидкотекучести достаточно для получения литых заготовок с толщиной стенок
6–8 мм и ребрами толщиной 3–4 мм в обычных формах. Литейная усадка
белых чугунов близка к литейной усадке низколегированной углеродистой
стали.
Белые чугуны обладают повышенной склонностью к образованию
горячих и холодных трещин, что связано с широким диапазоном кристаллизации сплава, большой величиной линейной усадки, низкой теплопроводностью. Поэтому при конструировании литых деталей из белого чугуна
и проектировании технологии изготовления формы необходимо обеспечить минимальную затрудненную усадку, выравнивание температур в различных сечениях отливки.
Марки белых чугунов определяются ГОСТ 7769–82 «Чугун легированный для отливок со специальными свойствами», который предусматривает
следующие марки белых износостойких чугунов:
 низколегированный хромистый марки ЧХ3Т;
 высоколегированные хромистые марок ЧХ9Н5, ЧХ3Т, ЧX16,
ЧX16М2, ЧX22, ЧХ28Д2, ЧX32;
 высоколегированный марганцевый марки ЧГ7Х4;
 низколегированный никелевый марки ЧН4Х2.
Главное назначение белых износостойких чугунов – изготовление
деталей машин и оборудования, которые находятся в контакте с абразивом:
минеральным сырьем, строительными материалами и т. д.
Белые износостойкие чугуны выплавляют в дуговых или индукционных электрических печах. Плавка ведется методом переплава без активных
металлургических процессов.
В случае использования высокоуглеродистого феррохрома, особенно
при плавке в индукционной печи, рекомендуется перегрев расплава
до 1 500 оС и выдержка при этой температуре не менее 15 мин. Температура затвердевания зависит от толщины стенки отливки, типа литейной формы и содержания углерода. Рекомендуется применение легко отделяемых
прибылей, так как отрезка прибылей газом приводит к образованию трещин в отливках.
Производство отливок из жаростойких, жаропрочных
и антифрикционных чугунов
Жаростойкий чугун. Обычные чугуны (низколегированный серый,
ковкий, высокопрочный чугуны) при нагреве в окислительной среде корродируют, а в результате графитизации увеличивают объем. Специальные
54
жаростойкие легированные чугуны значительно меньше подвержены
окислению и росту окислительной пленки при нагреве в окислительных
и газовых средах.
Согласно ГОСТ 7769–82 жаростойкие чугуны должны увеличивать
массу в результате окисления не более 0,5 г/(м2·ч) и иметь рост пленки
не более 0,2 % при температуре эксплуатации в течение 150 ч.
Легированные чугуны при определенном содержании в них А1, Si,
Cr, Ni имеют повышенную жаростойкость. Такие легирующие элементы,
как А1, Si, Cr, обеспечивают образование на поверхности чугуна плотных
оксидов железа, шпинелей, а также собственных оксидов, защищая отливку от коррозии. Кроме того, они обеспечивают стабильность структуры
при нагреве, снижая рост чугуна.
В соответствии с ГОСТ 7769–82 к жаростойким относятся хромистые, кремнистые и алюминиевые чугуны с пластинчатым и шаровидным
графитом. Высокохромистые и высокоалюминиевые чугуны имеют наиболее
высокий уровень жаростойкости, но их применение ограничено вследствие
плохой обрабатываемости, склонности к образованию трещин в отливке
и дефектов типа «пористость» и «плен». Более дешевые хромистые и алюминиевые чугуны с пониженным содержанием алюминия в определенных условиях обеспечивают экономически оправданный уровень долговечности литых деталей. Составы жаростойких никелевых чугунов приведены в табл. 14.
Таблица 14
Составы никелевых чугунов
Содержание элементов, %
Марки
ЧНХТ
ЧН19ХЗ
ЧН1МШ
ЧН20Д2ХШ
С
2,7–3,4
2,3–3,0
3,2–3,8
1,8–2,5
Прочие
Si
Мn
Сг
Ni
элементы
1,1–2,0
0,2–0,4 0,4–0,7
Тi – 0,12
1,0–1,6
1,0–2,5
1,5–3,5 18–20
Cu – 5–8
1,8–2,8 0,8–1,2 До 0,1 0,8–1,4 Мо – 0,3–0,6
3,0–3,5 1,5–2,0 0,5–1 19–21 Cu – 1,5–2
Структура
матрицы
П+Ц
А+К
П+Ц
А+К
П р и м е ч а н и е. Матрица: П – перлит; Ц – цементит; А – аустенит; К – карбиды.
Жаропрочный чугун. К жаропрочным чугунам относятся никелевые
чугуны с шаровидным графитом, с аустенитной или аустенитно-карбидной
матрицей, обладающие повышенным сопротивлением ползучести и длительной прочностью. Благодаря высоконикелевой матрице жаропрочные
чугуны одновременно имеют высокую коррозионную стойкость в различных
агрессивных средах, они немагнитны в широком диапазоне температур
не меняют структуру.
Шаровидный графит и вязкая матрица обеспечивают достаточно высокие механические свойства, а хорошие литейные свойства позволяют
55
получать сложные фасонные отливки из этих чугунов. Данные чугуны
с шаровидным графитом применяют в качестве коррозионно-стойких в агрессивных средах, в качестве жаропрочного материала для деталей турбокомпрессоров, в качестве хладостойкого материала для деталей криогенной
техники. Марки и химический состав регламентирует ГОСТ 7769–82, согласно которому такие чугуны дополнительно могут содержать 5–6 % Si.
Высоконикелевые чугуны рекомендуется выплавлять в электрических печах с кислой футеровкой. Имея пониженную жидкотекучесть, они
требуют повышенные температуру заливки (от 1 380 до 1 400 °С) и температуру перегрева (до 1 480–1 520 °С) чугуна перед обработкой на шаровидный графит.
Никель-марганцевые чугуны рекомендуется выплавлять в электрических печах с основной футеровкой. Температура заливки и перегрева такие
же, как у высоконикелевых чугунов.
Антифрикционный чугун (ГОСТ 1585–85) является разновидностью износостойких. Однако наряду с износостойкостью антифрикционный чугун должен обладать небольшим коэффициентом трения, высокой
теплопроводностью и хорошей прирабатываемостью. При этом желательна
гетерогенная матрица, мягкая с включением твердых фаз (мягкая составляющая изнашивается, образуя каналы, в которых удерживается смазка,
твердая фаза воспринимает давление). В наибольшей степени этим условиям отвечает перлит с включением сфероидальных карбидов. Графит
адсорбирует смазку и удерживает ее, а при отсутствии сам заменяет ее.
Антифрикционный чугун может быть серым (АЧС-1, АЧС-2), высокопрочным (АЧВ-1, АЧВ-2) и ковким (АЧК-1, АЧК-2).
Антифрикционные сплавы, предназначенные для применения в узлах трения со смазкой, должны обеспечивать нормальную работу трущихся деталей (как в период приработки, так и при последующей эксплуатации) без заедания и образования задиров, а также обладать высокой износостойкостью.
Основными преимуществами антифрикционного чугуна в сравнении
с цветными антифрикционными сплавами являются высокая износостойкость, хорошая работа при высоких давлениях и граничной смазке, а также
низкая стоимость. При выборе антифрикционного материала следует учитывать, что повышение температуры в зоне трения оказывает меньшее
влияние на изменение коэффициента трения чугуна, в сравнении с бронзами и баббитами.
ГОСТ 1585–85, регламентирующий химический состав, макроструктуру и твердость, устанавливает 10 марок антифрикционного чугуна.
Чугуны марок АЧС-1–АЧС-6 серые с пластинчатым графитом и различной структурой матрицы. Чугуны марок АЧС-1–АЧС-4 имеют перлитную структуру. Наличие 0,15–0,40 % фосфора в составе этих чугунов
56
обеспечивает формирование в их структуре высокотвердой фосфоридной
эвтектики. Чугуны марки АЧС-5 содержат 7,5–12,5 % Мn и имеют аустенитную матрицу с включениями пластинчатого графита и карбидов марганца.
Технология получения антифрикционных чугунов марок АЧС-1,
АЧС-2 и АЧС-3 практически не отличается от технологии производства
обычных серых чугунов. Чугун АЧС-4 получают ковшевым легированием
серого чугуна металлической сурьмой. Сурьма помещается в ковш под
струю жидкого чугуна. Растворение присадки протекает спокойно, без выбросов, пироэффекта и выброса газов.
В чугунах марок АЧВ и АЧК графит находится в шаровидной и компактной форме соответственно. Для производства этих чугунов могут быть
применены технологические процессы, которые обычно используют для
получения отливок из высокопрочного и ковкого чугуна.
Производство отливок из синтетического чугуна
Сущностью процесса производства синтетического чугуна является
выплавка его на стальных отходах с соответствующим науглероживанием
различными карбюризаторами. Исходными материалами являются обычно стальной лом в виде отходов прокатного или кузнечно-прессового производства, динамной и трансформаторной стали, стальная стружка, высечка, обрезь и т. п., карбюризатор (электродный бой, графитизированный порошок, кокс, каменный уголь и т.п.) и ферросплавы (ФС, ФМн, ФХ и др.).
Для выплавки синтетического чугуна обычно применяют электрические
печи, индукционные или дуговые, что позволяет регулировать его состав
и температуру в жидком состоянии подбором оптимальных условий термовременной обработки.
Синтетический чугун существенно отличается от обычного низким
содержанием серы (0,015–0,03 %), фосфора (0,02–0,04 %), газов (водород,
кислород, азот) и других примесей, а также неметаллических включений
[1]. Этим объясняются особенности его свойств в жидком состоянии:
повышенное поверхностное натяжение, большая склонность к переохлаждению, что способствует кристаллизации по метастабильной системе и образованию отбела. При этом надо отметить, что модифицирование синтетического чугуна графитизирующими присадками (ФС75, СК30) расширяет структурные области перлита и неориентированного графита, как
и у обычного чугуна.
Количество модификатора, вводимого в синтетический чугун, должно
быть на 0,1–0,2 % больше, чем в обычном. Размер включений графита
в нем меньше, а перлит более дисперсный, чем в обычном чугуне. Это
обусловливает его более высокие механические свойства, чему в большей
степени способствует меньший коэффициент концентрации напряжений.
57
При модифицировании чугуна сфероидизирующими добавками
(магнием, лигатурой на основе никеля и магния и др.) их действие оказывается более стабильным, а расход таким же, как и в случае применения
рафинированного чушкового чугуна [1].
При производстве ковкого чугуна главными особенностями синтетического чугуна является меньшее содержание фосфора и соответствующее
увеличение пластичности и вязкости, особенно при низких температурах.
Вместе с тем имеет место и некоторое увеличение длительности отжига,
в особенности его второй стадии, в связи с избытком Мn (вследствие
низкого содержания S) и повышенной концентрации Cr в стальном ломе.
Однако этого можно избежать модифицированием А1, а также увеличением содержания Si до 1,5–1,8 %. Белый синтетический чугун, простой и легированный, отличается большей дисперсностью структуры.
Механические свойства синтетического чугуна с пластинчатым графитом значительно выше, чем у обычного серого чугуна, при одном и том
же химическом составе металла. Это различие особенно заметно после
модифицирования. Наибольшее влияние на механические свойства синтетического чугуна оказывают С и Si.
Существенное влияние на прочность чугуна оказывает отношение
Мn/S, которое наиболее благоприятно при значениях 5–10, а также термовременная обработка жидкого металла с перегревом 1 500–1 550 °С [1].
Физические свойства синтетического чугуна практически не отличаются от свойств обычного чугуна с тем же составом и структурой.
Из технологических свойств можно отметить небольшое ухудшение обрабатываемости в связи с повышением прочности и твердости.
Износостойкость и герметичность синтетического чугуна, в сравнении с обычным серым чугуном, имеющим в структуре пластинчатый графит, гораздо выше, что является следствием меньшего размера графита
и большей плотности металла. В связи с этим синтетический чугун даже
с пластинчатым графитом можно успешно применять для деталей гидроаппаратуры и других отливок, работающих при давлениях до 300–350 атм
((300–350)·105 Па). Поэтому при переходе с обычного серого чугуна с ПГ
на синтетический возможно сокращение брака отливок по негерметичности.
Синтетический чугун с шаровидным графитом при нормальной температуре мало отличается по свойствам от обычного ВЧШГ при одинаковом составе и остаточном содержании магния, так как свойства этих чугунов, равно как и их структуры, зависят главным образом от условий модифицирования и термической обработки и в значительно меньшей степени
от исходного жидкого состояния, которое оказывает большое влияние
в немодифицированных чугунах [1]. Отливки из синтетического чугуна
с шаровидным графитом могут с успехом применяться в условиях давления до 500 атм (500·105 Па).
58
При производстве синтетического ковкого чугуна необходимо
не только уменьшать содержание фосфора и увеличивать содержание
кремния, но и проводить модифицирование алюминием или редкоземельными металлами, а также увеличивать скорость охлаждения отливок.
Литейные свойства синтетического чугуна несколько отличаются
от свойств обычного чугуна. Так, жидкотекучесть и объемная усадка
у синтетического чугуна меньше, чем у обычного, а объем усадочной пористости и литейной усадки больше, чем у обычного.
Более низкая жидкотекучесть синтетического чугуна устраняется повышенным перегревом в плавильной печи при одной и той же температуре
заливки. Это свидетельствует о том, что данное явление связано с жидким
состоянием и, вероятно, с зародышами, образующимися при науглероживании [1–2, 4]. Следует отметить, что различие в литейных свойствах, связанное с природой шихтовых материалов, возможно нивелировать перегревом
над ликвидусом и изменением содержания углерода и кремния или модифицированием. Поэтому ухудшение некоторых литейных свойств, например
жидкотекучести, при замене обычного чугуна синтетическим не требует
существенного изменения технологии (например, повышения содержания
фосфора), так как при этом ухудшились бы его ценные свойства [1].
Приведенные особенности свойств синтетического чугуна свидетельствуют о целесообразности его применения для улучшения качества
отливок главным образом в следующих случаях:
 для отливок с повышенными механическими свойствами, особенно
при работе в условиях повышенных или пониженных температур, а также
действия знакопеременных и динамических нагрузок;
 для отливок с повышенной герметичностью, работающих при высоких давлениях в жидких и газообразных средах;
 взамен легированных конструкционных чугунов, когда легирование имеет цель повышения механических свойств;
 для отливок сложной конфигурации при значительном торможении
усадки, склонных к образованию горячих трещин и значительной деформации в процессе изготовления и эксплуатации;
 при наличии на предприятии большого количества металлолома
или при расположении вблизи предприятий, имеющих металлоотходы
в больших количествах.
Получение отливок из алюминиевых чугунов
Различают алюминиевые чугуны конструкционные (с содержанием
до 4 % Al) и легированные (с содержанием от 1,0 до 31 % Al) со специальными свойствами.
Процесс формирования структуры в отливках из конструкционных
алюминиевых чугунов завершается эвтектоидным превращением переох59
лажденного аустенита. Эвтектоид, образующийся в отливках при содержании кремния более 1 %, состоит из феррита и диспергированного в нем
вторичного Fe3AlСХ. Форма графитных кристаллитов в литой микроструктуре при содержании кремния около 1 % близка к вермикулярной, а при
модифицировании силикокальцием (до 1 %) или силикомишметаллом
(до 0,5 %) становится более компактной и даже шаровидной. Стабильность
получения в структуре шаровидного графита достигается при модифицировании расплавов эвтектического или заэвтектического состава лигатурами Mg–РЗМ, причем структура зависит от содержания алюминия и кремния. Углеродный эквивалент алюминиевых чугунов может быть определен
по формуле [1]
СЕ = Собщ + 0,25Si + 0,15Al.
Механические свойства конструкционных алюминиевых чугунов
в небольшой степени зависят от содержания в них С (3,0–3,5 %) и Al
(2,0–3,0 %), но очень чувствительны к концентрации кремния в сплавах.
Для улучшения прочности, вязкости и пластичности необходимо выполнение двух условий:
 содержание кремния – не более 1 %;
 модифицирование сплавов.
При равной прочности алюминиевые чугуны отличаются от обычных
более низкой твердостью. Марганец способствует повышению прочности
и твердости. Для получения ферритной матрицы в сыром состоянии алюминиевых высокопрочных чугунов с шаровидным графитом необходимо
иметь высокую сумму Si + Al (более 5 % при диаметре отливки более 60 мм).
Алюминиевые конструкционные чугуны легируют Ni (до 0,8–1,5 %),
Cu (до 0,6–0,8 %), Cr (до 0,2–0,3 %), V или Ti (до 0,2–0,4 %) и Mo (до 0,2–
0,4 %) главным образом для измельчения первичных структурных образований и получения однородной микроструктуры продуктов распада переохлажденного аустенита в различных сечениях отливки.
Графитизирующий отжиг при 870–970 ºС используется для получения компактных форм графита (углерод отжига) в специальных низкоуглеродистых чугунах (2,6–2,8 % С), предназначенных для азотирования [1, 4].
Все отливки из конструкционных алюминиевых чугунов ответственного назначения рекомендуется подвергать отжигу для снятия остаточных
литейных напряжений.
Конструкционные алюминиевые чугуны с вермикулярным и шаровидным графитом обладают повышенной кавитационной стойкостью, а их
антифрикционные и износостойкие характеристики улучшаются при легировании и термообработке.
По жаростойкости и жаропрочности алюминиевые чугуны считаются пригодными для эксплуатации при температурах до 650–700 ºС [1].
60
Литейные свойства конструкционных алюминиевых чугунов не создают особых трудностей при получении отливок даже сложного профиля.
Линейная усадка не превышает 1,0–1,5 %.
От окисления чугуна при заливке предохраняет лигатура, содержащая литий.
Высокое качество отливок из алюминиевых чугунов достигается при
заливке в сухие песчаные формы или кокиль. Для плавки могут быть использованы вагранки и электрические печи. Для получения отливок ответственного назначения целесообразно использование синтетических алюминиевых чугунов.
Составы применяемых в промышленности алюминиевых чугунов со
специальными свойствами приведены в табл. 15 [1].
Таблица 15
Составы высоколегированных алюминиевых чугунов
Марка
ЖЧЮ2ХШ
ЖЧЮ6С5
ЖЧЮ7Х2
ЖЧЮ22
ЖЧЮ22Ш
ЖЧЮ30
С
3,0–3,8
1,8–2,4
2,5–3,0
1,6–2,5
1,0–1,2
Массовая доля элементов, %
Мn P
S
Структура
Si
А1
Cr
не более
2,0–3,0 1,0–2,0 0,5–1,2 0,8 0,1 0,03
Ф+П+Ц+Г
4,5–6,0 5,5–7,0
–
0,8
0,15 Ф + П + Г + Fe3АlCX
0,3
1,5–3,0 5,0–9,0 1,5–3,0 1,0
0,32 Ф + П + Г + Fe3А1СX
0,08
Ф+Г
1,0–2,0 19,0–25,0
0,8 0,2
–
0,03
Ф + Г + Fe3А1СX
До 0,5 29,0–31,0
0,7 0,04 0,08
Ф + А14С3
П р и м е ч а н и я:
1. В чугунах ЖЧЮ2ХШ, ЖЧЮ22 и ЖЧЮ22Ш допускается содержание Сu до 2,0 %.
2. Чугун ЖЧЮ2ХШ не является, собственно говоря, высоколегированным,
но применяется как чугун со специальными свойствами.
Главные свойства высоколегированных алюминиевых чугунов – жаростойкость и износостойкость. При содержании алюминия в количестве
5–8 % чугун характеризуется достаточным уровнем жаростойкости и при
800 оС имеет увеличение массы всего лишь 0,4 г/(м2·ч). Для дальнейшего
увеличения жаростойкости при более высоких температурах его легируют
Si, Ni, Cr и Cu, причем максимальная окалиностойкость получается при
суммарном содержании алюминия и кремния, равном 10,5 %. При увеличении содержания алюминия в чугуне жаростойкость его непрерывно повышается, так что при 14 % Al чугун характеризуется увеличением массы
0,1 г/(м2·ч) при температуре 1 000 °С. Но этот чугун применяется редко из-за
неудовлетворительной обрабатываемости, низких механических свойств
и большой хрупкости. Чугун ЖЧЮ22Ш практически не окисляется при
температурах до 1 100 ºС, его высокая жаростойкость сохраняется в агрессивных средах и в перегретом водяном паре [1].
61
Алюминиевый чугун с шаровидным графитом сохраняет высокую
жаростойкость практически до температуры плавления. При содержании
29–31 % Al чугун (пирофераль) характеризуется высокой жаростойкостью
и при температуре 1 100 оС имеет увеличение массы около 0,2 г/(м2·ч). Такая высокая жаростойкость отличает пирофераль как в атмосфере чистого
кислорода, так и в восстановительной и окислительной атмосферах продуктов горения. Однако у пирофераля есть недостатки: склонность к самопроизвольному распаду при комнатной и пониженной температурах; повышенная склонность к образованию трещин; невозможность обработки
резанием обычным инструментом. Эти недостатки устраняются введением
в пирофераль титана в количестве до 0,3 %, а также хрома.
Из всех известных составов алюминиевого чугуна наиболее технологичным является чугун, содержащий 19–25 % Al. Прочность этих чугунов увеличивают модифицированием церием, кальцием или комплексными присадками, содержащими эти элементы. Алюминиевый чугун с шаровидным графитом, содержащий 19–25 % Al, имеет удовлетворительную обрабатываемость
и сохраняет прочность после длительной выдержки при температуре 1 000 оС.
Чугуны, легированные алюминием, выплавляют в индукционных печах промышленной частоты. Температура перегрева не должна быть выше
1 550 °С, иначе идет насыщение водородом, что обусловливает образование пор в отливках. Угар алюминия при плавке в индукционной печи составляет 0,5–3,0 %. Модифицирование ферроцерием производится непосредственно в печи перед выпуском металла.
Отливки из алюминиевых чугунов можно получать в сырых и сухих
формах, которые должны иметь хорошую вентиляцию; большие поверхности необходимо располагать вертикально или под наклоном. При отливке
крупных деталей следует применять податливые смеси [1, 2].
Контрольные вопросы и задания
1. Какова область применения отливок из серого чугуна?
2. Какие марки серого чугуна предусмотрены для изготовления отливок? Объясните условное обозначение марки.
3. Для каких условий эксплуатации используют чугунное литье марок СЧ10 и СЧ15?
4. Какие важнейшие элементы определяют структуру и свойства
серого чугуна?
5. Как снижают вероятность образования отбела в отливках из серого чугуна?
6. Перечислите технологические варианты получения модифицированного чугуна повышенной прочности.
7. От каких факторов зависит установление минимальной толщины
стенки отливки?
62
8. Какие элементы содержат графитизирующие модификаторы?
9. Перечислите элементы, входящие в состав стабилизирующих модификаторов.
10. Какие элементы содержат комплексные модификаторы? Объясните их воздействие на структуру и свойства серого чугуна.
11. Какие способы модифицирования серого чугуна существуют
в настоящее время?
12. Какова структура чугуна с вермикулярным графитом?
13. Какие свойства чугуна с вермикулярным графитом выдвигают
его в ряд перспективных конструкционных материалов?
14. Какие способы получения вермикулярного графита в чугуне вам
известны?
15. Какой может быть структура металлической матрицы у чугуна
с вермикулярным графитом?
16. Зачем после обработки чугуна с вермикулярным графитом РЗМ
требуется вторичное модифицирование?
17. Какие лигатуры с РЗМ можете перечислить?
18. Что сдерживает широкое использование чугуна с вермикулярным
графитом?
19. Какова склонность к отбелу у чугуна с вермикулярным графитом
по сравнению с серым чугуном и чугуном с шаровидным графитом?
20. Можно ли получить из чугуна с вермикулярным графитом тонкостенные отливки без отбела?
21. Перечислите области применения и некоторую номенклатуру
отливок из чугуна с вермикулярным графитом.
22. Какова номенклатура отливок, получаемых из высокопрочного
модифицированного чугуна?
23. Когда был открыт способ получения шаровидного графита с помощью магния?
24. Перечислите марки ВЧШГ согласно ГОСТ 7293–85.
25. Каково влияние углерода, кремния и марганца на структуру
и свойства ВЧШГ?
26. Какой может быть структура металлической матрицы ВЧШГ?
27. Какие физические свойства магния свидетельствуют о трудном
усвоении этого элемента жидким чугуном?
28. Почему при производстве магниевого чугуна необходимо предусматривать дополнительные меры безопасности?
29. Сколько остаточного магния надо иметь в чугуне, чтобы получился шаровидный графит?
30. В каком случае высокопрочный чугун с шаровидным графитом
может получиться с отбелом?
31. По какой формуле рассчитывают количество остаточного магния
в чугуне?
63
32. Какие методы модифицирования металлическим магнием применяют?
33. Перечислите методы ввода сфероидизирующих модификаторов.
34. В чем сущность автоклавного модифицирования?
35. В каких случаях для модифицирования используют герметизированные ковши?
36. Перечислите методы модифицирования под атмосферным давлением.
37. Как получают кокс, пропитанный магнием?
38. В чем сущность сэндвич-процесса?
39. Перечислите преимущества модифицирования магниевыми лигатурами.
40. Какова плотность тяжелых и легких магниевых лигатур?
41. От каких эффектов при модифицировании магнием должен быть
защищен обслуживающий персонал?
42. Какую форму имеет графит в ковком чугуне?
43. Сколько стадий отжига на ферритный ковкий чугун?
44. Что происходит с цементитом при первой стадии графитизации?
45. В какой период протекает вторая стадия графитизации?
46. В каком случае образуется ферритно-перлитный ковкий чугун?
47. Какой цвет излома у перлитного ковкого чугуна?
48. Как создается окислительная среда при отжиге отливок?
49. Сколько часов длится отжиг на ковкий чугун?
50. Перечислите марки отливок из ковкого чугуна перлитного класса.
51. Перечислите области применения отливок из ковкого чугуна.
52. Какой элемент оказывает значительное влияние на хладостойкость ковкого чугуна?
53. Каков объем усадочных раковин при затвердевании белого чугуна?
54. Каковы условия получения в отливках сквозного отбела?
55. Сколько марганца должно быть в ковком чугуне относительно
содержания серы?
56. Какие отличия имеются в структуре чугуна при отжиге на черносердечный?
57. Каковы этапы отжига на ферритный ковкий чугун?
58. Как изменяется структура чугуна в процессе отжига?
59. Перечислите элементы, способствующие сокращению длительности отжига.
60. Каковы требования к конструированию отливок из ковкого чугуна?
61. Каково устройство литниковой системы для отливок из ковкого
чугуна?
62. Какова цель легирования чугуна?
63. Какие свойства могут приобретать чугуны за счет легирования?
64
64. Перечислите признаки классификации легированных чугунов.
65. Какие группы чугунов относятся к белым износостойким чугунам?
66. Каковы литейные свойства белых чугунов?
67. Каково главное назначение белого износостойкого чугуна?
68. Какие чугуны относятся к жаростойким?
69. Какие чугуны имеют высокую жаропрочность и коррозионную
стойкость?
70. Каково предназначение антифрикционных чугунов?
71. Какова форма графита в антифрикционных чугунах марок АЧВ
и АЧК?
72. Перечислите исходные шихтовые материалы для плавки синтетического чугуна.
73. Какие карбюризаторы используют при плавке синтетического
чугуна?
74. Чем состав синтетического серого чугуна отличается от обычного серого чугуна?
75. Каковы свойства синтетического чугуна с пластинчатым и шаровидным графитом?
76. Какое влияние на свойства синтетического чугуна оказывает
соотношение марганца и серы?
77. Отличаются ли литейные свойства синтетических чугунов
и обычных серых, ковких и высокопрочных?
78. В каких случаях и для каких отливок целесообразно применять
синтетический чугун?
79. Назовите область применения алюминиевых конструкционных
чугунов.
80. Расскажите о свойствах алюминиевых конструкционных чугунов.
81. Перечислите марки алюминиевых конструкционных чугунов.
1.3. Плавка чугуна
Марки и составы шихтовых материалов
В качестве шихтовых материалов при выплавке чугунов используют
доменные чушковые чугуны, ферросплавы, чугунный и стальной лом, отходы собственного производства; легирующие, модифицирующие и рафинирующие добавки, а также вспомогательные шихтовые материалы – топливо, флюсы, специальные добавки. При выплавке чугуна в электропечах
для получения заданного содержания углерода в чугуне используют карбюризаторы.
Доменные чушковые чугуны получают доменным процессом
из железной руды при восстановлении железа углеродом кокса и поставляют
65
в виде чушек толщиной не более 30 мм (в месте пережима) массой 18 кг
(без пережима), 30 кг (с одним пережимом) и 45 кг (с двумя пережимами).
Поверхность чушек должна быть чистой (допускается налет извести и графита).
В настоящее время в литейных цехах используются литейные и передельные доменные чугуны.
Ч у г у н ы л и т е й н ы е (ГОСТ 4832–80) подразделяют на шесть
марок (Л1–Л6 по содержанию углерода (от 3,5 до 4,6 %) и кремния (от 1,2
до 3,6 %).
Наибольшее количество кремния содержится в чугуне марки Л1
(3,2–3,6 %), наименьшее – в чугуне Л6 (1,2–1,6 %).
Литейный доменный чугун каждой марки может поставляться четырех групп (I, II, III и IV), отличающихся содержанием марганца (до
0,5 % в группе I и до 0,9–1,5 % в группе IV); пяти классов по содержанию фосфора, обозначаемых буквами А, Б, В, Г и Д. В классах А, Б и В
содержание фосфора ограничивается до 0,08; 0,12 и 0,3 % соответственно. В классе Г содержание фосфора составляет 0,3–0,7 %, а в классе Д –
0,7–1,2 %.
По содержанию серы литейные чугуны делятся на четыре категории,
обозначаемые арабскими цифрами 1, 2, 3, 4. В 1-й категории самый чистый
по сере чугун, содержащий не более 0,02 % серы; а в чугуне 4-й категории
ее содержание достигает 0,05 %.
В сертификате на чугун, прилагаемом к каждой партии, указывается
действительное содержание элементов, которое должно укладываться
в допуски ГОСТ 4832–80.
Например, маркировка Л3–II–Б–2 означает:
Л3 – чугун литейный марки 3 с содержанием кремния от 2,2 до 2,8 %;
II – по содержанию марганца чугун относится ко второй группе, т. е.
содержание марганца составляет от 0,3 до 0,5 %;
Б – по содержанию фосфора чугун относится к классу Б (содержание
фосфора не должно превышать 0,12 %);
2 – 2-я категория чугуна по сере (содержание серы в чугуне должно
составлять не более 0,01 %).
Литейные доменные чугуны применяются для получения всех нелегированных марок серых чугунов. Содержание углерода не оговаривается
ГОСТом, однако чугуны всех марок должны поставляться с указанием его
содержания в процентах.
Литейный рафинированный магнием чугун
(ГОСТ 4832–80) выплавляется марок ЛР1–ЛР7 с содержанием кремния от
3,6 до 0,8 %. Чугун каждой марки может поставляться трех групп, обозначаемых I, II, III и содержащих от 0,3 до 1,0 % Mn; двух классов (А, Б), содержащих от 0,08 до 0,12 % фосфора, и двух категорий, обозначаемых 1, 2
66
и содержащих от 0,005 до 0,01 % S. Низкое содержание серы – главное
отличие этих чугунов.
В чушковом литейном рафинированном чугуне графитная спель
(заэвтектический графит) не допускается, излом чушек должен быть плотным, без раковин.
Эти чугуны рекомендуется применять при выплавке чугуна с шаровидным графитом в электропечах с кислой футеровкой.
Литейные природно-легированные доменные чугуны получили свое
название вследствие того, что руды некоторых месторождений железа содержат хром, медь и другие металлы. В процессе доменной плавки оксиды
частично восстанавливаются и легируют выплавленный чугун. Содержание легирующих элементов в этих чугунах невелико (0,3–3,0 %), поэтому
присадка их в шихту позволяет получать низколегированные конструкционные чугуны при минимальном угаре легирующих элементов.
Наибольшее распространение получили три вида природнолегированных чугунов:
 хромоникелевые марок ЛХН1–ЛХН10 (0,4–3,2 % Cr и 0,4–1,0 % Ni);
 титановые марок БТЛ3–БТЛ7 (0,3 % Тi);
 титаномедистые марок БТМЛ3–БТМЛ7 (0,3–1,2 % Тi и 2,0–3,0 % Cu).
П е р е д е л ь н ы е д о м е н н ы е ч у г у н ы (ГОСТ 805–95) предназначены для дальнейшего передела в сталь или переплавки для получения отливок из чугуна.
Передельные чугуны выпускаются следующих марок:
 для сталеплавильного производства П1 и П2;
 для литейного производства ПЛ1 (0,9–1,21 % Si) и ПЛ2 (0,5–0,9 % Si).
Все эти марки делятся:
 по содержанию марганца на четыре группы, обозначаемые I, II, III,
IV и содержащие от 0,3 до 1,5 % Mn;
 по содержанию фосфора на три класса, обозначаемые А, Б, В и содержащие от 0,08 до 0,3 % Р;
 по содержанию серы на пять категорий (1, 2, 3, 4, 5) с содержанием
серы от 0,01 до 0,05 %.
П е р е д е л ь н ы й ф о с ф о р и с т ы й ч у г у н (ГОСТ 805–95).
При выплавке фосфористых чугунов (для поршневых колец) применяют
фосфористые передельные чугуны, содержащие от 0,3 до 2,0 % фосфора.
Содержание кремния в этих чугунах показано в табл. 16.
Таблица 16
Содержание кремния в передельных фосфористых чугунах
Марки
Содержание кремния, %
ПФ1
0,9–1,2
67
ПФ2
0,5–0,9
ПФ3
До 0,5
Также каждая марка делится на три группы по содержанию Mn (от 1
до 2 %), на три категории по содержанию S (от 0,03 до 0,07 %) и на три
класса по содержанию Р (от 0,3 до 2 %) и As (от 0,1 до 0,2 %).
П е р е д е л ь н ы й в ы с о к о к а ч е с т в е н н ы й р а ф и н и р ов а н н ы й ч у г у н марок ПВК1, ПВК2 и ПВК3 используется для получения высокопрочного чугуна с шаровидным графитом и отличается пониженным содержанием фосфора (0,02–0,05 %) и серы (0,015–0,025 %). Содержание кремния в этих чугунах составляет 0,2–0,5 %, марганца– 0,5–1 %.
При применении передельных чугунов взамен литейных, в шихту
необходимо вводить ферросилиций с небольшим содержанием кремния.
Преимущества применения передельных чугунов взамен литейных:
 снижается стоимость металлошихты;
 сокращается расход кокса;
 механические свойства чугуна, получаемого на передельном чугуне,
на 5–10 % выше механических свойств чугуна, получаемого на литейном
чушковом чугуне.
Ферросплавы – сплавы железа с одним или несколькими легирующими элементами, содержание которых часто превышает содержание самого железа. Ферросплавы используются для корректировки химического
состава по Si, Mn, Cr, Ni и другим легирующим элементам, а также для
модифицирования чугуна. Первая буква во всех марках ферросплавов –
«Ф», за ней следуют буквы, соответствующие легирующему элементу.
Ф е р р о м а р г а н е ц (ГОСТ 4755–91). В маркировке низкои среднеуглеродистых ферромарганцев после букв «Мн» указывается содержание углерода в сплаве в процентах (например, ФМн2,0), содержание
марганца в них – 75–85 %. В маркировке высокоуглеродистых ферромарганцев ФМн75–ФМн78 указывается содержание марганца в процентах
(содержание углерода в них – около 7 %). В ферромарганце обычных марок содержится повышенное количество фосфора (0,3–0,55 %).
Буквы в конце марки означают следующее:
А – пониженное (до 0,05–0,1 %) содержание фосфора;
К – пониженное содержание кремния;
С – повышенное содержание кремния.
В табл. 17 приведен химический состав ферромарганца (ГОСТ 4755–91).
Из всей номенклатуры марок ФМн, предусмотренных ГОСТом, чаще
применяют высокоуглеродистые, как менее дефицитные и экономичные,
реже – среднеуглеродистые.
Ф е р р о х р о м. Различают низко-, средне- и высокоуглеродистый феррохром с содержанием углерода соответственно до 0,5; 4 и 8 %.
Содержание углерода указывается в марке в сотых долях процента
(например, в феррохроме ФХ050 содержится 0,50 % С). Содержание хрома
во всех марках 60–68 %. Химический состав феррохрома приведен в табл. 18.
68
Таблица 17
Химический состав ферромарганца (ГОСТ 4755–91)
Марки
Содержание
марганца, %
Содержание
кремния, %
Содержание
углерода, %
Высокоуглеродистый
ФМн0,5 ФМн1,0 ФМн2,0 ФМн5 ФМн6 ФМн7 ФМн78 ФМн75
Низкоуглеродистый
Среднеуглеродистый
> 85
> 75
–
0,5
1,0
70–75
<2
2,0
78
75
<1
–
–
7
Таблица 18
Химический состав феррохрома (ГОСТ 4757–91)
Марки
БезуглероСреднеуглеро- ВысокоуглероНизкоуглеродистые
дистые
дистые
дистые
ФХ001–006 ФХ010 ФХ015 ФХ025 ФХ050 ФХ100 ФХ250 ФХ650 ФХ800
Содержание
0,01–0,06
углерода, %
Содержание
> 68
хрома, %
0,1
0,15
0,25
0,5
1,0
2,5
6,5
8,0
> 65
В маркировке азотированного феррохрома содержание азота указывается в сотых долях процента после буквы «Н» (например, ФХН200 – 2 % N).
Феррохром применяется только для легированных чугунов и сталей.
Ф е р р о с и л и к о х р о м предназначен для одновременного легирования чугуна кремнием и хромом. Химический состав ферросиликохрома приведен в табл. 19.
Таблица 19
Химический состав ферросиликохрома (ГОСТ 11861–91)
Марки
Содержание кремния, %
Содержание хрома, %
ФСХ13
13
55
ФСХ26
26
ФСХ48
48
До 28
С и л и к о к а л ь ц и й (ГОСТ 4762–71*Е) применяется для раскисления стали и модифицирования чугуна. В марке указывается минимальное
содержание кальция в процентах. Например: СК10 (20–25 % Fе, 10–15 % Са),
СК15 (20–25 % Fе, 15–20 % Са).
Ф е р р о с и л и ц и й (ГОСТ 1415–93) применяется для раскисления
стали, модифицирования чугуна и легирования чугуна и стали. Марки:
ФС18, ФС25, ФС45, ФС60, ФС75, ФС90 (цифра в марке показывает содержание кремния в процентах). Рекомендуется использовать ферросилиций:
69
марок ФС18, ФС25 и ФС45 для легирования; марок ФС45, ФС60 и ФС75
для раскисления; марок ФС75, ФС90 для модифицирования.
Ф е р р о т и т а н применяется для легирования и модифицирования
чугуна и стали. В настоящее время выпускают ферротитан марок ФТи20,
ФТи25, ФТи30, ФТи35, ФТи40–ФТи68. Цифра в марке указывает на содержание титана в процентах.
С и л и к о м а р г а н е ц (ГОСТ 4756–91) применяется как комплексный раскислитель в производстве стали. В марке указывается минимальное содержание кремния. В табл. 20 приведен химический состав силикомарганца по ГОСТ 4756–91.
Таблица 20
Химический состав силикомарганца (ГОСТ4756–91)
Марки
Содержание марганца, %
Содержание кремния, %
СМн10
65
10
СМн17
65
17
СМн26
60
26
Ф е р р о в о л ь ф р а м. Содержание вольфрама – не менее 65 %
(например, ФВ80).
Ф е р р о м о л и б д е н. Содержание молибдена указывается в марке,
например ФМо60.
Ф е р р о ф о с ф о р. Фосфор содержится в количестве, которое указано в марке, например ФФ14. Применяется для выплавки фосфористых
чугунов.
Ф е р р о в а н а д и й (ТУ 14-5-98-78). Содержание ванадия – 85 %
в металле марок Вд35А, Вд35Б, Вд35. Феррованадий является дефицитным
и дорогостоящим ферросплавом, поэтому его следует применять только
для выплавки низкокремнистых чугунов с высоким (более 5 %) содержанием ванадия. Для выплавки серого чугуна с содержанием кремния более
1 % следует использовать силикованадий. Для выплавки чугуна с содержанием ванадия 0,2 % и более могут быть использованы доменные ванадиевые чугуны, содержащие порядка 0,5 % ванадия. При выплавке чугуна
в дуговых электропечах можно использовать материалы, содержащие
оксиды ванадия.
Ф е р р о б о р (ГОСТ 14848–59). Содержание бора от 6 до 20 %, что
отражено в марках ФБ6–ФБ20.
Вторичные шихтовые материалы составляют значительную часть
состава шихты и в соответствии с ГОСТ 2787–86 делятся на две категории:
А – углеродистые и Б – легированные.
Для выплавки ковкого и высокопрочного чугуна применяют углеродистые стальные отходы категории А, для серого чугуна – лом категории Б.
70
В зависимости от физического состояния и показателей качества
различают 21 вид кусковых (габаритных и негабаритных), прессованных
(брикетированных и пакетированных) ломов, отходов и стружки (табл. 21).
Например, 16А – чугунный лом и отходы для вагранок представляют собой куски (размером не более 300200150 мм) машинного литья, поддоны, изложницы, прокатные валки, куски чугуна с повышенным содержанием фосфора (печное, посудное, художественное литье), куски ковкого
чугуна, чугунные трубы, скрап литейный. Не допускается наличие цветных металлов.
Таблица 21
Вторичные черные металлы, используемые в качестве металлической шихты
в плавильных агрегатах в литейных цехах (ГОСТ 2787–86)
Категория
А, Б
А, Б
А, Б
А, Б
А, Б
А, Б
А
А
А, Б
А
А
А, Б
Номер
Общее
Плавильный
вида обозначение
агрегат
Стальные лом и отходы
Стальной лом и отходы № 1
1
1А, 1Б
ДСП, ИСТ, В
Стальной лом и отходы № 2
2
2А, 2Б
ДСП
Шихтовые слитки
4
4А, 4Б
ДСП
Брикеты из стальной стружки
7
7А, 7Б
ДСП, В
Пакеты № 1
8
8А, 8Б
ДСП
Пакеты № 2
9
9А, 9Б
ДСП
Пакеты № 3
10
10А
ДСП
Стальная стружка № 1
13
13А
ДСП, ИСТ, ИЧТ
Чугунные лом и отходы
Чугунные лом и отходы № 1
16
16А, 16Б
ИЧТ, В
Чугунные лом и отходы № 2
17
17А
ИЧТ, В
Брикеты из чугунной стружки
20
20А
В
Чугунная стружка
21
21А, 21Б
ДСП, ИЧТ
Вид
П р и м е ч а н и е. Условные обозначения плавильных агрегатов: ДСП – дуговая
сталеплавильная печь; ИСТ – индукционная сталеплавильная тигельная печь высокой
частоты; В – вагранка; ИЧТ – индукционная чугуноплавильная тигельная печь промышленной частоты.
Вспомогательные шихтовые материалы. К вспомогательным
шихтовым материалам относятся топливо, флюсы и специальные добавки.
Т о п л и в о. Для плавки литейных сплавов используют твердое,
жидкое и газообразное топливо.
Кокс литейный каменноугольный применяется (ГОСТ 3340–71) при
выплавке чугуна в вагранке. Его получают сухой перегонкой (нагревом без
доступа воздуха) коксующихся каменных углей. Калорийность кокса составляет примерно 7 000–7 500 ккал/кг. В процессе перегонки из угля выделяются летучие вещества – коксовый газ, а также смолы, аммиак, бензол.
В результате получаются куски пористого вещества, насыпная масса кото71
рого около – 0,5 т/м3. Горючей составляющей кокса является углерод, содержание которого в коксе – примерно 90 %. По содержанию вредного
элемента (серы) различают три марки кокса (табл. 22).
Таблица 22
Характеристика каменноугольного кокса
Марки
Содержание серы, %
Предельная зольность, %
КЛ1
0,6
12
КЛ2
1,0
11
КЛ3
1,4
12
Качество кокса характеризуется реакционной способностью, содержанием углерода, серы, золы, кусковатостью и прочностью. Очень важны
средний размер кусков и зольность. Для кокса всех трех марок установлены пять классов по размеру кусков: 80 мм и более, 40 мм и более, 60–80
и 40–60 мм. Высокая зольность снижает теплотворную способность кокса
и КПД вагранки. Каждые 10 мм уменьшения диаметра кусков кокса приводят к снижению температуры металла на 15 °С. Используется кокс в доменных печах, вагранках и иногда в качестве карбюризатора.
Мазут, равно как и природный газ, используется при выплавке чугуна в пламенных печах. Мазут (ГОСТ 10585–75) является продуктом переработки нефти, который остается после удаления из нее моторных топлив.
Горючими составляющими мазута являются углерод (80–87 %) и водород
(11–13 %). Калорийность мазута – около 10 000 ккал/м3. Содержание серы
в малосернистом мазуте – до 0,5 %; в сернистом – до 2 %; в высокосернистом – до 3,5 %.
Природный газ характеризуется калорийностью 8 000–11 000 ккал/м3.
Метан – основное вещество природного газа (77–98 %). Наряду с метаном
в природном газе содержатся этан, пропан, бутан и тяжелые углеводороды.
Ф л ю с ы применяют для наведения шлака при выплавке чугуна
и стали, защиты поверхности расплава от окисления, удаления из расплава
вредных примесей. При плавке чугуна и стали в качестве флюса широко
используют известняк (ТУ 48-7-2-72), основу которого (до 90 %) составляет карбид кальция (СаСО3). При нагреве (около 970 ºС) известняк распадается с образованием извести СаО и двуокиси углерода СО2. В зависимости
от содержания извести известняк делится на три сорта: 1-й сорт – 52 %
СаО, 2-й – 50 % СаО, 3-й – 49 % СаО. Размер кусков – 25–100 мм.
Для плавки чугуна вместо известняка можно использовать мел, который по своему составу близок известняку, и свежеобожженную известь
(содержащую 88–93 % СаО).
С п е ц и а л ь н ы е д о б а в к и вводятся в печь при плавке для корректировки химического состава чугуна либо для улучшения свойств шлака.
Например, при выплавке чугуна в электрических печах с использованием
72
в шихте большого количества стальных отходов науглероживание расплава производят добавкой в шихту углеродосодержащих материалов – карбюризаторов, в качестве которых используют кокс, каменный уголь, электродный бой и графитизированный порошок. Измельченный графит – это
чистый по примесям продукт, получаемый при механической обработке
или дроблении электродов и графитовых изделий. Из-за низкого содержания серы его используют в основном для выплавки низкосернистого высокопрочного модифицированного чугуна. Для серого чугуна можно использовать прокаленную коксовую мелочь. Некоторые виды карбюризаторов
используют для раскисления шлака. При выплавке чугуна и стали для разжижения шлака используют плавиковый шпат.
Физические свойства шихтовых материалов
К важнейшим физическим свойствам шихтовых материалов, влияющим на производительность печи, величину угара металла, удельный расход энергии на плавку, относятся плотность (ρ), насыпная плотность (ρнас),
удельная поверхность (S), температура плавления компонентов шихты
(Тпл) (табл. 23).
Таблица 23
Физические характеристики важнейших шихтовых материалов
Шихтовые материалы
Чугун чушковый
Лом чугунный
Стружка чугунная (россыпь)
Стружка чугунная (брикеты)
Лом стальной
Лом стальной (стружка):
дробленый
брикетированный
Алюминий и его сплавы в чушках
Лом алюминия и его сплавов
Магний и его сплавы в чушках
Медь и медные сплавы в чушках
Лом меди и ее сплавов
Стружка меди и ее сплавов
Свойства шихтовых материалов
ρ, т/м
ρнас, т/м3
S, м2/т
Tпл, ºС
7,0–7,3
3,0–3,5
7,4–13
1 150–1 250
1,5–2,5
5,0–20
7,0–7,6
1,0–2,2
140–160 1 200–1 400
2,0–5,0
50–100
0,5–2,0
5–14
3
7,5–8,0
2,50–2,7
2,55–2,7
1,74–1,85
7,80–8,95
1,8–2,0
2,0–5,0
1,0–1,5
0,5–1,5
0,7–1,0
5,0
1,3–3,0
2,0–2,5
140–160
50–100
14–25
10–40
20–50
7,4–13
5–20
140–160
1 400–1 550
590–650
900–1 150
Агрегаты для плавки чугуна
В настоящее время для получения чугуна применяют вагранки, дуговые и индукционные электропечи и пламенные печи.
Вагранки – плавильная печь шахтного типа непрерывного действия,
работающая по принципу противотока. Снизу вверх поднимается поток
горячих газов, образующихся в результате горения кокса: навстречу ему
73
опускается поток шихты. В результате теплообмена между этими потоками металлическая шихта прогревается, плавится, а получившийся жидкий
металл перегревается выше температуры ликвидуса.
Все имеющиеся виды вагранок классифицируют следующим образом:
 по степени очистки газов: открытые (только грубая очистка
от крупных частиц), полузакрытые (очистке подлежит только часть газов),
закрытые (все газы). В любых случаях перед выбросом в атмосферу газы
должны быть очищены от СО. Тепло отходящих газов используется для
подогрева дутья;
 по теплотехническим особенностям: без подогрева и с подогревом
дутья (с помощью рекуператоров и различных воздухонагревателей);
 по типу применяемого топлива: коксовые, коксогазовые и газовые;
 по наличию копильника для жидкого чугуна: без копильника
и с копильником (стационарные (в цехах для крупного и тяжелого литья)
и поворотные);
 по длительности межремонтного цикла: до 24 ч (поливные), до 80 ч
и более 80 ч. Вагранки с длительностью межремонтного цикла до и более
80 ч имеют водяное охлаждение плавильного пояса и водоохлаждаемые
фурмы;
 вагранки с кислым и основным процессами плавки.
Коксовые вагранки
Устройство коксовой вагранки показано на рис. 16 (ГОСТ 24777–81).
Цилиндрический кожух из листового железа толщиной 6–10 мм опирается
на подовую плиту 3 и колонны 2. В подовой плите имеется люк (крышка),
через него после остановки вагранки удаляют шлак, остатки кокса, частицы обрушившейся футеровки.
Изнутри кожух футеруют обычно шамотным кирпичом и шамотной
набивной массой. Толщина футеровки – 125–300 мм. После футеровки
стенок и закрытия люка, специальной массой набивают подину под уклоном 6–8° в сторону чугунной летки.
Воздух для горения кокса подается вентилятором в фурменный коллектор под давлением Р = (0,5–1)·104 Па, а из него – в фурмы. Горн занимает пространство от уровня нижнего ряда фурм до подины. Шахта вагранки может иметь цилиндрический, конический или сложный профиль.
Наибольшее распространение получили вагранки с цилиндрической шахтой, так как они наиболее просты для изготовления и ремонта
футеровки. Однако такие вагранки имеют недостатки: неравномерность
распределения газов по сечению шахты; большой разгар футеровки
в зоне фурм; меньшую производительность; дополнительный расход
кокса.
Для улучшения распределения газов по сечению шахты и увеличения ее объема в зоне нагрева, увеличивают диаметр шахты выше фурм.
74
Рис. 16. Устройство коксовой вагранки: 1 – фундамент; 2 –
колонны; 3 – подовая плита; 4 – под (лещадь); 5 – фурмы;
6 – вентилятор; 7 – футеровка; 8 – кожух; 9 – плиты колошника; 10 – загрузочное окно; 11 – искрогаситель; 12 – шахта;
13 – бадья; 14 – чугунная летка; 15 – копильник; 16 – жидкий
чугун; 17 – выпускная летка копильника; 18 – ковш раздаточный
75
Лучшее распределение газов по сечению шахты и уменьшение разгара футеровки достигается при создании шахты с сужением в ее верхней
части, под загрузочным окном. Однако эти мероприятия возможны только
для вагранки с холодным дутьем и продолжительностью межремонтного
цикла до одних суток.
При подогреве дутья температура горения кокса превышает огнеупорность шамотного кирпича, поэтому вагранки, работающие с подогревом
дутья, имеют водоохлаждаемые шахты по всей высоте или в ее нижней
половине.
Водоохлаждаемые вагранки чаще всего имеют доменный профиль
(конический), создаваемый небольшой конусностью водоохлаждаемого
корпуса, и утолщенную футеровку горна. Это увеличивает срок эксплуатации без ремонта, способность к равномерному распределению газов,
повышает температуру металла.
Через рабочее окно загружают шихту, топливо, флюс.
Продолжением шахты является дымовая труба вагранки, заканчивающаяся расширяющейся частью – искрогасителем (искроулавливателем –
для улавливания мельчайших твердых частиц, выносимых отходящими газами).
Высота вагранки от подовой плиты до загрузочного окна зависит
от диаметра (d) шахты (для малых вагранок высота равна 6d, для больших –
4d, где d = 850–2 650 мм).
Загрузка шихты в вагранку производится подъемно-транспортными
устройствами периодического или непрерывного действия. В бадью или
ковш сразу загружаются, как правило, все компоненты шихты: металл,
кокс, флюсы, ферросплавы и другие добавки. Для загрузки такой колоши
в вагранку применяются монорельсовые тележки в сочетании с шахтными
подъемниками, наклонные подъемники с дистанционным или автоматическим управлением, пластинчатые и подвесные конвейеры. Наиболее распространена система загрузки шихты с помощью наклонного подъемника.
Обычно в плавильном отделении стоят две вагранки (работают
по очереди через сутки).
Основные операции плавки чугуна в коксовых вагранках: подготовка
вагранки к плавке; розжиг холостой колоши; загрузка шихтовых материалов; плавка; остановка вагранки.
Подготовка вагранки к плавке – это в основном ремонт футеровки:
 капитальный (замена всей футеровки);
 средний (только в зоне плавления, фурм, летки, т. е. в зонах со значительным разрушением);
 текущий (после каждой плавки).
Продолжительность работы вагранки без водяного охлаждения
составляет 8–20 ч, с водяным охлаждением – до 1–2 мес.
76
Капитальный ремонт шахты вагранки выше зоны плавления до загрузочного окна выполняется не чаще одного раза в квартал, при этом удаляется внутренний ряд футеровки. Кладку выполняют шамотным кирпичом на жидком растворе ремонтной глины. Продолжительность сушки
на воздухе – не менее 24 ч. После капитального ремонта розжиг вагранки
требуется проводить на 0,5–1,0 ч дольше, чем после текущего ремонта,
загрузив дополнительное количество кокса.
Текущий ремонт шахты вагранки в плавильном поясе производят
после каждой выбивки вагранки. При этом сначала удаляют шлак, прогоревшие кирпичи и настыли, но сохраняют ошлакованную поверхность
шахты. Текущий ремонт зоны фурм и горна вагранки выполняется после
каждой выбивки. При ежедневной выбивке вагранок после одной или двух
смен работы они футеруются слоем толщиной более 180 мм, как и плавильный пояс. При работе без выбивки в течение недели и более горн выкладывается высокоглиноземистым кирпичом от подины до уровня фурм.
Зона фурм при доменном профиле набивается шамотной или графитовой
массой. После ремонта, особенно среднего и капитального, необходимо
просушить футеровку газовыми горелками.
Подготовка вагранки к плавке заключается также в проверке исправности всех узлов и систем, обеспечивающих ее эксплуатацию. Особое
внимание обращают на прочность крепления и исправность днища вагранки, фурм, устройств для набора, взвешивания и загрузки шихты.
Розжиг холостой колоши в открытых вагранках происходит за счет
естественной тяги трубы. Загрузка кокса производится частями в два-три
приема. Розжиг холостой колоши проводят чаще всего природным газом,
а в случае его отсутствия – дровами. После того как кокс у рабочего окна
разгорелся, горелки поочередно переставляют в фурмы, следуя за равномерностью розжига кокса холостой колоши по сечению. После розжига
первой части загружаются последующие порции холостой колоши. Розжиг
завершается продувкой холостой колоши и замером ее высоты, которая
должна быть на 1 200–1 500 мм выше фурм независимо от диаметра вагранки и применяемого давления дутья. Розжиг продолжается 3–4 ч.
В закрытых вагранках розжиг осуществляется так же, как и в открытых,
или же за счет принудительной тяги через систему газоочистки. Для холостой
колоши используют крупный кокс. После того как весь кокс холостой колоши
разгорится, ведут загрузку рабочих колош (металлошихта, топливо, флюс).
Загрузка шихтовых материалов осуществляется в следующей
последовательности. Загружают металлошихту и топливо в соотношении
1:10 (например, 900 кг металлошихты и 90 кг кокса). Недостаток кокса
в рабочей колоше приводит к снижению верхнего уровня холостой колоши
(это снижает температуру чугуна). Избыток кокса в рабочих колошах поднимет верхний уровень холостой колоши (замедляется плавка).
77
На рабочую колошу кокса дают флюс в количестве 2–3 % от массы
металлозавалки. Ход плавки зависит также от количества воздуха, подаваемого в вагранку. Норма составляет 100–130 м3/м2 в мин (или м3/мин
на 1 м2 площади свободного поперечного сечения вагранки). С уменьшением содержания углерода в чугуне подача воздуха должна расти.
При плавке необходимо: контролировать количество подаваемого
воздуха, его давление, температуру чугуна; соблюдать правильность взвешивания и загрузки шихты; не допускать зависания шихты в шахте вагранки или ее опускания более чем на высоту, равную высоте двух колош
ниже завалочного окна.
Металлургические и теплотехнические процессы плавки. В вагранке
шихтовые материалы движутся вниз и нагреваются за счет теплоты ваграночных газов, поднимающихся вверх. Металлошихта, топливо, флюсы находятся вначале в твердом состоянии, затем металл переходит в жидкое
состояние; топливо, сгорая, переходит в газообразное состояние, зола –
в шлак.
Флюсы еще в твердом состоянии разлагаются:
СаСО3 → 1 000 ºС → СаО + СО2.
Флюсы шлакуются и вместе с окислами из футеровки, пригара песка
переходят в жидкое состояние, образуя самостоятельную фазу – шлак.
Интенсивное горение топлива обеспечивается кислородом воздуха,
подаваемым (дутьем) через фурмы:
2С + О2 = 2СО + g1,
С + О2 = СО2 + g2,
2СО + О2 = 2СО2 + g3.
где g1, g2, g3 – количество выделяемого тепла.
Содержание СО и СО2 в отходящих газах колеблется в широких пределах, в зависимости от качества и расхода кокса, температуры и количества дутья.
Тепло тратится на подогрев шихты и флюса, нагрев и расплавление
первой металлической колоши.
За это время часть холостой колоши сгорает (на 100–200 мм). Сгоревшая часть холостой колоши компенсируется рабочей колошей кокса,
следующей за металлической колошей. Так восстанавливается первоначальная высота. Дальше такая же последовательность, через загрузочное
окно должно идти постоянное пополнение.
В соответствии с процессами, имеющими преимущественное развитие, высоту (H) вагранки делят на пять зон:
I зона – зона подогрева (нагрева);
II зона – зона плавления;
78
III зона – редукционная зона;
IV зона – кислородная зона;
V зона – зона накопления.
Общая схема ваграночного процесса (при работе с закрытым копильником) приведена на рис. 17 [2].
Рис. 17. Общая схема ваграночного процесса при работе с закрытым
копильником: tмет – температура металла; tг – температура газа
Зона подогрева (нагрева). Газы движутся навстречу шихтовым материалам, температура газов изменяется от 1 200 до 400 ºС. Шихта нагревается, теряет влагу и летучие вещества.
Известняк диссоциирует с образованием СаО и СО2, как было показано выше.
Атмосфера слабоокислительная:
Fe + CO2 = FeO + CO
(так как СО2 > СО), почти нет О2.
Металл насыщается серой:
3Fe + SO2 = FeS + 2FeO.
Шихта в этой зоне вагранки находится наибольшее количество времени (25–40 мин).
Зона плавления. Металлическая часть шихты (мелкие кусочки) расплавляется. Процессы окисления, насыщения серой и обезуглероживания
протекают более интенсивно, чем в I зоне. Температура металла здесь
постоянна. Металл находится в твердожидком состоянии. По мере сгорания
кокса зона плавления холостой колоши перемещается вниз. Затем, к моменту
начала плавления следующей металлической колоши, уровень холостой
колоши повышается. Газы значительно охлаждаются, передавая теплоту
79
на расплавление металла. Если шихта хорошо разделана, то плавление заканчивается в III зоне (редукционной). Наиболее массивные куски шихты
могут не расплавиться в III зоне и опуститься до IV зоны (кислородной).
Редукционная зона холостой колоши (h = 300–600 мм). В этой зоне
происходит реакция восстановления (редукция) двуокиси углерода до окиси:
СО2 + С = 2СО – g
(эндотермическая реакция). Газы немного охлаждаются.
Чем больше расход топлива и чем меньше питание воздухом, тем
больше СО2 превращается в СО, тем сильнее понизится температура газов
за время прохождения III зоны. Однако, несмотря на понижение температуры газов, последняя всегда выше температуры плавления чугуна.
Верхняя граница редукционной зоны определяется расположением
зоны плавления и не является постоянной (зависит от расхода кокса, размеров кусков шихты и т. д.). В этой зоне начинается шлакообразование,
жидкий металл стекает по кускам раскаленного кокса в виде капель
и струек, перегревается, начинается процесс науглероживания, растворения
С и S из кокса и восстановление элементов:
С + МеО = Ме + СО.
Кислородная зона расположена немного выше фурм.
Кокс горит по реакции
С + О2 = СО2.
Происходит интенсивное окисление элементов по реакции типа
2Ме + О2 → 2МеО + g
(в первую очередь Fe),
S + O2 → SO2,
а затем FeO окисляет Si и Mn:
2FeO + Si → 2Fe + SiO2 + g,
FeO + Mn → Fe + MnO + g.
В этой зоне происходит интенсивное науглероживание и заканчивается образование шлака. Общая продолжительность пребывания капель
металла в III и IV зонах – несколько секунд.
Зона накопления (горн). Металл и шлак в этой зоне охлаждаются.
Металл скапливается в горне, где продолжается его науглероживание и насыщение серой.
Вагранки, в которых накопление металла идет в горне, дают чугун
с повышенным содержанием C и S. Если это не нужно, делают копильник.
80
В итоге всех физико-химических процессов угорает 15–25 % Si,
25–30 % Mn, а количество С и S увеличивается (количество серы увеличивается на 50–150 %).
Образование шлака и его влияние на ваграночный процесс. Источниками шлакообразования при плавке в вагранке являются:
 угар Si, Mn, Fe (1–2 % шлака от веса металла);
 оплавленная футеровка (0,4–4 % шлака);
 загрязнения шихты (песок, глина, и т. д.) (2–3 % шлака);
 зола топлива (1–2 % шлака);
 флюсы (3–4 % шлака).
Всего может образоваться примерно 5–10 % шлака от массы металла.
Состав шлака зависит от типа футеровки, количества и состава флюсов.
В состав шлака входят оксиды кальция, кремния, алюминия, марганца, железа, магния, хрома и ряда других металлов. Основными составляющими
шлака являются SiO2, Al2O3, CaO.
Различают кислый и основной процессы плавки.
При кислом процессе вагранки футеруют шамотом. Снижение вязкости
шлака обеспечивается введением флюса – известняка СаСО3 – в количестве
2–3 %. При этом образуется кислый шлак, %: 40–60 SiO2, 10–20 Al2O3,
10–30 (CaO + MgO).
При основном процессе вагранки футеруют основными огнеупорами,
например магнезитовым кирпичом. Флюс – известняк СаСО3 – дается
в удвоенном, по сравнению с кислым процессом, количестве – 5–7 %. Шлак
в этом случае имеет следующий ориентировочный состав, %: 20–30 SiO2,
5–10 Al2O3, 40–50 CaO, 10–15 MnO.
Главное преимущество основного процесса – возможность удаления
из металла 40–50 % S и 30–40 % P.
Десульфурация эффективнее с увеличением отношения CaO/SiO2
в шлаке.
Фосфор удаляется по реакциям
2P + 5FeO = P2O5 + 5Fe,
3FeO + P2O5 = (FeO)3·P2O5,
(FeO)3·P2O5 + 4CaO = (CaO)4·P2O5 + 3FeO.
Интенсивность дефосфорации увеличивается с увеличением СаО/FeO
в шлаке. Тем не менее плавку чаще проводят на кислых шлаках: процесс
проще и футеровка дешевле.
К о к с о г а з о в ы е в а г р а н к и. В коксогазовых вагранках
(рис. 18) имеется один ряд фурм 1, над которым на высоте 600–900 мм
располагаются газовые туннели 2 с газовыми горелками 3. Для раздельной
подачи воздуха к фурмам и горелкам имеются две фурменные коробки.
81
Смесь газа с воздухом сгорает на выходе из горелок, а в туннелях завершается полное сгорание газа.
В зависимости от характера процессов, протекающих в газовой фазе,
в пространстве коксогазовой вагранки условно можно выделить четыре
зоны:
I зона – зона холостой колоши. Процессы, протекающие в ней, аналогичны процессам, протекающим в I зоне коксовой вагранки;
II зона – зона горения природного газа. Температура продуктов горения состава 9,5 % СО2, 19 % Н2О и 71,5 % N2 достигает 1 550 ° С (при нагреве воздуха до 500 °С);
III зона – зона взаимодействия продуктов горения природного газа
с коксом по реакциям
C + CO2 = 2CO + g,
C + H2O = CO + H2 + g;
IV зона содержит смесь продуктов горения кокса и газа, %: 7 СО2;
20 СО; 3 Н2 и 70 N2 [2].
а
б
Рис. 18. Схемы разделения на зоны (I–IV) коксогазовой вагранки (а) и распределения температур металла
tмет и газа tг по высоте шахты (б)
На температурной кривой газов (рис. 18, кривая tг) имеются два максимума – выше оси фурм и оси туннелей.
При сжигании 25 м3 газа на 1 т выплавляемого чугуна экономия кокса
составляет 25–35 %. Производительность возрастает на 10 % при неизменной температуре чугуна. Кроме того, уменьшается содержание серы
в металле.
82
Г а з о в ы е в а г р а н к и позволяют полностью исключить использование кокса при плавке чугуна, заменить его природным газом, пропаном,
дизельным топливом или другими видами горючего, включая угольную
пыль.
Известно, что для перегрева жидкого металла необходимо отделить
его от плавящихся твердых кусков шихты. В коксовых и коксогазовых
вагранках эту функцию выполняет коксовая холостая колоша. В газовых
вагранках (рис. 19) такое отделение жидкой фазы от твердой достигается
применением огнеупорной холостой колоши, устройством уступа (рис. 19, а)
или перемычки (рис. 19, в) в шахте печи или выносной камеры перегрева
(рис. 19, б) [2]. В первых газовых вагранках была использована огнеупорная колоша, которая обеспечивала не только отделение твердой фазы
от жидкой, но и эффективный перегрев капель металла, стекающих по кускам огнеупора. Однако их работа была непродолжительной, так как огнеупорный материал под воздействием высокой температуры и веса шихты
сплавлялся в сплошную массу и плавка прекращалась.
а
б
в
Рис. 19. Конструктивные схемы газовых вагранок: а – с уступом;
б – с выносной камерой перегрева; в – с перемычкой; 1 – горелки;
2 – водоохлаждаемые трубы; 3 – слой кускового огнеупора
Более удачной оказалась вагранка с колошей, состоящей из кусков
огнеупорного материала, смешанных с коксом или электродным боем.
Конструктивно такая печь мало отличается от коксовой вагранки и в случае необходимости позволяет работать только на коксе.
Недостатками вагранок с уступом и выносной камерой перегрева
являются сложность выполнения футеровки и достижение перегрева и науглероживания металла, а также повышенный расход огнеупоров.
В Германии и Англии промышленное применение получили вагранки
с перемычкой (колосниковая решетка) в виде металлических водоохлаждаемых труб 2. Конструкция труб позволяет легко извлекать их для
83
ремонта и замены. Средняя стойкость труб составляет несколько недель.
На решетке из водоохлаждаемых труб находится слой кусков огнеупора 3
высотой 450–600 мм, играющий роль теплообменника. Горелки 1, расположенные под решеткой, регулируются таким образом, чтобы создать в печи
восстановительную атмосферу. Для повышения содержания углерода в чугуне
науглероживатель инжектируют в пространство под колосниковой решеткой.
В связи с отсутствием или незначительным количеством кокса в газовых вагранках исключается пригар серы. Здесь, напротив, достигается ее
угар до 40 %.
Расход газа в таких вагранках составляет около 100 м3/т выплавленного чугуна [2].
Технико-экономические показатели плавки чугуна в вагранках
различного типа. Сравнение себестоимости жидкого чугуна при выплавке
в коксовой и газовой вагранках показывает, что экономия при плавке в газовой вагранке достигается за счет снижения затрат на топливо (более чем
в 4 раза) и шихту [1]. Кроме того, использование природного газа при плавке
чугуна в газовых вагранках резко снижает вредные выбросы (до 25 мг/м3
пыли и 0,01 % СО) и содержание серы в чугуне (до 0,02–0,05 %), исключает
необходимость в устройствах для дозирования, транспортировки и загрузки кокса, однако затрудняет науглероживание чугуна и повышение его
температуры; при этом снижается стойкость футеровки [1].
Совместное использование кокса и газа в коксогазовых вагранках
дает возможность сочетать преимущества как коксовых, так и газовых
вагранок, причем конструкции коксогазовых и коксовых вагранок отличаются незначительно.
В зависимости от конструкции коксогазовой вагранки, используемой
шихты и кокса, а также других факторов, максимальные техникоэкономические показатели плавки достигаются при определенном удельном расходе газа. В большинстве случаев этот расход составляет 20–25 м3
на 1 т выплавляемого чугуна. При этом появляется возможность снижения
расхода кокса на рабочие колоши на 25–35 %, повышения производительности вагранки на 10 % и сохранения перегрева чугуна в тех же пределах,
что и на коксовой вагранке до перевода ее на коксогазовую [1].
Таким образом, основными преимуществами коксогазовых вагранок
являются экономия кокса, снижение себестоимости жидкого чугуна и повышение удельной производительности вагранки. Затраты на переоборудование
вагранок на коксогазовое топливо относительно невелики и окупаются
в течение 2–5 месяцев в зависимости от объема производства [1].
Существенным недостатком коксогазовых вагранок является высокое содержание СО и Н2 в отходящих газах. Примерно половина природного газа удаляется из вагранки в виде СО и Н2. Поэтому КПД коксогазовых вагранок ниже коксовых.
84
Основные направления совершенствования плавки в вагранке:
1) экономия кокса (90 % чугуна выплавляют в вагранках): обогащение
дутья кислородом (1–4 % О2); подогрев дутья; применение коксогазовых
вагранок (фурмы + газовые горелки); пульсирующее дутье;
2) повышение КПД вагранки: утилизация окиси углерода, при содержании которой 12–18 % (дожигание СО и использование тепла для подогрева дутья) необходим рекуператор, встроенный в дымовую трубу вагранки или стоящий отдельно; подача О2 (наличие кислородной станции);
подача дутья на двух уровнях (две кислородные зоны: в первой горит кокс,
во второй – в основном СО), так как расход дутья в этом случае лишь
на 15–20 % больше, чем в обычной вагранке.
Расширение зоны эффективного горения за счет использования СО
в качестве дополнительного топлива позволяет интенсифицировать процесс
подогрева шихты, повысить уровень плавильной зоны, увеличить зону перегрева чугуна, 50 % кокса заменить природным газом. В таких вагранках
при подогретом дутье можно получить чугун, перегретый до 1 450–1 500 °С.
При раздельной подаче дутья на двух уровнях удается повысить
полноту сгорания топлива с 40–50 до 80–85 %, содержание СО в ваграночных газах снижается, повышается КПД, температура металла (на 50 ºС),
сокращается расход кокса (на 10–20 %). При этом можно использовать более мелкий кокс, что повышает производительность на 10–15 %;
3) увеличение длительности работы вагранки: фирмы Lbrth (Германия), «Хайес Шелл Кай Лимитед» (Англия) разработали и внедрили
вагранки с водоохлаждаемой шахтой, копильником закрытого сифонного
типа, системой мокрой очистки газов, подогревом дутья до 800 оС. Шихта
удерживается на водоохлаждаемых колосниках и расположенных на них
керамических шарах. Шары аккумулируют тепло, выделяющееся при сжигании природного газа или жидкого топлива, и передают его стекающим
каплям металла. Производительность вагранок – 2–20 т/ч, продолжительность непрерывной работы – до двух месяцев.
Дуговые электропечи. В чугунолитейном производстве и при выплавке стали используются одинаковые по конструкции трехфазные дуговые печи емкостью от 0,5 до 75 т. Печи этого типа, выпускаемые отечественной промышленностью, маркируются буквенным шифром ДСП, что
означает «дуговая сталеплавильная печь», далее после дефиса указывается
номинальная емкость печи в тоннах. Например, ДСП-12, ДСП-50 и т. д.
К о н с т р у к ц и я. Через свод 1 печи (рис. 20) проходят три графитовых электрода 2, расположенные равномерно вокруг вертикальной оси
печи. Между каждой парой электродов горит дуга прямого действия, замыкающаяся через металл. Печи имеют автоматическую систему перемещения электродов, поддерживающую заданную длину дуги в каждой фазе.
Расход электродов составляет 5–7 кг/т чугуна. Электроды диаметром
85
до 550 мм и длиной 1 000–1 800 мм имеют резьбовые отверстия в торцах.
По мере сгорания нижних частей электродов их наращивают, для чего
в верхнюю часть работающего электрода ввинчивают соединительный
графитовый ниппель, а на него навинчивают новый электрод. Температура
дуги (около 6 000 ºС) определяет важнейшие достоинства и недостатки печи. Загрузку печей малой емкости ведут через рабочее окно 3.
Печи большой емкости загружают сверху, для чего свод приподнимают и поворачивают в сторону. Для слива шлака печь наклоняют в сторону рабочего окна, а для выпуска металла – в сторону выпускного окна 4.
Футеровка печей может быть как кислой, так и основной.
Рис. 20. Схема трехфазной ДСП: 1 – свод; 2 – электроды;
3 – рабочее окно; 4 – выпускное окно
Футеровка свода выдерживает не более 200 плавок. Это объясняется
тем, что на протяжении всей плавки именно свод испытывает непосредственное воздействие излучения дуги, тогда как под печи подвержен воздействию дуги в значительно меньшей степени. Стойкость футеровки пода
дуговой печи, при качественной подварке пода перед каждой плавкой, достигает 5 000 плавок. Поэтому рядом с действующей ДСП обычно держат
запасной свод.
Дуговая электропечь прямого действия является плавильным агрегатом, в котором, как и в индукционных печах, можно получать самые разнообразные по составу чугуны.
Преимущества ДСП по сравнению с индукционной печью: высокий
КПД при расплавлении (80–85 %); возможность проведения металлургических процессов в восстановительной и нейтральной атмосферах, что часто
86
необходимо для ВЧШГ; быстрый подъем температуры; бóльшая производительность (на 23–30 %) и меньшая стоимость при одинаковой емкости.
Недостатки ДСП: более низкий КПД при перегреве (не более 20 %);
значительное выделение дыма и шум во время работы; больший угар;
большая неравномерность температуры металла.
Характеристика дуговых электропечей приведена в табл. 24 [1].
Таблица 24
Характеристика дуговых печей
Тип печи
ДСП-6Н2 ДСП-12Н2 6ДСП-25 ДСП-50Н2
Номинальная емкость, т
6
12
25
50
Мощность печного трансформатора, кВ·А
4 000
9 000
15 000
25 000
Высокое напряжение печного трансфор6 или 10 6 или 10
35
35
матора, кВ
Низкое напряжение, В
116,5
115
126
131
Максимальный линейный ток, А
9 950
16 370
23 550
34 600
Диаметр кожуха (на уровне откосов), мм
3 350
4 260
4 700
5 800
Диаметр графитированного электрода, мм
300
350
400
500
Ход электрода, мм
2 000
2 250
2 500
3 500
Скорость перемещения электродов вверх,
5,0
5,0
3,5
3,5
м/мин
Габаритные размеры, мм:
длина
7 460
8 560
9 865
15 545
ширина
7 620
9 460
11 000
10 375
высота
7 425
11 200
12 850
17 775
Масса металлоконструкций, т
50
90
168
276
Параметры
Для выплавки металла с целью получения отливок из специальных
легированных чугунов и высокопрочного чугуна с шаровидным графитом
ДСП является весьма выгодным плавильным агрегатом. Дуговые печи всё
больше используются в монопроцессах, но всё же отстают в этом отношении от индукционных печей. Все дуговые печи имеют реверсивную систему подъема и поворота свода для открывания печей под загрузку через
верх и современную электрогидравлическую систему автоматического перемещения электродов.
Дуговые печи емкостью более 25 т оборудуются устройствами для
электромагнитного перемешивания металла и имеют механизмы вращения
ванны. На всех них применены усовершенствованные электродные
уплотнения. Удельный расход электроэнергии на расплавление твердой
завалки в ДСП составляет 400–500 при кислом процессе, при основном –
450–600 кВт·ч/т, а на перегрев жидкого металла на 100 °С расходуется
50–100 кВт·ч/т. При подогреве шихты до 650–700 °С расход электроэнергии сокращается на 100–120 кВт·ч/т [2, 5].
87
Применяется, как правило, кислая футеровка печей, так как при использовании сравнительно чистых материалов чаще всего нет нужды в основных печах. Устройство кислой футеровки включает: слой асбеста, набивной слой из кварцевого песка на жидком стекле, слой шамотного кирпича, слой динасового кирпича и слой порошка шамота или диатомита.
Материалы для футеровки приведены в табл. 25.
Таблица 25
Огнеупорные материалы для футеровки печей
Элементы
печи
Свод
Арки
Стены
Кислая печь
Основная печь
Динасовый фасонный или нормальный кирпич
То же
Динасовый фасонный
Магнезитовый фасонный или норили нормальный кирпич
мальный кирпич
Столбики
То же
Под
Кладка – динасовый кирпич. Кладка – магнезитовый кирпич. ПодиПодина – набивная из кварце- на – набивная из магнезитового пового песка на жидком стекле рошка на жидком стекле
Теплоизоляция
Шамот и асбест или диатомит
После окончания кладки стен, набивки подины и откосов печь накрывают сводом и приступают к сушке и проварке подины и откосов. При
хорошей организации ремонта рабочего слоя подины ее стойкость практически не зависит от емкости печи. Подины ДСП служат от одного капитального ремонта до другого, который чаще всего планируется в связи
с необходимостью ремонта электрического и механического оборудования.
Стойкость подины для кислых и основных печей, как правило,
не лимитирует работу печи и на отечественных заводах обычно составляет
от 1 500 до 5 000 плавок. Стойкость стен и свода кислых печей – 150–200 плавок, основных печей – 100–150 плавок. Важными моментами ухода за подиной и откосами являются тщательный осмотр их после выпуска плавки,
очистка от остатков шлака и металла с последующей быстрой заправкой
поврежденных участков футеровки.
Заправку поврежденных мест кислой печи производят смесью кварцевого песка с жидким стеклом (количество жидкого стекла – 14 % от массы песка). Перед забрасыванием в печь смесь тщательно перелопачивают. Заброску
заправочной смеси на подину и откосы у летки производят обычной лопатой,
а на откосы со стороны рабочего окна – заправочной ложкой. При обнаружении ямы на подине главное внимание уделяют очистке ямы от металла
и шлака и ее просушке. После чего яму заправляют песком или смесью песка
с жидким стеклом. Перед загрузкой шихты заправленное место (чтобы
предохранить его от повреждения) на подине прикрывают листовым железом.
88
Заправка поврежденных мест подины и откосов основной печи производится магнезитовым порошком (сухим или смоченным жидким стеклом), просеянным через сито с ячейкой размером 2 мм, слоями толщиной
не более 10–12 мм. Период заправки и загрузки шихты должен быть минимальным по времени с целью сокращения тепловых потерь и обеспечения быстрого прогрева шихты.
Т е х н о л о г и я п л а в к и в д у г о в ы х э л е к т р о п е ч а х.
Общая продолжительность плавки в дуговой печи ДСП-6 составляет 137 мин,
в том числе:
 заправка печи – 10 мин;
 загрузка шихты – 10 мин;
 плавление – 80 мин;
 доводка до химического состава и температуры – 30 мин;
 выпуск – 7 мин.
Шихтовые материалы, применяемые для плавки, должны быть сухими и соответствовать требованиям действующих технических условий
и ГОСТов. Требования к шихте определяются типом изготовляемых отливок, т. е. чем выше марка выплавляемого чугуна, тем строже требования,
в особенности для высокопрочного чугуна с шаровидной формой графита.
При плавке в кислых печах строго ограничивается содержание серы в шихте.
Для выплавки в кислой печи высокопрочного чугуна с шаровидным
графитом, а также легированных чугунов с пластинчатым графитом рекомендуется применять рафинированный чугун (ТУ 14-15-5-74). Плавки высокопрочного чугуна с шаровидным графитом в кислой печи позволяет
получить содержание серы не более 0,008 %, сократить продолжительность плавки на 50 мин и повысить производительность печи на 30–40 %
по сравнению с работой на обычном доменном чугуне с десульфурацией
металла в основной печи. При этом футеровка дешевле и более термостойка, уменьшается расход магния при модифицировании и снижается содержание серы. При плавке серого чугуна это обеспечивает повышение
свойств отливок, в том числе герметичности.
Укладка шихты в печи для обеспечения устойчивости вольтовой дуги должна быть компактной. Вначале на подину загружают 50 % мелкой
шихты, возврат собственного производства или машинный чугунный лом,
затем чушковые чугуны, потом стальной лом, а сверху – оставшуюся мелочь. Крупные куски шихты следует заваливать в центр печи, под электроды. Это обеспечивает заполнение мелочью промежутков между крупными
кусками шихты и выравнивание электрического сопротивления шихты,
а значит, и более стойкое и равномерное горение дуги, ускоряет расплавление шихты и увеличивает стойкость подины.
Вместе с шихтой в завалку вводят основную часть никеля и кобальта,
так как они практически не окисляются, и доводят их содержание до за89
данных пределов в процессе плавки. Ранняя присадка никеля имеет определенные преимущества ввиду того, что электролитический никель содержит
водород, а в процессе плавления и доводки металла выделяется бóльшая
часть газа. Точно так же и ферромолибден можно вводить в завалку или
в жидкую ванну. Если молибден применяется в виде молибдата кальция,
то его лучше присаживать на зеркало металла после скачивания шлака:
при такой присадке он усваивается без потерь. При выплавке марок чугуна,
содержащих фосфор, феррофосфор необходимо вводить в начальный
период плавки: в этом случае он усваивается без угара.
Плавка на твердой шихте производится для выплавки как обычного, так
и синтетического чугуна. Процесс плавки синтетического чугуна более длительный, в сравнении с обычным, и поэтому несколько менее производительный. В связи с этим расход электроэнергии повышается на 150–200 кВт·ч/т.
Плавление шихты ведется при максимальном использовании мощности
трансформатора. При появлении жидкого чугуна приступают к наводке
шлака. В кислой печи это выполняют путем присадки в печь сухого кварцевого песка, горелой смеси или 50 % свежего песка и 50 % горелой смеси.
Для разжижения шлака применяют известняк или известь.
В основную печь для повышения основности шлака вводится известь
или известняк (часть известняка загружается перед загрузкой металлической шихты). Шлак должен быть жидкоподвижным, так как при густом
шлаке затрудняются процессы нагрева и диффузии в металл. Для разжижения шлака в основной печи применяется плавиковый шпат. Слишком
жидкий шлак исправляют добавками извести или известняка. Расход известняка в процессе плавления для основных печей составляет 3 % от шихты. Когда часть металла или весь металл находится в расплавленном
состоянии, подача в печь влажных материалов недопустима. Все присадочные материалы в жидкий металл даются предварительно просушенными
и прокаленными в кусках размером до 100 мм.
При расплавлении 30–40 % шихты периодически производится сталкивание с откосов нерасплавленной шихты в центр ванны жидкого чугуна.
Процесс расплавления проводится форсированно.
За 10–15 мин до полного расплавления, во избежание перегрева
и оплавления стен свода печи, необходимо сокращать подводимую мощность печи. После полного расплавления шихты ванна тщательно перемешивается, и берется проба для экспресс-анализа на содержание Cr, Мn, Ni,
Мо. Перемешивание необходимо производить не только после расплавления, но и после присадок по ходу процесса и перед выпуском плавки.
При ведении плавки в кислой печи следует присаживать известь (или
известняк) в зависимости от консистенции шлака, добиваясь достаточной
его подвижности. Присадку ферросилиция в печь можно производить
в любое время плавки, так как угара Si в кислой печи не происходит. Фер90
рохром вводят в печь только при хорошо нагретом чугуне и нормальном
неокисленном шлаке. Нормальный кислый шлак в жидком состоянии тянется в нити, в холодном состоянии он плотный в изломе, имеет характерную светлую окраску с разными оттенками. Окисленный шлак в твердом
состоянии имеет черный цвет и пузырчатый излом. Если шлак по ходу
плавки плохой, необходимо частично или полностью скачать его и навести
нормальный шлак.
В кислую печь ферромарганец вводится перед выпуском плавки. Под
кислым шлаком Мn интенсивно окисляется, так как MnO связывается
в силикат с кремнеземом шлака. Угар Mn (20–25 %) зависит от температуры металла и времени выдержки чугуна после присадки ферромарганца
до выпуска плавки.
В основных печах окисляется кремний; угар его составляет 10–15 %.
Угар титана как в кислой, так и в основной печи – 45–50 %. Угаром С, Сr,
Ni, Мо, Cu, Р как при кислом, так и при основном процессе можно пренебречь. В обоих процессах практически отсутствует пригар при перегреве.
При плавке синтетического чугуна угар элементов такой же, как при
обычной плавке. Титан легко окисляется как в кислой, так и в основной
печи, и поэтому ферротитан вводят в ванну перед выпуском плавки из печи;
его угар доходит до 50 %. Ферротитан имеет меньшую плотность по сравнению с жидким чугуном и плавает на поверхности. Для лучшего усвоения
титана куски сплава необходимо топить в ванне железными штангами. Содержание окислов в кислом шлаке находится в следующих пределах, %:
60–70 SiO2; 3–20 СаО; 1–5 МgО; 6–12 FеО; 1,2–5 МnО; 0,25–4 А12О3.
Шлак с высоким содержанием SiO2 очень вязок, неактивен. Добавка
известняка резко снижает температуру плавления, делая шлак жидкотекучим, активным. Оптимальным содержанием СаО для кислых шлаков считают 6–8 %. Основные ДCП применяются для плавки синтетического
чугуна и ВЧШГ с содержанием серы 0,008–0,02 %. Основной процесс,
в отличие от кислого, имеет восстановительный, или раскислительный,
период, который проводится обычно под карбидным и белым шлаками.
В этот период происходит удаление кислорода и серы, корректируются
химический состав и температура металла. При диффузионном способе
раскисляющие вещества в виде древесного угля или электродного порошка
вводят на поверхность шлака. В шлаке происходит восстановление FeO,
а также МnО и Сr2О3. Так как содержание FеО в шлаке низкое, то происходит диффузия кислорода к поверхности раздела «металл – шлак», а затем
переход FеО из металла в шлак. Наведение карбидного шлака производится, когда температура расплавленного чугуна в печи достигнет примерно
1 350 °С. При этом скачивают шлак и на зеркало металла задают известь
(или известняк) и плавиковый шпат в соотношении 4 : 1 в количестве 4 %
от массы садки. После того как эта смесь разойдется и образуется жидко91
подвижный шлак, его раскисляют древесным углем или электродным порошком.
Для образования СаС2 требуются высокая температура и давление
в печи (устранение засасывания воздуха в печь). После введения раскислителей рабочее окно плотно закрывают, выпускное отверстие закладывают
кирпичом, замазывают глиной и в течение 20–30 мин не открывают заслонку рабочего окна. При этих условиях в зоне действия электрических
дуг начинается образование СаС2. Процесс протекает с большим поглощением тепла, поэтому для образования и сохранения хорошего карбидного
шлака необходимы: высокая температура, высокая концентрация СаО и
низкая концентрация FеО в шлаке, повышенное количество раскислителя.
В течение восстановительного периода, с целью компенсации окислительного действия воздуха и сохранения в печи восстановительных условий,
периодически добавляют новые порции раскислителей, вследствие чего
восстанавливаются не только окислы тяжелых металлов, но и некоторое
количество окиси кальция, чему благоприятствует высокое содержание углерода в чугуне.
По истечении 30 мин после подачи раскислительной смеси берется
проба; проверяются температура металла и его химический состав. При
хорошем нагреве металла в печь вводят необходимые присадки (ферросилиций, феррохром, ферромарганец и др.).
Карбидный шлак выдерживается не менее 50 мин до получения
необходимого снижения содержания серы в металле, затем он переводится
в белый шлак (так как иначе карбидный шлак, смачивая металл, может при
заливке поступать в формы вместе с чугуном). Для этого окисляют содержащийся в шлаке СаС2 и находящийся во взвешенном состоянии графит.
Признаком белого шлака может служить то, что при охлаждении он рассыпается в белый порошок. Для разбивки карбидного шлака в печь добавляют шамотный бой, известь или известняк, плавиковый шпат и открывают заслонку печи. Составы конечных шлаков восстановительного периода
плавки приведены в табл. 26.
Таблица 26
Составы конечных шлаков
Тип шлака
Карбидный
Белый
Массовая доля составляющих, %
СаО + СаF2 SiO2 МgО A2O3 FеО МnО Cr2O3 CаC2 CаS
60–70
10–15
1,5–3 2
7–10 2–3 0,5 0,5
0,5
60–65
15–20
0,5
1
После доведения состава чугуна до марочного и температуры
до 1 440–1 540 °С (в зависимости от марки чугуна) производят выпуск
металла.
92
Индукционные тигельные печи. Работа индукционных тигельных
печей (рис. 21) основана на принципе передачи энергии индукцией от первичной цепи к вторичной. Электрическая энергия переменного тока, подводимая к первичной цепи, превращается в электромагнитную энергию
поля, которая во вторичной цепи переходит снова в электрическую, а затем
в тепловую.
1
2
3
4
Рис. 21. Принципиальная схема индукционной
тигельной печи: 1 – индуктор; 2, 3 – конденсаторы;
4 – источник питания
Переменный ток от источника питания 4, проходя по виткам индуктора 1, создает переменное электромагнитное поле. Электромагнитные
волны проникают внутрь электропроводной загрузки тигля на глубину Δэ,
называемую глубиной проникновения, и возбуждают в поверхностном слое
шихты переменный электрический ток, который и приводит к нагреву
и плавлению металла. Та часть энергии электромагнитного поля, которая не была поглощена шихтой, взаимодействует с витками индуктора,
индуцирует в них реактивный ток. Этот ток направлен навстречу току
источника питания и отстает от него по фазе на 90°. Таким образом,
часть энергии, излучаемой индуктором в течение каждого периода (реактивная мощность), возвращается в него с опозданием по фазе на 90°.
Эта реактивная мощность циркулирует между индуктором и источником питания.
Более экономичными следует считать моно- или дуплекс-процессы
выплавки чугуна в индукционных печах. Для плавки чугуна российская
промышленность выпускает большую гамму индукционных тигельных печей вместимостью от 1,0 до 60 тонн (табл. 27, рис. 22).
93
Таблица 27
Технические характеристики индукционных печей для получения чугуна
Тип
ВместиМощность печи
Расчетная скорость
плавильной мость печи, по трансформатору, Частота тока, Гц плавки (перегрев
печи
т
кВт
на 100 °С), т/ч
ИТЧ-1
1,0
400
0,6
ИТЧ-2,5
2,5
1 000
1,7
ИТЧ-6,0
6,0
1 600
2,7
ИТЧ-10
10,0
2 500
50
2,4
ИТЧ-21
21,0
5 600
11,3
ИГЧ-31
31,0
7 100
14,2
ИТЧ-60
60,0
20 000
33,6
Каркас индукционной тигельной
печи 5 (рис. 22) может поворачиваться
вокруг оси 1 для слива металла под
действием гидравлических цилиндров.
Индуктор 3 опирается на магнитопроводы 4, представляющие собой пакеты
трансформаторной стали. Магнитопроводы служат для замыкания внешнего магнитного поля индуктора и позволяют таким образом избежать нагрева металлоконструкций, расположенных рядом с ним. Кроме того, они
обеспечивают жесткость индуктору.
Набивной из спекаемых огнеупорных
масс тигель 7 закрывается крышкой 2.
Подвод воды и тока к индуктору осуществляется гибкими водоохлаждаемыми кабелями и шлангами 6. При замерах температуры, отборе проб, вводе присадок плавильщик находится на
рабочей площадке 8 печи.
Рис. 22. Общий вид
Индуктор печи промышленной
индукционной тигельной печи
частоты выполняется из медной непромышленной частоты
равностенной трубки, утолщенная
часть которой обращена к оси индуктора.
Охлаждение индуктора обычно секционное. Каждая секция имеет
свой вход и выход охлаждающей воды. Это обеспечивает необходимую
пропускную способность при небольшом давлении охлаждающей воды.
94
Доля чугуна, выплавляемого в индукционных тигельных печах, растет весьма значительно, что связано с минимальными угарами элементов
в процессе плавки в индукционных печах и получением качественного жидкого металла и высоких механических свойств отливок [2, 5]. Всё это позволяет использовать в шихте стальной лом и карбюризатор вместо литейных чушковых чугунов и дефицитного кокса. Индукционные печи меньше
всего загрязняют окружающую среду как тепловыми, так и пылегазовыми
выделениями. Они имеют достаточно высокий КПД, особенно при перегреве и доводке чугуна.
Высокий КПД в процессе расплавления шихты достигается за счет
частичного опорожнения печи. Это так называемая плавка с «болотом»,
когда из печи сливается примерно одна треть жидкого металла, а на оставшуюся жидкую ванну присаживают твердую завалку. Индукционные
печи поддаются автоматизации: в них хорошо регулируются энергетический и материальный балансы плавки. Индукционные печи часто оборудуются системой автоматического взвешивания шихты.
К недостаткам индукционных печей следует отнести: повышенный
расход электроэнергии на плавку; более высокие капитальные затраты
на строительство плавильного участка и потребности в больших площадях;
ограничение подводимой удельной мощности на печах промышленной
частоты из-за возможных выбросов металла за счет электромагнитных сил;
периодичность выпуска металла, что особо важно при непрерывном
потреблении жидкого металла на заливку форм.
Технология выплавки чугуна в индукционной печи достаточно проста
и сводится к загрузке шихты, расплавлению, доводке, термовременной выдержке металла и последующему выпуску.
Интенсификация плавки чугуна в индукционных печах связана
с предварительным подогревом металлошихты за счет газовых горелок,
что ведет к сокращению расхода электроэнергии на плавку и, следовательно,
к сокращению длительности плавки; с применением кислородных горелок,
устанавливаемых над ванной индукционной печи; с установлением оптимальной массы остатка жидкого металла в печи [2, 5].
Индукционные канальные печи. Наряду с индукционными тигельными печами для плавки чугуна применяют индукционные канальные печи барабанного типа. Такие печи имеют хорошие теплотехнические, электротехнические показатели (КПД составляет 83–85 %). Подводимая мощность, а следовательно, производительность этих печей, в 2 раза больше,
чем у тигельных печей той же емкости.
Канальные индукционные печи чаще всего используются в качестве
вторичных агрегатов дуплекс-процесса – миксеров, техническая характеристика которых приведена в табл. 28 [2].
95
Таблица 28
Технические характеристики индукционных канальных миксеров
промышленной частоты для выдержки чугуна
Тип канального
миксера
ИЧКМ-2,5
ИЧКМ-4
ИЧКМ-6
ИЧКМ-10
ИЧКМ-16
ИЧКМ-25
ИЧКМ-40
ИЧКМ-60
ИЧКМ-100
Вместимость,
т
2,5
4
6
10
16
25
40
60
100
Мощность
по трансформатору, кВт
–
Расчетная скорость
перегрева на 100 оС, т/ч
7
14
500/1 000
29/58
1 000/2 000
55/110
2 000/4 000
115/230
Индукционные печи, в том числе канальные, имеют значительно
меньшие металлургические возможности из-за присутствия в печи холодного
шлака, нагреваемого за счет жидкого металла. Индукционные канальные
миксеры для перегрева чугуна (ИЧКМ) емкостью 10 т и более выпускаются
в двух исполнениях по мощности трансформатора. Печи до ИЧКМ-16
включительно имеют цилиндрическую шахтную форму ванны с расположением индукционной единицы на поду.
Более крупные индукционные канальные печи имеют два исполнения: шахтные и с цилиндрической барабанной ванной с расположением
индукционных единиц под углом 45° к горизонту.
На рис. 23 [2] показан индукционный канальный миксер емкостью 40 т.
Он предназначен для накопления металла, выплавляемого в плавильных
печах, усреднения его химического состава и температуры (миксирования), обеспечения (в случае необходимости) перегрева до заданной температуры и выдачи в транспортные или заливочные ковши.
Рабочее пространство печи имеет цилиндрическую форму с вертикальной осью. Оно закрыто съемной футерованной крышкой 3. Такие печи
называют печами шахтного типа. Печь имеет две съемных канальных единицы мощностью по 700 кВт каждая. Слив металла осуществляется через
сифонный желоб 2, конструкция которого исключает попадание воздуха
в печь и угар металла. Для заливки металла в миксер имеется второй сифонный желоб, расположенный на той же стенке печи (на схеме не показан).
Шлак скачивают через окно 4, закрываемое крышкой 5, один раз в две
недели. За это время его накапливается около 40 кг. Печь наклоняют с помощью гидроцилиндров 1. Для слива металла печь поворачивают круг оси,
вставленной в отверстие 9 корпуса печи передней стойки 10. При сливе
шлака ось вставляется в отверстия 11 корпуса печи задней стойки 12. Каналы индукционных единиц сообщаются с ванной печи через полости 6.
96
Каждая канальная единица имеет свой магнитопровод 8 и охлаждаемый
воздухом индуктор 7.
Рис. 23. Индукционный канальный миксер шахтного типа: 1 – гидроцилидры;
2 – сифонный желоб; 3 – съемная крышка; 4 – окно; 5 – крышка окна;
6 – полость канала; 7 – индуктор; 8 – магнитопровод; 9, 11 – отверстия под ось
для поворота печи; 10 – передняя стойка печи; 12 – задняя стойка
Производительность индукционных канальных миксеров с изменяется в очень широких пределах от 7 до 115 т/ч. В то же время удельная мощность канальных печей снижается с увеличением их вместимости, а расход
электроэнергии находится в пределах 35–40 кВт·ч/т.
Плавка чугуна дуплекс-процессами. Как отмечалось выше,
в современной практике для получения чугуна высокого качества широко
используются дуплекс-процессы.
По своим свойствам ваграночный чугун всё меньше удовлетворяет
повышенным требованиям, предъявляемым к металлу и отливкам. Поэтому для улучшения его свойств в отечественной и зарубежной практике всё
шире используются дуплекс-процессы, связанные с получением жидкого
чугуна в вагранках и последующей его доводкой и перегревом в электрических печах. При этом достигаются высокая производительность, хорошее качество отливок, низкие энергетические затраты на процессы. Здесь
возможно применение дуплекс-процессов: вагранка – дуговая электропечь,
вагранка – индукционная тигельная печь и вагранка – индукционный
канальный миксер.
Применение первого дуплекс-процесса (вагранка – дуговая электропечь) в отечественной практике было связано со слабым развитием произ97
водства индукционных печей в 1950-е гг. В последующем этот дуплекспроцесс из-за его неэкономичности не использовался.
Как в России, так и в зарубежных странах в последние годы получил
распространение дуплекс-процесс вагранка – индукционная канальная
печь или индукционная тигельная печь. Индукционные печи применяются
в качестве миксера. В этом случае для плавки чугуна используются высокопроизводительные ваграночные комплексы большой единичной мощности (20 т/ч и более), в качестве металлошихты – дешевый стальной лом,
соответствующим образом разделанный до необходимых габаритных размеров.
Полученный жидкий чугун переливается в индукционную печь
(тигельную или канальный миксер). В случае использования в качестве
вторичного агрегата индукционной тигельной печи имеются большие металлургические возможности по доводке жидкого металла до заданного
химического состава путем разбавления расплава добавками относительно
чистого по примесям стального лома (лучше всего низкоуглеродистая
стальная обрезь) или соответствующего ферросплава. Наряду с этим в тигельной печи осуществляется необходимый перегрев металла до заданной
температуры заливки чугуна. Такой дуплекс-процесс позволяет выплавлять металл для получения как рядовых марок чугуна типа СЧ15, СЧ20,
так и ковкого, высокопрочного и специального легированного. Индукционная тигельная печь при этом выполняет роль миксера, где осуществляется
стабилизация химического состава чугуна и выравнивание его температуры. Стабилизация содержания углерода и кремния при миксировании
чугуна наступает при отношении производительности вагранки к емкости
миксера более 2,0–2,5 т/ч [5]. Двойной запас емкости миксера благоприятно
сказывается и на улучшении организации труда во всём литейном цехе, так
как обеспечивает бесперебойное снабжение формовочно-заливочновыбивного отделения жидким чугуном независимо от колебания производительности плавильного отделения. Такая буферная емкость позволит
принять готовый металл и в случае кратковременной остановки литейного
конвейера или автоматической линии.
Отличие в использовании индукционного канального миксера в качестве вторичного агрегата при дуплекс-процессе состоит в том, что в этом
случае резко снижаются металлургические возможности воздействия
на металл. Агрегат лишь усредняет химический состав и обеспечивает
поддержание температуры металла на определенном уровне. Колебания
содержания элементов в готовом металле при этом снижаются по углероду
до 0,04–0,05 %, по кремнию до 0,10–0,12 %, по марганцу до 0,02–0,08 %,
что значительно меньше, чем при ваграночной плавке.
Для того чтобы осуществить усреднение химического состава металла,
в миксере должно оставаться значительное количество чугуна, поэтому
98
полное опорожнение его недопустимо. Процесс усреднения также требует
определенного времени выдержки порций металла из вагранки без добавок, поэтому для обслуживания ваграночного комплекса целесообразно
иметь два миксера, с попеременной работой каждого миксера то на наполнение, то на опорожнение.
Улучшение технико-экономических показателей таких дуплекспроцессов связано с сокращением потерь тепла во время перелива металла
и выдержки его в миксере, использованием пониженной мощности трансформатора (она должна в основном компенсировать тепловые потери миксера и обеспечивать незначительный перегрев металла), полнотой использования отобранной порции чугуна (сокращение возврата чугуна для слива
его в миксер) и др.
Дуплекс-процесс (дуговая электрическая печь – дуговая электрическая печь) применяют в цехе серого и ковкого чугуна ОАО «КАМАЗ» [5].
Выплавку чугуна осуществляют в восьми ДСП-50, а в качестве печей
выдержки используют девять ДСП-75. Такое сочетание обеспечивает бесперебойное снабжение корпуса жидким чугуном в объеме более 350 тыс. т.
При этом производительность печи по плавке составляет 25 т/ч, а удельный расход электроэнергии – 600 кВт·ч/т отливок. Такой дуплекс-процесс
позволяет получать любые марки чугунов хорошего качества.
Дуплекс-процесс дуговая электропечь – индукционный канальный
миксер или индукционная тигельная печь применяют в современных
литейных цехах большой мощности. В качестве первичного агрегата для
выплавки чугуна используют дуговые электропечи большой вместимости
(25–30 т), на которых установлены трансформаторы высокой удельной
мощности. В качестве вторичного агрегата используют индукционные
печи: канальный миксер для усреднения химического состава и корректировки температуры металла или индукционную тигельную печь для корректировки состава металла, ввода легирующих с целью получения чугунов
различных марок. Такая схема дуплекс-процесса обеспечивает расход
электроэнергии примерно на 15–20 % ниже по сравнению с плавкой в одной
индукционной печи промышленной частоты. При этом в качестве шихты
для плавки в дуговой печи можно использовать низкосортные металлические отходы, что тоже улучшает экономические показатели процесса.
Применение в качестве вторичного агрегата индукционной тигельной печи расширяет металлургические возможности воздействия на расплав аналогично дуплекс-процессу вагранка – индукционная тигельная
печь. Экономически более выгодным можно признать использование в качестве вторичного агрегата индукционного тигельного миксера (табл. 29),
который имеет меньшую мощность трансформатора, что приводит
к уменьшению капитальных затрат. В этих миксерах можно производить
коррекцию химического состава чугуна и производить подогрев металла.
99
Таблица 29
Технические характеристики тигельных миксеров
Тип плавильного
агрегата
ИЧТМ-1
ИЧТМ-2,5
ИЧТМ-6
ИЧТМ-10
ИЧТМ-16
Вместимость
тигля, т
1
2,5
6
10
16
Мощность по трансформатору, кВт
180
400
400
1 000
1 600
Расчетная скорость перегрева на 100 °С, т/ч
2,8
4,2
7,0
17,0
22,0
Преимущества данного дуплекс-процесса приводят к существенно
лучшим техническим показателям плавки по сравнению с монопроцессом,
как следует из табл. 30, в которой приведены технико-экономические показатели плавки в ИЧТ-10 различными процессами.
Многообразие способов выплавки чугуна для изготовления отливок
позволяет выбрать в конкретных условиях (производительность цеха, требования к качеству выплавляемого металла, максимальная масса отливки,
получаемой в цехе, наличие и качество шихтовых материалов, организация
работ в формовочном отделении, обеспечение цеха энергетическими
и трудовыми ресурсами, требования к охране окружающей среды) наиболее
рациональный, экономичный и надежный.
Таблица 30
Технико-экономические показатели различных способов получения
литейного чугуна в печи ИЧТ-10
Показатели
Производительность печи, т/ч
Удельный расход электроэнергии, кВт·ч/т
Стойкость тигля, плавок, шт.
Угар элементов, %
Способ плавки
Монопроцесс с «болотом» Дуплекс-процесс
по паспорту по данным [5] ДСП + ИЧТ
4,2
4,0
5,8
548
750
150
100–200
300–350
–
5,6–7,8
2–4
Выбор способа плавки чугуна, садки печи и ее удельной производительности является чрезвычайно важным при проектировании плавильного
отделения и цеха в целом.
Дефекты в чугунных отливках и способы
их предотвращения и исправления
Чаще всего в отливках встречаются дефекты усадочного происхождения: концентрированные раковины, макро- и микропористость, утяжины.
Они являются следствием изменения размеров, а значит, и объема, т. е. так
называемой усадки металла в процессе затвердевания отливки.
100
Общий объем усадочных дефектов определяется тремя величинами:
термической усадкой жидкого металла начиная с момента образования
корки; фазовыми изменениями при затвердевании; изменением наружных
размеров отливки в процессе кристаллизации, которое зависит от предусадочного расширения и жесткости (или податливости) формы.
В результате влияния всех этих факторов обычно формируется усадочная раковина в том или ином объеме. В зависимости от состава металла
объем усадочной раковины уменьшается по мере увеличения СЕ до эвтектического состава, а потом имеет тенденцию увеличиваться.
Предусадочное расширение является одним из важнейших факторов,
определяющих объем усадочных пустот, причем оба они зависят от многих факторов: фазовых превращений при кристаллизации, механизма,
характера и количества выделяющегося графита, выделяющихся газов,
температуры заливки (Тз), металлостатического давления в форме, податливости формы и др.
Отрицательное влияние на усадку имеет увеличение толщины стенки
отливки, металлостатического напора, температуры заливки, хотя последний фактор иногда оказывает положительное влияние вследствие улучшения питания.
Уменьшить усадочные пустоты можно:
● правильным выбором химического состава и Тз;
● снижением влажности форм;
● в наиболее неблагоприятных условиях, путем создания направленной кристаллизации отливки за счет установки холодильников и применения прибылей, что часто требует даже изменения конструкции отливки.
При этом следует иметь в виду, что во многих случаях особо важное
значение, например при требованиях высокой герметичности, приобретает
пористость, для уменьшения которой необходимо измельчение графита,
уменьшение интервала кристаллизации и создание направленной кристаллизации.
В этом случае измельчение эвтектического зерна и применение модифицирования могут оказаться уже вредными, поскольку кристаллизация
сплава имеет при этом более объемный характер, а сопротивление движению расплава между срастающимися ветвями дендритов возрастает так,
что в отдельных точках происходит затвердевание жидкого металла в условиях затрудненного, а иногда и полного отсутствия питания, вследствие чего
возникают усадочные поры (раковины), часто взаимосвязанные и создающие
таким образом сквозные микроканалы. Особенно вредно в этом отношении
высокое содержание фосфора в металле, так как объем фосфидной эвтектики
при ее затвердевании уменьшается и в результате образуются поры.
Дефекты, возникающие при взаимодействии металла с формой, – это
газовые раковины, ужимины и пригар.
101
Газовые раковины представляют собой округлые полости. Источниками газов в форме являются: воздух, механически замешанный потоком металла при заливке; воздух, заполняющий полость и поры формы;
пары воды, выделяющиеся при заливке сырых форм; продукты сгорания
или разложения органических добавок, вводимых в формовочные или
стержневые смеси, и др.
Борьбу с газовыми раковинами ведут путем уменьшения давления
газов на поверхности контакта «металл – форма», т. е. нужно уменьшать
газотворность смеси или увеличивать газопроницаемость формы. Для
обеспечения низкой газотворности стержневой смеси следует применять
связующие с малой газотворностью и высокой удельной прочностью, т. е.
обеспечивающие высокую прочность при минимальном количестве связующего. Газопроницаемость стержня обеспечивается также соответствующей зернистостью песка и устройством вентиляционных каналов.
Необходимо стремиться выводить вентиляционные каналы через верхние
знаки. Чтобы предотвратить образование газовых раковин в результате
химических реакций между расплавленным металлом и формой, необходимо снижать в стержнях (изготовленных в горячих ящиках) содержание
азота в смоле, которое не должно превышать 8 % [1].
Ужимины возникают под действием теплоты металла, заливаемого
в форму. Лицевой слой формы нагревается, и при отсутствии свободы для
расширения смеси образующаяся корка отслаивается в полость формы,
создавая ужимину. На образование ужимин оказывают влияние коэффициенты линейного расширения составляющих смеси, степень уплотнения
смеси и температура ее нагрева. Отслаиванию корки способствуют: неблагоприятная конфигурация формы, препятствующая расширению корки;
повышенное давление газов в толще формы; повышенная исходная влажность формы и др.
В зависимости от конкретных условий производства, конфигурации
отливки и особенностей технологического процесса борьба с ужиминами
может вестись в следующих направлениях: уменьшением нагрева лицевого
слоя формы более быстрой заливкой металла; подводом металла через
несколько питателей, желательно в массивные части тела отливки; заливкой
плоских отливок в вертикальном или наклонном положении; вентиляцией
формы; по возможности неплотной набивкой формы; упрочнением смеси, т. е.
улучшением сцепления лицевого слоя формы с основной массой смеси и др.
Пригар является наиболее распространенным поверхностным
дефектом отливок. Основные причины пригара: проникновение жидкого
металла в поры формы и химическое взаимодействие жидкоподвижных
окислов металлов с компонентами формовочной смеси.
Наиболее распространенным способом предупреждения пригара
является использование защитных покрытий, наносимых на поверхность
102
литейной формы. Для увеличения их термостойкости применяют послойное нанесение двух-трех покрытий: для первого слоя используют краски
с малой плотностью, а для последующих слоев – с большей плотностью. Для
предупреждения пригара возможно также использование углеродосодержащих добавок, вводимых в формовочные смеси: под действием температуры
металла они разлагаются и создают восстановительную атмосферу в форме,
препятствующую окислению металла и взаимодействию его окислов
с материалами формы [1, 2].
Контроль размерной точности является одним из основных показателей качества отливки. Размерная точность определяется степенью приближения истинных размеров отливки к размерам, указанным на чертежах.
В связи с малой линейной и объемной усадкой размерная точность чугунных отливок наиболее полно, по сравнению с отливками из других сплавов, приближается к размерам литейной модели, следовательно, к истинным номинальным размерам чертежа. Номинальный размер – значение
расстояния между базой и интересующей точкой поверхности. Для поверхностей, имеющих форму тела вращения, в качестве номинального
размера используется номинальный диаметр. У наклонных конических
и фасонных поверхностей за номинальный размер принимают наибольший
из размеров.
Контроль шероховатости поверхности отливки. По мере повышения требований к качеству отливок и их товарному виду возрастает требование к качеству поверхности отливок.
Шероховатостью называют совокупность неровностей поверхности
с относительно малыми шагами на базовой длине.
Качество поверхности отливок определяется большим числом факторов: зерновым составом формовочных материалов, дисперсностью огнеупорных покрытий и красок, температурой заливки, скоростью кристаллизации, габаритными размерами отливки и толщиной ее стенок, качеством
поверхности модельной оснастки, способом литья.
Поверхность можно контролировать визуально (путем сравнения
шероховатости контролируемой поверхности с эталоном) и ощупыванием
профиля поверхности иглой с алмазным наконечником. Приборы, используемые для контроля шероховатости, подразделяют на оптические и контактные.
Физические методы контроля качества отливок. При визуальном
контроле, даже с использованием лупы, удается обнаружить только относительно грубые поверхностные или сквозные дефекты отливок. Для обнаружения более мелких несплошностей, тонких трещин или микропор
используют различные физические методы контроля.
К а п и л л я р н ы й к о н т р о л ь. Сущность всех методов капиллярного контроля состоит в том, что на очищенную поверхность отливки
103
наносится тонкий слой индикаторной жидкости или суспензии (пенентрита),
который под действием капиллярных сил проникает в мелкие поверхностные дефекты.
После выдержки (а при необходимости и тепловой сушки) на поверхности изделия, над дефектом, образуется так называемый индикаторный
след. Этот след можно наблюдать невооруженным глазом или с помощью
лупы небольшого увеличения.
Обнаружение индикаторного следа, повторяющего характер дефекта,
обусловлено либо его способностью люминесцировать под действием
ультрафиолетового излучения, для чего используют источник ультрафиолетового излучения, либо цветовым контрастом в видимом световом излучении. По способу выявления дефектов наиболее широкое распространение нашли методы люминесцентной и цветовой дефектоскопии.
М а г н и т н ы й к о н т р о л ь основан на взаимодействии магнитного поля с материалом отливки, поэтому он может быть использован
только для контроля отливок и ферромагнитных сплавов (чугун, сталь).
Сущность методов магнитного контроля заключается в регистрации
искажений магнитного поля, возникающих в местах наличия дефектов при
намагничивании отливки, или изменения магнитных характеристик изделия вследствие изменения фазового состава и структуры сплава.
Цели магнитного контроля:
● выявление поверхностных дефектов (магнитная дефектоскопия);
● оценка структуры и свойств сплавов (магнитная структуроскопия).
Методы магнитной дефектоскопии. Магнитная дефектоскопия
позволяет обнаружить поверхностные дефекты на глубине до 2–5 мм.
Наибольшее распространение в литейной технологии находят следующие методы магнитного контроля:
1. Магнитопорошковый метод позволяет обнаружить поверхностные
и подповерхностные дефекты на отливках любой формы и размеров. В результате взаимодействия магнитного порошка с магнитным полем, на поверхности отливки, над дефектом, образуется валик из магнитного порошка, воспроизводящий конфигурацию дефекта;
2. Магнитографический метод заключается в записи магнитного поля
дефектов на магнитную ленту, которая впоследствии расшифровывается;
3. Метод с использованием магнитных преобразователей. Автоматические методы контроля.
Магнитный контроль фазового состава сплава. Все магнитные характеристики сплавов можно условно объединить в две группы:
1-я группа – характеристики, нечувствительные к структурным изменениям, но чувствительные к изменению фазового состава;
2-я группа – характеристики, чувствительные к структурным изменениям.
104
Характеристики первой группы используют для фазового магнитного анализа, характеристики второй группы – для магнитного структурного
анализа.
Магнитные характеристики основных фаз сплавов Fе–С (феррита Ф
и цементита Ц):
Ф
500–10 000
70–80
Магнитная проницаемость, ед.
Коэрцитивная сила, А/м
Ц
35–66
4 000–4 500
Некоторые магнитные характеристики фаз отличаются более чем на
два порядка. Это позволяет довольно точно определить фазовый состав по
величине магнитных характеристик.
Фазовый магнитный анализ используют для контроля сплавов на основе железа. Контролю подвергают как исходную литую структуру, так и
эффективность термической обработки отливок. Необходимость такого
контроля вызвано следующими обстоятельствами. Например, известно,
что при увеличении содержания феррита в чугуне интенсивно снижается
его склонность к хрупкому разрушению, одновременно резко ухудшается
обрабатываемость отливки.
Магнитный структурный анализ. На свойства отливок влияют также
различные дефекты кристаллического строения и микронапряжения, которые можно оценить магнитоструктурным анализом.
Многие механические и технологические свойства сплавов определяются не только фазовым составом, но и структурой: размером зерна матрицы, формой и взаимным расположением структурных составляющих их
графитизации. Это объясняется увеличением объемного содержания феррита. Размеры и форма графитовых включений оказывают существенное
влияние на магнитные свойства чугуна.
Сравнение механических и магнитных свойств различных чугунов
указывает на возможность эффективного контроля механических свойств
чугунов с помощью измерения магнитных характеристик.
Особый интерес представляет использование магнитных методов для
оценки структуры и свойств аустенитных чугунов. Эти чугуны наряду
с низкой магнитной проницаемостью обладают высокими эксплуатационными свойствами. Характеристики их структуры с высокой точностью
определяются магнитными методами.
Техника безопасности и охрана окружающей среды
при плавке чугуна
В настоящее время плавку чугуна ведут главным образом в вагранках и электрических печах. Наиболее часто встречающиеся виды травм
при этом – ожоги и поражение электрическим током. Поэтому основные
105
мероприятия по технике безопасности в плавильных отделениях направлены на их предупреждение.
Правилами техники безопасности предусматривается, чтобы наклоняющиеся печи с приводом имели ограничители наклона, самотормозящие
устройства и блокировку для автоматического включения механизма
поворота. Пульты управления наклона печи необходимо устанавливать
в таких местах, чтобы плавильщик мог видеть струю металла, идущую
из печи, и крановщика, участвующего в разливке. Щиты и пульты
управления снабжают световыми и звуковыми сигнализирующими устройствами [11, 12].
Охрана труда в плавильных отделениях. В плавильных отделениях выполняют операции, связанные с подготовкой печей к работе, плавкой в них шихты, выпуском расплавленных литейных сплавов (расплавов)
из печей и их металлургической обработкой (дегазацией, рафинированием,
модифицированием и др.). Операции плавки шихты в печах сопровождаются выделением конвекционной и лучистой теплоты, а также вредных газов (оксида углерода СО, сернистого ангидрида SО2, оксида азота и др.).
Безопасность труда в плавильных отделениях обеспечивается правильной эксплуатацией плавильных печей и подъемно-транспортного оборудования, точным соблюдением технологических режимов шихтовки,
подготовки печей к работе и плавки шихты. Нарушение этих условий может привести к серьезным авариям (и выводу из строя оборудования),
стать причиной тяжелых травм вагранщиков и работающих рядом людей.
Учитывая вышесказанное, в плавильных отделениях литейных цехов проводят следующий комплекс мероприятий [11]:
 для снижения загазованности и предупреждения возможности
взрыва вагранки снабжают пылеочистными устройствами и системами дожигания отходящих колошниковых газов;
 чтобы обеспечить оптимальный режим плавки, плавильные установки оборудуют центральными пультами, имеющими аппаратуру контроля и корректирования параметров плавильных процессов;
 процессы шихтовки и загрузки шихты в плавильные печи выполняются специальными автоматически действующими механизмами;
 при ремонте плавильных печей температуру в рабочем пространстве
печи поддерживают на уровне не выше 50 °С; для освещения используют
только низковольтные (12 В) переносные лампы с бронированным проводом и защитной сеткой; после каждого ремонта тщательно контролируют
качество его выполнения и полноту просушки футеровки рабочего пространства и желобов плавильных печей;
 процессы металлургической обработки литейных расплавов (дегазация, рафинирование, модифицирование и др.) осуществляют в точном
соответствии с требованиями производственной инструкции;
106
 автоклавы для модифицирования чугуна магнием должны удовлетворять Правилам устройства, безопасности и эксплуатации сосудов,
работающих под давлением, утвержденным Госгортехнадзором, и иметь
паспорт о соответствующей проверке;
 безопасность выдачи расплава из плавильных печей достигается
тщательной подготовкой и просушкой футеровки желобов плавильных
печей и разливочных ковшей;
 особое внимание обращают на состояние полов участков разливки
и подготовку инструментов, так как ожоги рабочие чаще всего получают
от искр и брызг расплава, образующихся при соприкосновении расплава
с влагой пола, с влажным или ржавым инструментом;
 основным мероприятием по предупреждению травматизма в плавильных отделениях является снабжение рабочих специальной одеждой
и средствами индивидуальной защиты.
Для обеспечения безопасности труда рабочие плавильных отделений
должны соблюдать следующие основные правила по обслуживанию плавильных печей [11, 12]:
 при ремонте шахты вагранки, для предохранения рабочих от возможного падения кирпичей и других предметов со стороны колошникового
отверстия, следует применять защитные приспособления в виде перекрытий
или подвесных зонтов, устанавливаемых ниже загрузочного отверстия;
 в начале смены вагранщик должен убедиться в полной готовности
печи к плавке. При этом необходимо проверить исправность стального кожуха и выпускного желоба, чистоту фурменных отверстий, наличие и исправность инструмента (длинных и коротких ломов, пробок для закрытия
летки вагранки), расположить инструмент в положении наиболее удобном
для его использования;
 процессы плавки следует вести в строгом соответствии с производственной инструкцией, следить по показаниям приборов за ходом
плавки, за своевременной загрузкой шихтовых и вспомогательных материалов и т. д.;
 выбрасывать остатки плавки из вагранки разрешается только в хорошо просушенную шлаковницу, после чего их необходимо заливать прерывистой навесной струей воды из брандспойта. При выполнении этой
операции рабочий должен находиться на расстоянии не ближе 3 м от заливаемого шлака за теплоизолирующим щитком;
 особая осторожность и соблюдение правил техники безопасности
требуются при выпуске расплавленного металла из печей. При выполнении этой операции необходимо очистить площадку перед желобом от посторонних предметов, удалить от желоба посторонних людей, убедиться
в готовности ковшей к приемке расплава, установить ковш точно под желоб
так, чтобы струя расплава не лилась мимо ковша или на его борт;
107
 заполнять ковш расплавленным металлом следует не более чем
на 7/8 его высоты и так, чтобы уровень расплава в нем был ниже высоты
кромки ковша не менее чем на 100 мм. Летку вагранки следует заделывать
глиняной пробкой, закрепленной на конце стальной штанги длиной не менее 1,8 м. Пробки должны изготовляться из глины нормальной влажности
и иметь правильную форму усеченного конуса. При выпуске расплава
и шлака запрещается стоять против летки или сбоку от нее.
Мероприятия по оздоровлению условий труда. Создание здоровых условий труда в плавильных отделениях обеспечивается устройством
вентиляции и проведением комплекса следующих мероприятий [11, 12].
На колошниковых площадках, изолированных от других участков
плавильного отделения, оборудуют общеобменную вентиляцию в виде вытяжки через открывающиеся окна, у загрузочных окон плавильных печей
устраивают установки воздушного душирования и индивидуальные вытяжные зонты. Установки воздушного душирования устанавливают также
на участках обслуживания печей, т. е. у желобов выдачи расплава и шлака,
на участках металлургической обработки расплава. Участки сушки и подогрева разливочных ковшей снабжают системой общеобменной вентиляции, а также зонтами с механической вытяжкой теплого воздуха и газов.
В плавильных отделениях литейных цехов широко применяют прогрессивные методы плавки (в вакууме, в среде нейтральных газов и др.)
и используют усовершенствованные конструкции плавильных печей: электрические дуговые и индукционные печи, вагранки закрытого типа с охлаждением плавильного пояса, подогревом и обогащением дутья кислородом, с пылеочисткой и дожиганием газа. В современных чугунолитейных
цехах широко используют загрузку шихты в вагранки скиповыми подъемниками, которая исключает необходимость нахождения рабочих на колошниковой площадке и у загрузочного окна вагранки, улучшает санитарно-гигиенические условия труда в плавильных отделениях. Выделение
конвекционной и лучистой теплоты в плавильных отделениях чугунолитейных цехов значительно снизилось после оснащения вагранок системой грануляции шлака, применяемой вместо операции его слива в шлаковни.
Контрольные вопросы и задания
1. Какие шихтовые материалы относятся к основным?
2. Какой массы могут быть чушки доменного чугуна?
3. На сколько марок подразделяют доменные литейные чугуны?
4. Как маркируют доменные литейные чугуны?
5. Как маркируют доменные передельные чугуны?
6. Из-за чего доменные литейные природно-легированные чугуны
получили свое название?
108
7. Перечислите преимущества применения передельных чугунов
взамен литейных.
8. Для каких целей применяют литейные природно-легированные чугуны?
9. Сколько фосфора содержится в передельных фосфористых чугунах?
10. Где используют передельные высококачественные рафинированные чугуны?
11. Каково назначение ферросплавов?
12. Какие марки ферросилиция вводят для модифицирования, а какие –
для легирования?
13. Как маркируют ферросплавы?
14. На какие категории вторичных черных металлов классифицируют лом?
15. Сколько различают видов кусковых, прессованных ломов, отходов и стружки?
16. Назовите важнейшие физические свойства шихтовых материалов.
17. Какие шихтовые материалы относятся к вспомогательным?
18. Какие виды топлива для плавильных печей вам известны?
19. Назовите предельное содержание серы для литейного каменноугольного кокса.
20. Какова калорийность кокса, мазута и природного газа?
21. Для каких целей при плавке чугуна используют флюсы?
22. Назовите наиболее часто применяемый при плавке чугуна
флюс.
23. Перечислите известные вам науглероживающие добавки (карбюризаторы) и укажите их назначение.
24. Какие плавильные агрегаты используются для плавки чугуна?
25. Как классифицируют вагранки?
26. Какова конструкция вагранки?
27. Как осуществляют загрузку шихты?
28. Каково назначение фурм?
29. Как готовят вагранку к плавке?
30. Как осуществляют розжиг холостой колоши?
31. Какова продолжительность работы вагранки без водяного охлаждения?
32. Как часто осуществляют текущий ремонт вагранки?
33. Какова норма расхода воздуха, подаваемого в вагранку?
34. На какие зоны делят высоту вагранки?
35. Перечислите продукты реакции известняка при нагреве.
36. Поясните общую схему ваграночного процесса.
37. Какие реакции протекают в зоне подогрева?
38. Перечислите реакции, протекающие в кислородной зоне.
109
39. Влияет ли наличие копильника на содержание углерода и серы
в чугуне?
40. Перечислите источники шлакообразования.
41. Какие шлаки относятся к кислым, а какие – к основным?
42. Чем отличается кислый процесс плавки от основного?
43. Перечислите реакции по удалению фосфора из металла.
44. Перечислите отличия в конструкциях коксовой и газовой вагранок.
45. Как в газовой вагранке отделяют жидкий металл от плавящихся
твердых кусков шихты?
46. Перечислите методы интенсификации процесса плавки чугуна
в вагранке.
47. Как маркируют трехфазные дуговые печи?
48. Каковы диаметр и длина электродов, как их наращивают?
49. Какова температура дуги?
50. Как ведут загрузку печей малой и большой емкости?
51. Какова стойкость футеровки свода и пода ДСП?
52. Какие огнеупорные материалы используют для футеровки кислых ДСП?
53. Какие огнеупорные материалы используют для футеровки основных ДСП?
54. Каков процент оптимального содержания извести для кислых
и основных шлаков?
55. Каков порядок загрузки ДСП?
56. Для каких чугунов целесообразно применять основную плавку,
а для каких – кислую?
57. Каковы преимущества и недостатки ДСП?
58. Перечислите преимущества индукционных печей перед другими
плавильными агрегатами.
59. Перечислите недостатки индукционных печей.
60. Какие методы интенсификации плавки чугуна в индукционных
печах вы знаете?
61. Перечислите технологические операции по плавке чугуна в индукционных печах.
62. Каково назначение индукционных канальных печей?
63. Для каких целей используются дуплекс-процессы?
64. Какой дуплекс-процесс используют для получения марок серого
и высокопрочного чугуна?
65. Каково назначение миксера при плавке чугуна?
66. Каков принцип действия индукционной печи?
67. Каков состав шихты для плавки в ИТП?
68. Какими величинами определяется общий объем усадочных
дефектов?
110
69. Какое влияние оказывает углеродный эквивалент на объем усадочной раковины?
70. Какое влияние оказывает предусадочное расширение на объем
усадочной раковины?
71. Как можно уменьшить усадочные пустоты?
72. Каково влияние фосфора на усадочную пористость?
73. Какова размерная точность чугунных отливок по сравнению
с другими сплавами?
74. Как осуществляют контроль шероховатости поверхности отливок?
75. Какие методы контроля используют для обнаружения мелких
несплошностей, тонких трещин и микропор?
76. В чем заключается сущность методов магнитного контроля?
77. Какие сплавы можно контролировать с помощью фазового магнитного анализа?
78. Перечислите мероприятия по оздоровлению условий труда в литейных цехах.
79. Перечислите правила безопасного проведения работ в плавильном отделении литейного цеха.
111
Глава 2
ПРОИЗВОДСТВО ОТЛИВОК ИЗ СТАЛИ
2.1. Общие сведения о структуре и свойствах стали
Краткая история развития сталелитейного производства
Получение железа в чистом виде представляет собой трудоемкий
и дорогостоящий процесс. Механические свойства, в частности прочность,
чистого железа ниже, чем у сплавов железа. В чистом виде железо – материал дорогой, а потому его используют для специальных целей. Обычно
в технике и в быту используют сталь.
Сталью называют железоуглеродистые сплавы, содержащие
до 2 % С. Наряду с углеродом в сталях присутствуют Mn, Si, S, P, N, H, O
и другие элементы, попавшие в нее из шихтовых материалов или введенные в процессе ее производства (Mn и Si в углеродистые стали вводят, например, для раскисления). Другие (легирующие) элементы добавляют для
придания стали особых физических, физико-химических свойств или повышения ее прочности. Это чаще всего Cr, Ni, Mo, V, W, а также Mn и Si
в количестве, превышающем потребности раскисления (более 0,7 %).
Сталь как литейный материал начали применять значительно позднее чугуна. В настоящее время главными потребителями стального литья
являются железнодорожный транспорт, сельскохозяйственное и тракторное машиностроение, экскаваторное и дорожное машиностроение. В промышленно развитых странах установилось примерное соотношение между
производством литья из углеродистых и легированных сталей 70 : 30.
Сталь широко применяют прежде всего для производства деталей,
которые наряду с высокой прочностью должны обладать хорошими пластическими свойствами, быть надежными и долговечными в эксплуатации.
Чем ответственнее назначение машины и тяжелее условия, в которых она
работает, тем более значительна доля стальных отливок, идущих на ее
изготовление (например, масса стальных литых деталей в экскаваторе составляет ~ 45 %, в электровозе ~ 50 %, в тепловой арматуре ~ 60 % от общей массы машины). Многие стали хорошо свариваются, что дает возможность изготовлять сложные сварно-литые конструкции.
В глубокой древности люди получали железо в примитивных горнах,
в которые загружали железную руду и древесный уголь. В XIV в. в кричных горнах из него удалялся лишний углерод, т. е. осуществлялся процесс
превращения чугуна в сталь – «кричный передел». Так возник двухстадийный
способ получения стали из железной руды: руда – чугун, чугун – сталь.
112
В конце ХVIII – начале ХIХ в. был разработан более экономичный
пудлинговый процесс. Кричные горны на многих заводах стали заменять
пудлинговыми печами – пламенными отражательными печами с отдельно расположенной топкой. В пудлинговые печи загружали чугунные
чушки и расплавляли их. Под воздействием кислорода, содержащегося
в печных газах, шлаке и материале футеровки печи, углерод чугуна
окислялся. По мере уменьшения содержания углерода в металле возрастала его температура плавления, т. е. металл становился все более тугоплавким (температура плавления низкоуглеродистого железа – примерно
1 540 °С, чугуна – около 1 150 оС). Так как температура в печи –
не более 1 450 оС, то обезуглероженный металл становился все более
вязким. Сгущающийся сплав перемешивали, добиваясь однородности
его состава, и затем «накатывали» из него куски – крицы – массой
30–50 кг, которые вынимали из печи и проковывали. Угар железа составлял 12–15 % [9].
Недостаток кричного и пудлингового процессов заключается в невозможности получить плотную литую отливку из стали, так как и в кричных горнах, и в пудлинговых печах температура оказалась недостаточной
для расплавления металла. Получаемые крицы представляли собой комья
сварившихся между собой зерен металла.
В ХIХ в. впервые жидкую сталь получили тигельным процессом: металл
плавили в небольших сосудах из огнеупорной массы (25–30 кг) – тиглях. Тигельная сталь отличается высокими механическими свойствами. В России
производство высококачественной тигельной стали было развито на Златоустовском, Обуховском и Путиловском заводах. В 1817–1847 гг. на Златоустовском заводе работал знаменитый русский металлург Павел Петрович Аносов, разработавший методы тигельной выплавки и последующей
обработки булатов – сталей, сочетавших высокую упругость с предельной
твердостью.
Недостатками тигельного процесса являются: низкая производительность труда при его применении; высокие требования к чистоте исходных
материалов; малая стойкость тиглей и др. [8–9].
Простой и дешевый способ получения литой стали в больших количествах продувкой жидкого чугуна воздухом был предложен в 1856 г. английским механиком Генри Бессемером. Продувку чугуна вели в агрегате
с кислой футеровкой – конвертере. Такой способ передела чугуна в сталь
получил название бессемеровского процесса.
Первая мартеновская печь емкостью 1,5 т была построена в 1864 г.
во Франции П. Мартеном по чертежам английского инженера В. Сименса,
предложившего также использовать принцип регенерации тепла. В России
первая мартеновская печь (емкость печи – 2,5 т) построена в 1869 г.
А. Износковым на Сормовском заводе.
113
В 1878 г. англичанин Сидни Джилкрист Томас разработал способ
получения стали в конвертере с основной футеровкой (доломитовой), названный томасовским.
В 1864 г. во Франции Пьер Мартен осуществил переплавку чугуна
и железного лома в сталь в регенеративных пламенных печах, в которых
было возможно достигнуть температуры достаточной для расплавления
твердой шихты, в результате использования тепла отходящих газов для
подогрева топлива и воздуха в так называемых регенераторах. Принцип
регенерации тепла был разработан в 1856 г. братьями Вильгельмом
и Фридрихом Сименсами, а процесс получения стали с применением таких
регенераторов назвали сименс-мартеновским.
Процессы кислородного конвертирования были разработаны в середине XX в. в ряде стран Европы.
Литейные стали: маркировка, свойства, области применения
Стальные отливки можно классифицировать по химическому составу,
структуре, назначению отливок и способам плавки стали.
По химическому составу стальные отливки подразделяют на четыре
класса:
 из углеродистой нелегированной стали (для фасонных отливок,
содержащих 0,09–0,55 % С);
 из низколегированной стали (суммарное содержание легирующих
элементов – до 2,5 %);
 из среднелегированной стали с содержанием 2,5–10 % легирующих
элементов;
 из высоколегированной стали с содержанием > 10 % легирующих
элементов.
Углеродистые литейные стали. Из углеродистой стали изготовляют около 2/3 стальных отливок. По технологическим (литейным) свойствам углеродистая сталь уступает чугуну, тем не менее из нее можно получать сложные отливки, разнообразные по конструкции, размерам, массе,
толщине стенок для самых разных отраслей народного хозяйства. Литая
углеродистая сталь после термической обработки (ТО) обладает достаточно
высокими механическими свойствами.
Маркировка литейных углеродистых сталей и механические свойства
по ГОСТ 977–88 приведены в табл. 31.
В зависимости от содержания углерода сталь делят на низкоуглеродистую (до 0,20 % С), среднеуглеродистую (от 0,20 до 0,45 % С) и высокоуглеродистую (более 0,45 % С).
Углерод является основным элементом, определяющим механические свойства углеродистых сталей. Увеличение содержания углерода повышает прочность и снижает пластичность стали. Такое изменение свойств
114
связано с тем, что по мере увеличения концентрации углерода в структуре
возрастает количество перлита – более прочной, но менее пластичной, чем
феррит, составляющей.
Таблица 31
Механические свойства сталей (термообработка: нормализация
или нормализация с отпуском)
Марка стали
15Л
20Л
25Л
30Л
35Л
40Л
45Л
50Л
20ГЛ
35ГЛ
20ГСЛ
30ГСЛ
20Г1ФЛ
20ФЛ
30ХГСФЛ
45ФЛ
20ХМЛ
20ХМФЛ
20ГНМФЛ
35ХМЛ
30ХНМЛ
35НГМЛ
20ДХЛ
Временное
сопротивление
разрыву σв, МПа
не менее
Стали конструкционные нелегированные
196
392
К20
216
412
235
441
255
471
K25
275
491
294
520
К30
314
540
334
569
Стали конструкционные легированные
К25
275
540
294
540
К30
294
540
К35
343
589
314
510
К30
294
491
392
589
К40
392
589
245
441
К25
275
491
К50
491
589
К40
392
589
К55
540
687
К35
343
589
К40
392
491
Категория
прочности
Предел
текучести σт,
МПа
Относительное
удлинение δ, %
24
22
19
17
15
14
12
11
18
12
18
14
17
18
15
12
18
16
15
12
14
12
По ГОСТ 977–88 в зависимости от содержания углерода (от 0,12
до 0,60 %) сталь делится на восемь марок. Марки стали обозначают цифрами,
соответствующими среднему содержанию углерода (указываются сотые доли
процента), и буквой «Л» (литая). Например, сталь, содержащую 0,25 % С, обозначают 25Л.
По качественным показателям, устанавливаемым в зависимости от
назначения и предъявляемых требований, отливки разделяются на три
группы:
115
I – общего назначения;
II – ответственного назначения;
III – особо ответственного назначения.
Углеродистая сталь всех марок содержит 0,20–0,42 % Si, сталь 15Л,
20Л, 25Л – 0,30–0,75 % Мn, сталь остальных марок – 0,40–0,90 % Mn. Как
кремний, так и марганец вводят в сталь главным образом для раскисления
(а марганец и для нейтрализации вредного влияния серы), существенного
влияния на механические свойства они не оказывают. Массовая доля примесей серы и фосфора, согласно ГОСТ 977–88, приведена в табл. 32.
Таблица 32
Массовая доля серы и фосфора
в конструкционных нелегированных сталях
Группа
отливок
основной
I
II
III
0,040
0,035
0,030
Массовая доля примесей, %, не более, в стали
основной
основной
кислой
основной кислой
мартеновской
мартеновской
Сера
Фосфор
0,050
0,040
0,050
0,060
0,060
0,035
0,045
0,040
0,050
0,030
0,050
Количество серы и фосфора во всех случаях желательно иметь минимальным. Сера усиливает красноломкость стали, склонность ее к образованию горячих трещин. Для отливок, испытывающих сильное торможение протекающей усадке (отливки сложной конфигурации), а также для
толстостенных отливок, где благодаря ликвации возможна местная концентрация серы, целесообразно ограничивать ее содержание до 0,03–0,035 %.
Фосфор понижает пластичность стали при нормальной и низких
температурах, входя в раствор с α-Fe и образуя по границам зерен фосфидную эвтектику. Вредное влияние фосфора особенно резко проявляется в
сталях с повышенным содержанием углерода. Для ответственных отливок
желательно содержание фосфора ограничить до 0,03 %.
В литом состоянии структура углеродистых литейных сталей характеризуется крупным зерном (перлит с крупными пластинками феррита)
и называется видманштедтовой. Она исправляется ТО: отжигом, нормализацией, закалкой или их комбинациями. В результате образуются равноосные мелкие ферритные и перлитные зерна. Кроме того, в процессе отжига при 600–650 оС снимаются остаточные литейные напряжения [4].
Низкая жидкотекучесть сталей объясняется главным образом высокой температурой ликвидуса и, соответственно, низкой температурой
заливки. Суммарная объемная усадка затвердевания и усадка в жидком
состоянии составляет 6,0–7,0 %. Поэтому стальные отливки необходимо
116
получать с прибылями [2]. Для стальных отливок характерно развитие пористости, в них часто образуются горячие трещины.
Углеродистые стали склонны к насыщению газами и неметаллическими включениями (НВ), а также к ликвации по сере и фосфору, особенно
отливки с толщиной стенки более 80 мм. К изменению механических
свойств в зависимости от толщины стенок отливки из литейных углеродистых сталей менее чувствительны, чем из других сплавов, особенно учитывая обязательную их термическую обработку.
Легированные литейные стали. Легирование стали является одним
из средств повышения надежности, долговечности и снижения массы
литых деталей. Выбор легирующих элементов обусловливается главным
образом назначением отливки, а также ее конструктивными и технологическими особенностями.
По отношению к углероду легирующие элементы подразделяют
на карбидообразующие и графитизирующие.
Легирующие элементы вызывают образование новых структурных
составляющих и изменение свойств существующих фаз. Введением в сталь
определенных элементов в строго заданных количествах можно добиться
значительного улучшения или получения специальных свойств. Химический состав и свойства конструкционных легированных сталей регламентируются ГОСТ 977–88 и приведены в табл. 33.
Таблица 33
Средний химический состав легированных сталей
Марка стали
20ГЛ
35ГЛ
35ГСЛ
20ФЛ
45ФЛ
40ХЛ
35ХМЛ
30ХНМЛ
35ХГСЛ
23ХГС2МФЛ
20ДХЛ
08ГДНФЛ
12ДХН1МФЛ
С
0,20
0,35
0,30
0,20
0,45
0,40
0,35
0,30
0,35
0,23
0,12
< 0,1
0,12
Содержание легирующих элементов, мас. %
Мn
Si
Сг
Ni
Сu
V
1,4
0,3
1,3
0,9
0,7
0,7
1,2
0,7
0,6
0,8
0,4
–
–
–
0,3
0,7
1,9
0,3
Мо
–
0,12
0,15
–
1,0
1,5
0,8
0,9
1,0
–
1,5
–
1,5
–
1,3
1,6
1,5
1,0
0,5
0,12
–
0,10
0,12
0,25
–
0,25
–
0,25
П р и м е ч а н и е. Содержание S и Р – не более 0,03–0,05 % каждого.
Легированную сталь маркируют сочетанием цифр и букв. Первые
цифры обозначают среднее содержание углерода в сотых долях процента,
117
буквы указывают элементы, которыми легирована сталь. Принято следующее буквенное обозначение легирующих элементов: С – кремний, Г –
марганец, Н – никель, Х – хром, М – молибден, В – вольфрам, К – кобальт,
Д – медь, Т – титан, Ф – ванадий, Р – бор, Ю – алюминий, Л – литейная.
Цифры, стоящие после букв, указывают примерную массовую долю легирующего элемента в процентах.
Чаще других применяют стали, легированные кремнием, марганцем,
хромом и никелем, медью и др. Марганцевые стали отличаются более высокой прочностью, они широко используются при изготовлении отливок
для железнодорожного транспорта, экскаваторов и других машин. У хромовых сталей также повышенные, по сравнению с углеродистой сталью,
механические свойства и прокаливаемость.
Одновременное легирование хромом и никелем проявляется в измельчении зерна, а легирование медью позволяет получить однородные
свойства в тонких и толстых сечениях отливок.
Классификация стали по структуре и назначению
По структуре раздельно классифицируют углеродистые и легированные стали, так как сходные структурные составляющие, в зависимости
от растворенного в них легирующего элемента, обладают различными
свойствами.
Отливки из углеродистой стали могут иметь ферритную (Ф) и перлитную (П) структуру.
Следует отметить, что в реальных углеродистых сталях (даже
низкоуглеродистых) чисто ферритные структуры не наблюдаются.
По границам ферритных зерен образуются выделения третичного Fe3C,
который, образуя хрупкую оболочку вокруг зерен феррита, заметно
снижает его пластичность и вязкость. В заэвтектоидных углеродистых
сталях по границам зерен перлита выпадает вторичный цементит
(рис. 24) [4].
Отливки из высоколегированных сталей по структуре делят на шесть
классов:
 мартенситный (перенасыщенный твердый раствор углерода в α-Fe,
такой же концентрации, как у исходного аустенита);
 мартенситно-ферритный;
 ферритный;
 аустенитно-мартенситный;
 аустенитно-ферритный;
 аустенитный.
Структура отливки из высоколегированных сталей определяется содержанием легирующих элементов, углерода, режимом термообработки.
118
По назначению или служебным свойствам стальные отливки подразделяются на три группы (табл. 34).
а
б
в
г
Рис. 24. Микроструктура стали, 600: а, б – доэвтектоидная
(феррит + перлит; светлые участки – феррит, темные – перлит);
в – эвтектоидная – перлит (смесь перлита и цементита); г – заэвтектоидная (перлит + вторичный цементит)
Таблица 34
Классификация стальных отливок
Группа
отливок
I
Назначение
Отливки
общего
назначения
II
Отливки
ответственного
назначения
III
Отливки особо
ответственного
назначения
Перечень контролируемых
показателей
Отливки для деталей, Внешний вид, размеры, хиконфигурация и размеры мический состав
которых
определяются
только конструктивными
и технологическими соображениями
Отливки для деталей, рас- Внешний вид, размеры, хисчитываемых на проч- мический состав, механиченость и работающих при ские свойства (предел текустатических нагрузках
чести или временное сопротивление и относительное удлинение)
Отливки для деталей, рас- Внешний вид, размеры, хисчитываемых на проч- мический состав, механиченость и работающих при ские свойства (предел текуциклических и динамиче- чести или временное соских нагрузках
противление, относительное удлинение и ударная
вязкость)
Характеристика отливок
119
В число контролируемых показателей могут быть также включены
микроструктура, пористость, герметичность и другие характеристики.
Классификация процессов плавки стали и их характеристика
По способу выплавки различают стали, приготовленные в печах
с кислой или с основной футеровкой. Многие углеродистые и часть низколегированных сталей выплавляют в кислых печах, а средне- и высоколегированные – в основных печах.
На практике для выплавки стали применяются следующие печи:
 кислые и основные дуговые (для мелких и средних отливок из углеродистой и низколегированной стали);
 кислые и основные индукционные печи (для мелких и средних
отливок из углеродистой и низколегированной стали);
 кислые и основные мартеновские (для средних и крупных отливок
из углеродистой, низко- и среднелегированной стали);
 установки электрошлакового переплава (ЭШП) (для особо ответственных отливок специального назначения);
 конвертеры (для малоответственных мелких и средних отливок).
По своей физико-химической сущности процессы плавки стали подразделяют на кислые и основные. Независимо от видов плавильного агрегата для
каждого из этих процессов имеется ряд общих закономерностей, обусловленных составом шлака и футеровкой, в которой преобладает окисел SiO2.
При кислом процессе невозможно удалить из металла серу и фосфор,
что накладывает на его применение ряд ограничений. Но экономичность
кислого процесса выше, чем основного: при плавке в ДСП при кислом
процессе стойкость футеровки выше, а продолжительность плавки на 20–25 %
меньше, расход электроэнергии на 10–15 % ниже, чем при основном.
В связи с этим для плавки обычных углеродистых и низколегированных
сталей целесообразно применять кислый процесс.
Основной процесс осуществляется в печах с футеровкой из магнезита
или хромомагнезита и с применением основных шлаков, содержащих значительно больше СаО, MgO, чем кислые шлаки. Основные шлаки позволяют осуществлять процессы десульфурации и дефосфорации. Поэтому
для получения высококачественных сталей применяют основной процесс.
Технологические схемы печей приведены на рис. 25.
М а р т е н о в с к а я п е ч ь (рис. 25, а) имеет футерованную ванну 4,
перекрытую сводом 6, в которую через окна 5 загружается шихта. В боковых
торцах печи расположены головки 3 для сжигания топлива (газа или мазута).
Газ и воздух подогреваются в регенераторах 2, в которые воздух и газ подаются по системе каналов с перекидными клапанами 1, обеспечивающими поочередную работу регенераторов: так, при работе левых регенераторов на нагрев воздуха и газа правые нагреваются отходящими газами и наоборот.
120
а
б
в
г
д
е
ж
Рис. 25. Технологические схемы печей для плавки стали: а – пламенная стационарная печь (мартеновская); б – вагранка (В) в дуплексе с конвертером
(К); в – индукционная тигельная печь; г – дуговая печь; д – плазменная печь;
е – индукционно-вакуумная печь; ж – электрошлаковая печь
121
Д у п л е к с - п р о ц е с с (рис. 25, б) вагранка – конвертер, осуществляется путем плавки чугуна в вагранке 3 и дальнейшей продувки жидкого
металла в конвертере 1 воздухом через фурмы 2.
И н д у к ц и о н н ы е п е ч и (рис. 25, в) имеют тигель 1 с индуктором 2, процесс аналогичен процессу плавки чугуна, только без науглероживания.
Д у г о в ы е п е ч и (рис. 25, г) имеют ванну 1, в которую загружают
шихту; свод 3 с электродами 4 при этом отводится в сторону. Рабочее окно 5
используют для наведения шлаков, введения добавок, слива шлака и т. п.,
по желобу 2 выпускают готовую сталь.
П л а з м е н н ы е п е ч и (рис. 25, д) имеют устройство, аналогичное строению дуговых печей. В ванну печи 1 загружают шихту, в своде 2
установлен плазмотрон 3.
И н д у к ц и о н н а я в а к у у м н а я п е ч ь (ИВП) (рис. 25, е) состоит из вакуумной камеры 1, подсоединенной патрубком 2 к вакуумнасосу. Печь 3 и форма 4 расположены внутри камеры. Самая крупная
ИВП (≈ 40 т), предназначенная для дегазации, работает при разреженности
5·10–3 мм рт. ст. (0,665 Н/м2). Вакуум создается с помощью пятиступенчатого пароэжекторного насоса.
Э л е к т р о ш л а к о в а я п е ч ь. Переплавный процесс – переплав
в отливку под электронагреваемым шлаком, получивший название электрошлакового литья (ЭШЛ) (рис. 25, ж), осуществляется путем переплава
исходного слитка 4 (используемого в качестве расходуемого электрода)
в отливку 1, формируемую на поддоне 2 в кристаллизаторе 3 электрошлаковой
печи (ЭШП). При ЭШЛ плавление и формирование слитка происходят
в одном пространстве, характерной особенностью процесса является непрерывная наплавка металла в медном водоохлаждаемом кристаллизаторе.
Первая опытно-промышленная установка ЭШП пущена в эксплуатацию в 1958 г.
Отсутствие контакта расплавленного металла с огнеупорными керамическими материалами, рафинирование основным жидким шлаком, исключение промежуточной операции разливки и интенсивная кристаллизация в металлическом кристаллизаторе позволяют получать сталь высокого качества.
Электрический ток подводится к плавящемуся электроду и поддону.
Цепь замыкает расплавленный шлак (он является в данном случае электросопротивлением), а также металл и слиток.
Охлаждаемый водой кристаллизатор находится в кожухе из немагнитной нержавеющей стали.
Влияние химического состава стали на ее свойства
В обычных углеродистых сталях содержание углерода колеблется
в пределах от 0,1 до 1,7 %, в специальных сталях его содержание может
122
быть до 2,0 %. Наличие углерода в стали определяется его содержанием
в исходных шихтовых материалах, и в первую очередь в чугуне – основном
материале, используемом для передела в сталь. В процессе плавки содержание углерода в стали регулируется.
Одновременно с углеродом шихтовые материалы вносят в сплав
марганец, кремний, серу, фосфор, мышьяк, свинец и олово [6]. Марганец
и кремний в процессе выплавки стали окисляются и в большей своей части
удаляются из нее, однако, являясь раскислителями, вновь добавляются
в конце плавки в виде специальных добавок – ферросплавов. Для некоторых
марок сталей эти элементы используются в качестве легирующих добавок,
что обеспечивает данным сплавам необходимые механические и физические свойства.
К вредным примесям относятся сера, фосфор, мышьяк, сурьма, олово,
свинец и медь, характеризующие природу того или иного чугуна. Содержание серы и фосфора в сталях обычно не превышает 0,04–0,06 %. Остальные вредные примеси содержатся в стали в незначительных количествах
(до 0,003 %). Однако, будучи легкоплавкими, они в процессе затвердевания располагаются тончайшими пленками между зернами, чем и снижают
пластические свойства стали [6].
Для придания стали необходимых механических и физикохимических свойств в нее вводят специальные легирующие элементы:
кремний, марганец, хром, никель, вольфрам, молибден, ванадий, титан,
кобальт, цирконий, церий, кальций, алюминий и др.
Углерод в сталях является элементом, повышающим прочность
и снижающим пластичность. Для углеродистой стали как для конструкционного материала важной характеристикой является отношение предела
текучести к временному сопротивлению при растяжении. С увеличением
концентрации углерода предел текучести увеличивается менее интенсивно, чем предел прочности при растяжении. Поэтому в конструкциях получили наибольшее распространение отливки из сталей, содержащих не более 0,35 % С.
Марганец повышает твердость, предел прочности и предел текучести
стали и одновременно понижает величины относительного сжатия, удлинения и ударной вязкости. Кроме того, марганец повышает прокаливаемость
углеродистой стали. В цементите Fe3C марганец частично замещает железо.
Присутствие в стали марганца, обладающего большим сродством
к сере, чем железо, и образующего с серой тугоплавкое соединение MnS
(Тпл = 1 620 оС), практически исключает явление красноломкости. В затвердевшей стали частицы MnS располагаются в виде отдельных равномерно распределенных неметаллических включений, которые оказывают
вредное влияние на пластические свойства металла. Ударные нагрузки при
чередовании напряжений приводят к дроблению и частичному выкраши123
ванию хрупких сернистых включений, что и вызывает образование в отливке трещин.
Кремний вводят в сталь в основном для раскисления. При содержании кремния более 1,7 % сталь, в зависимости от содержания углерода,
приобретает однофазное ферритное строение при всех температурах [6].
Обычное содержание кремния в стали – 0,2–0,4 %, что обеспечивает полноту раскисления и улучшает жидкотекучесть. При содержании углерода
выше 0,5 % кремний в количестве 1,5–2,0 % вызывает графитизацию стали
при отжиге.
Сера. Содержание серы и фосфора в основной мартеновской и электростали допускается до 0,05 %, в кислой стали – до 0,06 %. С железом сера
образует химическое соединение FeS – сернистое железо, температура
плавления которого равна 1 193 оС. В жидком металле сернистое железо
растворяется плохо. В свою очередь, FeS образует с железом легкоплавкую
эвтектику с температурой плавления 988 оС. Эта эвтектика образуется
даже при очень малых содержаниях серы. Кристаллизуясь из жидкости
при окончании затвердевания, эвтектика преимущественно располагается
по границам зерна. При нагревании стали до высоких температур (примерно
1 000 оС) эвтектика расплавляется, вследствие чего при деформации возникают надрывы и трещины (красноломкость) [4].
Сернистые включения сильно снижают механические свойства,
особенно вязкость и пластичность, кроме того, эти включения ухудшают
свариваемость и коррозионную стойкость. Поэтому содержание серы
в стали строго ограничивается.
Фосфор растворяется в железе и при большой концентрации образует фосфид Fe3P, содержащий 15,62 % Р. Растворяясь в феррите, фосфор
сильно искажает кристаллическую решетку и увеличивает пределы прочности и текучести, но сильно уменьшает пластичность и вязкость. Снижение вязкости тем значительнее, чем больше в стали углерода. Фосфор значительно повышает порог хладноломкости стали [4].
Вредное влияние фосфора усугубляется тем, что он обладает большой
склонностью к ликвации. Вследствие этого в центральных слоях отливки
или слитка отдельные участки сильно обогащаются фосфором и имеют
резко пониженную вязкость.
В большинстве сталей фосфор является вредной примесью, и его содержание в зависимости от качества стали допускают в пределах 0,025–0,06 %.
Никель, образуя твердый раствор с α-Fe, увеличивает прочность
феррита и сравнительно мало понижает его пластичность. Никель повышает предел упругости более интенсивно, чем предел прочности. Он является незаменимым элементом для массивных и сложных отливок с высокой ударной вязкостью при низких температурах, не допускающих резкого
охлаждения в процессе термообработки.
124
Хром в сталях перлитного класса повышает прокаливаемость, а также пределы текучести и прочности, придает стали вязкость и износостойкость при повышенном содержании углерода. Высокая износостойкость
хромистой стали основана на ее высокой начальной твердости. Как конструкционный материал низколегированная хромистая сталь может применяться лишь для отливок с толщиной стенок не более 80 мм. Для более
массивных отливок используют хромомолибденовые стали. Хром в количестве 12 % и более обусловливает высокие антикоррозионные свойства
стали во влажной атмосфере. На поверхности отливок образуется защитная пленка окислов хрома как в условиях высоких температур, так и при
корродирующем действии различных сред.
Ванадий образует в стали прочные карбиды и нитриды, что обеспечивает любой легированной стали более мелкозернистое строение при
первичной кристаллизации.
Вольфрам применяется с целью легирования стали при изготовлении отливок для литого инструмента. Он обеспечивает сохранение твердости литого инструмента.
Титан применяется в качестве средства против межкристаллитной
коррозии кислотоупорной (высокохромистой) стали. При введении титана
в сталь углерод в ней связывается в прочные труднорастворимые карбиды
титана, рассеянные по всему объему металла, а не по границам зерен. Таким
образом, карбиды хрома (у высокохромистых кислотоупорных сталей) не могут быть образованы и распределены по границам зерен металла, и приграничный слой зерна у сталей, содержащих хром, не будет обедняться хромом.
Технологические свойства стали
Стальные отливки изготовлять более сложно и трудоемко по сравнению с изготовлением отливок из серого чугуна. Особые условия сталелитейного производства обусловлены способами выплавки и литейными
свойствами стали.
Жидкотекучесть – одно из важнейших литейных свойств сплавов,
выражающееся в их способности заполнять литейную форму и давать качественный отпечаток поверхности формы на отливке, т. е. точно воспроизводить конфигурацию формы. Она определяется различными факторами, связанными с физико-химическими свойствами сталей, характером
движения стали в литниковых каналах и форме, с физико-химическим
взаимодействием между расплавом стали и формой и т. д. Основным фактором, влияющим на жидкотекучесть стали, является изменение температуры сплава. С увеличением температуры заливки стали жидкотекучесть
значительно возрастает.
Жидкотекучесть определяет и такое технологическое свойство, как
заполняемость литейной формы. Заполняемость формы зависит также
125
от количества и вида газовых и неметаллических включений, плотности,
теплопроводности стали, температурного интервала и скрытой теплоты
кристаллизации, давления металла и гидравлического сопротивления, которое сплав испытывает при движении в форме, от теплоаккумулирующей
способности формы, свойств поверхностных плен и т.д. [7]. Жидкотекучесть углеродистой стали в среднем в два раза меньше жидкотекучести
серых чугунов. Низкая жидкотекучесть стали объясняется относительно
высокими значениями вязкости и поверхностного натяжения при температурах разливки. Динамическая вязкость среднеуглеродистой стали (0,3 % С)
при 1 555 оС составляет 0,0026 Па·с против 0,0021 Па·с для серого чугуна
при 1 250 оС, а поверхностное натяжение углеродистой стали превышает
поверхностное натяжение серого чугуна более чем в 1,3 раза.
С увеличением содержания углерода и кремния жидкотекучесть стали возрастает. Содержание марганца до 2 % не оказывает заметного воздействия на величину жидкотекучести, но высокомарганцовистые стали
отличаются лучшей жидкотекучестью по сравнению с углеродистыми.
Увеличение в стали содержания меди до 4 % повышает жидкотекучесть
углеродистых сталей, а добавка алюминия ее снижает. Сера уменьшает,
а фосфор увеличивает жидкотекучесть стали.
Склонность к пленообразованию. Это свойство стали приводит
к повышению брака отливок по спаям и пленам. Характер образующейся
пленки во многом зависит от состава стали. Так, хромистые стали затягиваются пленкой из окислов хрома в виде елочек, кремнистые стали покрываются пленкой белого цвета и т. д. [6].
Способность стали к образованию плен связана со сродством основного компонента в ней с кислородом. Наибольшее воздействие на пленообразование стали оказывают элементы в порядке убывания: алюминий,
титан, хром и кремний. Сочетание хрома и титана резко увеличивает пленообразование.
Особенности усадки сталей. Усадка – уменьшение размеров и объема
отливки в процессе охлаждения и кристаллизации сплавов. Усадка может
быть линейной и объемной. Линейная усадка является одним из важных
свойств стали, учитываемых при разработке технологического процесса
получения отливок. При охлаждении отливок с температуры заливки
сплава в форму до комнатной можно выделить три состояния сплава –
жидкое, затвердевания и твердое – и соответственно им выделить три
вида усадки.
Жидкое состояние существует при понижении температуры заливки
сплава до температуры ликвидуса. В этот период протекает усадка в жидком состоянии. Эта объемная усадка ведет к понижению уровня жидкого
металла после заполнения им формы. Ее значение будет тем больше, чем
больше перегрев стали.
126
Состояние затвердевания протекает в интервале температур «ликвидус – солидус». В это время происходит образование усадки, которая зависит от интервала кристаллизации. На величину усадки оказывает влияние химический состав стали, особенно велико при этом влияние углерода.
С повышением его содержания повышается усадка при затвердевании [7]:
Содержание углерода, %
Усадка при затвердевании, %
0,10
2,0
0,35
3,0
0,45
4,3
0,70
5,3
Наличие в стали усадки при затвердевании – одна из ее особенностей
по сравнению с чугуном, что приводит к образованию усадочных дефектов
больших размеров.
Твердое состояние существует при понижении температуры сплава
от температуры солидуса до комнатной. Соответствующая ему усадка
в твердом состоянии может определяться и как объемная, и как линейная.
Усадка твердого металла меньше, чем усадка жидкого, для феррита она
меньше, чем для аустенита.
Объемная усадка стали за период полного охлаждения отливки выражается суммой величин ее усадки в жидком состоянии, в период ее кристаллизации и в твердом состоянии. Для определения величины линейной
усадки стали измеряют длину образца, изготовленного из нее. Уменьшение
длины образца характеризует линейную усадку εлин, %. Ее вычисляют по
выражению
εлин = (L1 – L2) / L2 · 100,
где L1 – линейный размер образца в момент образования на нем поверхностной корки твердой стали; L2 – линейный размер этого же образца после
полного его охлаждения.
Объемная усадка приблизительно равна тройной линейной усадке:
εоб = 3εлин.
В результате уменьшения объема стали, при переходе ее из жидкого
состояния в твердое, в отливках получаются пустоты – усадочные раковины и усадочные поры. Усадочная раковина образуется в тех местах отливки, откуда жидкая сталь при уменьшении объема всей отливки уходит
вследствие силы тяжести. Усадочные поры образуются между дендритами
при замыкании ими своих ветвей. Оба типа усадки нарушают сплошность
отливки.
Средняя величина линейной усадки для отливок из углеродистых
и низколегированных конструкционных сталей равна 1,6–2,0 %; для отливок
из высоколегированных хромистых сталей – 1,3–1,7 %; для отливок
из ферритно-аустенитных сталей – 1,8–2,2 %; для отливок из чисто аустенитных сталей – 2,5–3,0 % [6].
127
Контрольные вопросы и здания
1. В каком веке был создан критичный передел?
2. Для производства каких деталей применяют сталь?
3. Каковы недостатки кричного и пудлингового процессов получения
стали?
4. В какие годы на Златоустовском заводе работал знаменитый русский металлург П. П. Аносов?
5. Какие способы получения стали предложили англичане Бессемер
и Томас?
6. Когда был разработан способ получения стали в мартеновских печах?
7. Перечислите признаки классификации стали по химическому составу.
8. Какова массовая доля серы и фосфора в конструкционных нелегированных сталях?
9. Расшифруйте несколько марок углеродистых нелегированных сталей.
10. Каковы особенности литейных свойств углеродистых сталей?
11. Объясните маркировку легированных сталей.
12. Какую структуру имеют литые углеродистые стали?
13. Перечислите возможные структуры легированных сталей.
14. Какие факторы определяют структуру высоколегированных сталей?
15. Назовите группы классификации стали по назначению.
16. Назовите плавильные агрегаты для плавки средне- и высоколегированных сталей.
17. Какой процесс плавки рекомендуется для углеродистой нелегированной стали?
18. Каково устройство мартеновской печи?
19. Перечислите преимущества электрошлакового переплава.
20. Каков состав шихты при плавке стали в мартене?
21. С какой целью при плавке стали добавляют плавиковый шпат?
22. Какие элементы, наряду с углеродом, вносят шихтовые материалы в сталь?
23. Каково влияние углерода на свойства стали?
24. Какие свойства стали улучшаются при увеличении содержания
марганца?
25. Какое содержание серы и фосфора допускается в основной и кислой стали?
26. Какова роль марганца в уменьшении вредного влияния серы?
27. Почему содержание серы и фосфора в стали строго ограничено?
28. Перечислите факторы, влияющие на жидкотекучесть стали.
29. Каково влияние химического состава стали на жидкотекучесть?
30. К каким видам брака приводит повышенная склонность стали
к пленообразованию?
31. Перечислите особенности усадки стали.
128
2.2. Теория сталеплавильного процесса
Окисление железа, кремния, марганца и углерода
Сталь получают обычно из чугуна и стального лома в результате
окисления и удаления содержащихся в них примесей (кремния, марганца,
фосфора и др.). Особое значение в сталеплавильной практике имеют реакции окисления. Кислород для протекания этих реакций поступает из атмосферы, из железной руды, из других окислителей или при продувке ванны
газообразным кислородом.
При контакте с металлом и шлаком окислительной атмосферы плавильного агрегата, содержащей кислород в виде О2, СО2 или паров Н2О,
образуются высшие окислы железа, обогащающие шлак кислородом, например СО2 + 2 (FeO) = (Fe2O3) + {CO}. Дальнейший процесс переноса кислорода из шлака в металл протекает по реакциям
(Fe2O3) + [Fe] = 3 (FeO),
а затем
(FeO) → [O] + [Fe].
Особенно важно снизить содержание в стали О2, S, и Р, так как они
образуют в стали оксидные, сульфидные и оксисульфидные включения.
Сталь с низким содержанием вредных примесей имеет более высокое
качество.
Снижение содержания фосфора упрочняет металлическую матрицу,
а снижение содержания S с 0,03 до 0,01 % увеличивает ударную вязкость
стали в 2–3 раза.
В подготовленную сталеплавильную печь загружают шихту, затем ее
нагревают и расплавляют, при этом образуются жидкий металл и шлак.
Далее следует обработка жидкого металла под шлаком, дефосфорация,
удаление этого шлака, затем берут пробу и доводят сталь до требуемого
состава. Во время доводки возможно наведение нового шлака, например,
с целью удаления S, т. е. для улучшения качества стали. В конце плавки
сталь раскисляют.
Для получения высококачественных сталей целесообразно модифицировать ее редкоземельными элементами (РЗЭ).
Шихта для плавки стали содержит большое количество стального
лома. Передельного чугуна расходуется около 150 кг на 1 т годных стальных отливок. Стальной лом уже во время нагрева окисляется, так как печная атмосфера, взаимодействующая с металлом, содержит газыокислители О2, СО2 и H2O, окисляющие в первую очередь железо:
[Fe] + {½O2} = (FeO),
(1)
[Fe] + {CO2} = (FeO) + {CO},
(2)
129
[Fe] + {H2O} = (FeO) + {H2}.
(3)
При взаимодействии газовой фазы с металлом окисляются и другие
элементы:
[Si] + {O2} = (SiO2),
(4)
[Si] + {2CO2} = (SiO2) + {2CO},
(5)
[Si] + {2H2O} = (SiO2) + {2H2},
(6)
[Mn] + {½О2} = (MnO),
(7)
[Mn] + {CO2} = (MnO) + {CO},
(8)
[Mn] + {H2O} = (MnO) + {H2},
(9)
[C] + {½O2} = (CO),
(10)
[C] + {CO2} = (2CO),
(11)
[C] + {O2} = {CO2},
(12)
[C] + {H2O} = {CO} + {H2}.
(13)
Элементы, обладающие бóльшим сродством к кислороду, чем железо, окисляются закисью железа:
(14)
[Si] + (2FeO) = (SiO2) + [2Fe],
[Mn] + (FeO) = (MnO) + [Fe],
(15)
[C] + [(FeO)] = {CO} + [Fe].
(16)
Окислительный период характеризуется высокими окислительными
свойствами шлака. Активно протекают реакции (14)–(16).
Реакции (1)–(16) в зависимости от вида сталеплавильного агрегата и
состава шихты развиваются в различной степени. Так, для конвертерного
процесса характерны реакции (1), (4), (7), (10). В мартене активно протекают реакции (2) и (3), так как атмосфера печи содержит много СО2 и Н2О:
углеводороды газа или мазута, сгорая, образуют эти газы.
Реакции окисления элементов закисью железа (14)–(16) протекают
лишь тогда, когда металл покроется слоем окислов. Эти реакции характерны для периода перегрева и доводки металла под окислительным шлаком.
В соответствии с общими физико-химическими закономерностями
под окислительным шлаком вначале более активно выгорают кремний
и марганец по реакциям (14) и (15), затем начинается кипение ванны по реакции (16) вследствие выделения пузырьков СО. Если для кипения ванны
недостаточно образовавшегося ранее FeO, то в печь вводят железную руду.
Окисление и восстановление фосфора
Фосфор придает стали хладноломкость (хрупкость в условиях нормальных и низких температур). Вредное влияние фосфора особенно сказывает130
ся при повышенном содержании углерода. Фосфор растворяется в железе
в значительных количествах, и его удаление – важная операция.
В основе вредного влияния фосфора лежат два его свойства:
 значительное расширение двухфазной области между линиями ликвидуса и солидуса, вследствие чего при кристаллизации сплава возникает
сильная первичная ликвация;
 относительно малая скорость диффузии фосфора в твердых растворах железа, в результате чего образовавшаяся неоднородность плохо ликвидируется методами ТО.
Располагающиеся в межзеренном пространстве хрупкие прослойки,
богатые фосфором, снижают пластические свойства металла, особенно при
низких температурах.
В шихту сталеплавильных печей фосфор попадает в основном из чугуна (пустая порода железной руды всегда содержит какое-то количество
Р2О5, и в процессе доменной плавки фосфор восстанавливается). Некоторое количество фосфора может попасть в шихту из лома, а также из ферросплавов [9].
Под окислительным шлаком в основном процессе фосфор удаляется:
2[Р] + 5(FeO) = (P2O5) + 5[Fe],
(17)
(P2O5) + 3(FeO) = (FeO)3·P2O5.
(18)
При высоких температурах фосфаты железа непрочны и фосфор может перейти обратно в металл. Для того чтобы удалить фосфор из металла
и удержать его в шлаке, необходимо снижать активность Р2О5 в шлаке.
Этого достигают при наведении основного шлака с помощью добавок
извести (или известняка). Основная составляющая извести – СаО реагирует
с Р2О5, образуя прочные соединения типа (СаО)4·Р2О5 или (СаО)3·Р2О5.
При этом протекает реакция
(FeO)3P2O5 + 4(CaO) = (CaO)4·P2O5 + 3(FeO).
(19)
В ряде случаев для ускорения дефосфорации в металл в струю
кислорода вдувают тонкоизмельченную известь или смесь извести и железной руды.
Таким образом, при высоких температурах для удаления фосфора
из металла необходимо, чтобы шлаки были одновременно и окисленные,
и высокоосновные. В кислых процессах при работе под кислыми шлаками
удалить фосфор в шлак вообще невозможно, поэтому в кислых процессах
шихта должна быть очень чистой. Уменьшить активность Р2О5 в шлаке
и заставить тем самым реакцию удаления фосфора протекать слева направо
можно также, прибегая к смене шлака. Шлак, содержащий количество
фосфора, близкое к равновесному с металлом, удаляют из агрегата (скачивают), а вместо него с помощью добавок, не содержащих фосфор, наводят
131
новый шлак. После такой операции какое-то количество фосфора
из металла опять переходит в «новый» шлак, пока не установится состояние близкое к равновесию. Операцию скачивания шлака и замены его
новым шлаком можно проводить несколько раз, до тех пор пока в металле
не останется очень мало фосфора. Такой метод используют при необходимости получить очень низкие концентрации фосфора в металле. Обычно
же достаточной оказывается однократная смена шлака, а при работе
на чистой по фосфору шихте шлак вообще не скачивают.
Для успешного удаления фосфора необходимы следующие условия:
 окислительная среда, высокая активность окислов железа в шлаке;
 достаточно высокая основность шлака;
 наличие шлаков, содержащих мало фосфора;
 невысокая температура.
Десульфурация
Сера обладает неограниченной растворимостью в жидком железе
и ограниченной – в твердом. При кристаллизации стали по границам зерен
выделяются застывающие в последнюю очередь сульфиды железа. Железо
и сульфид железа образуют низкоплавкую эвтектику (Тпл = 988 оС), которая при наличии кислорода (происходит образование оксисульфидов) плавится при еще более низких температурах. Межзеренные прослойки фазы,
богатой серой, при нагревании металла перед прокаткой или ковкой размягчаются, сталь теряет свои свойства, и происходит разрушение металла
(красноломкость). Красноломкость особенно сильно проявляется в литой
стали, так как сульфиды и оксисульфиды в этом случае скапливаются
по границам первичных зерен. Кроме того, сера понижает пластичность
и прочность стали, сопротивление истиранию и коррозионную стойкость.
Повышенное содержание серы часто приводит к появлению «горячих трещин», поэтому десульфурация (удаление серы) – одна из главных задач
сталеплавильщика.
Основным источником серы в шихте является чугун. Кроме того, определенное количество серы может попасть в металл с ломом (особенно со
стружкой, не очищенной от смазочных масел), с добавочными материалами, а также из атмосферы печи, если печь отапливается топливом (мазутом, газом), содержащим серу. По окончании обработки стали под окислительным шлаком этот шлак скачивают. Далее перегрев и доводка металла
в печи осуществляются с участием восстановительных шлаков, специально
наводимых для этого. В этот период вводят ферросплавы для получения
заданного химического состава стали. Для удаления серы наводят шлак
с высокой основностью, т. е. содержащий много СаО. При этом сера, находящаяся в виде сульфидов кальция, удаляется в шлак:
[FeS] + (CaO) = (FeO) + (CaS),
(20)
132
[MnS] + (CaO) = (CaS) + (MnO).
(21)
Реакции протекают на поверхности раздела фаз, и увеличение этой
поверхности (перемешивание металла со шлаком, вдувание в металл порошкообразной извести и др.) ускоряет эти реакции и способствует более
глубокой десульфурации [8–9].
В результате протекания реакций удаления серы из металла общая
концентрация серы в шлаке (S) растет, а концентрация серы в металле [S]
уменьшается. Отношение концентраций (S) : [S] называют коэффициентом распределения серы. Чем выше значение этого коэффициента, тем
лучше происходит процесс удаления серы из металла. Значение коэффициента распределения серы возрастает также при повышении температуры,
так как повышается скорость диффузии серы, шлак становится более жидкоподвижным и активным, ускоряется ход реакций.
Скачивание шлака и наведение нового (чистого по сере) шлака также
способствует переходу новых порций серы из металла в шлак.
Таким образом, удалению серы из металла (десульфурация металла)
способствуют:
 наличие основных шлаков с высокой активностью СаО;
 низкая окисленность металла (минимум [O]) и низкая окисленность
шлака (минимум FeO);
 низкая концентрация серы в шлаке (скачивание шлака, богатого
серой, и наведение нового шлака);
 перемешивание металла со шлаком (увеличение поверхности контакта);
 повышение температуры ванны.
В период десульфурации производится также раскисление металла,
для чего на поверхность шлака вводят углерод (измельченный древесный
уголь) и кремний (Fe–Si дробленый), которые, взаимодействуя с закисью
железа по реакциям (14) и (16), резко снижают ее содержание в шлаке
и смещают равновесие распределения [FeO] ↔ (FeO) вправо, т. е. способствуют переходу закиси железа из металла в шлак.
По окончании обработки металла под шлаком последний скачивают
и после этого выпускают сталь. Перед выпуском или во время выпуска
сталь раскисляют, применяя раскислители, содержащие Si, Mn и Al. При
этом протекают следующие реакции раскисления:
2FeO + Si = SiO2 + 2Fe,
(22)
FeO + Mn = MnO + Fe,
(23)
3FeO + 2Al = Al2O3 + 3Fe.
(24)
Кремний, марганец, фосфор и другие элементы, которые образуют
при окислении шлакообразующие соединения, окисляются по реакциям,
133
протекающим на поверхности раздела «металл – шлак». Окисление углерода может протекать по всему объему. Таким образом, для оптимального
протекания окислительных процессов необходимо, чтобы температура
шлака и содержание в нем FeO поддерживались на высоком уровне.
Необходимо иметь в виду, что раскисление и модифицирование
можно осуществить в виде внепечной обработки. Например, обработка
жидкой стали в ковше белым шлаком обеспечивает снижение содержания
серы на 70 % от первоначального. В этом случае надо иметь специальные
шлакоплавильные печи.
Стали, легированные дорогими Ni, Mo, W, можно успешно заменить экономно легированными сталями, модифицированными щелочноземельными и редкоземельными элементами, которые в виде комплексных
лигатур вводятся измельченными в ковш.
Роль шлака в сталеплавильном процессе
Выплавка стали обычно сопровождается процессами окисления железа и его примесей, а также процессами разъедания футеровки плавильных агрегатов. В шихте всегда присутствуют загрязнения. Кроме того,
в печь добавляют флюсы и присадки. В результате образуется неметаллическая фаза – шлак.
Источники образования шлака следующие:
 продукты окисления примесей чугуна и лома (SiO2, MnO, P2O5,
Cr2O3 и др.);
 продукты разрушения футеровки плавильного агрегата. При разъедании основной футеровки (доломит, магнезит) в шлак переходят CaO,
MgO, при разъедании кислой (динас) – SiO2;
 загрязнения, внесенные шихтой (песок, глина, миксерный шлак
и др.) – SiO2, Al2O3, MnS и т. п.;
 ржавчина, покрывающая заваливаемый в печи лом – окислы железа
(Fe2O3, Fe3O4, FeO);
 добавочные материалы и окислители: известняк, известь, боксит,
железная руда, плавиковый шпат, содержащие CaO, Al2O3, SiO2, FeO,
Fe2O3, MnO, CaF2.
Шлак образуется по ходу плавки из окисленных компонентов шихты, из ее неметаллических загрязнений, из шлакообразующих добавок,
специально вводимых в печь в начале и в процессе плавки, а также
из окислов футеровки, всегда в той или иной мере растворяющейся
в шлаке. Начальное количество шлака зависит от состава шихты, а после
ее расплавления регулируется путем частичного или полного удаления
(скачивания) старого и создания (наведения) нового шлака. Состав и состояние шлака регулируют по ходу плавки присадками различных материалов.
134
Для контроля состава шлака и металла в конце расплавления и периодически после него из печи отбирают пробы для анализа их составов.
По результатам анализа проб в ванну присаживают материалы и добавки.
Периодически замеряют температуру, с тем чтобы должным образом
управлять теплоэнергетическим режимом плавки.
По достижении заданного содержания углерода в печь присаживают
кремний и марганец, а также те легирующие элементы, которые вследствие их окисления нельзя было присаживать по ходу плавки. Операцию
введения кремния, марганца и алюминия называют раскислением стали,
эта операция влияет на количество и распределение неметаллических
включений, на наличие или отсутствие пузырьков СО и на содержание
газов в стальных отливках [3, 9].
Наиболее сложна роль шлака в условиях основных процессов мартеновской плавки и электроплавки. Здесь шлак должен выполнять следующие
функции:
 обеспечивать надлежащую скорость теплопередачи от газовой
фазы к металлической;
 обеспечивать питание жидкого металла кислородом в соответствии
с требованиями технологического процесса плавки;
 служить защитным покровом, затрудняющим поглощение металлом азота, водорода и серы;
 обеспечивать химические процессы окисления и восстановления;
 создавать условия, обеспечивающие минимальное содержание
вредных примесей в металле;
 адсорбировать всплывающие окислы примесей металлической ванны;
 создавать условия для минимальных потерь на угар железа и других
ценных компонентов сплава;
 обладать вязкостью, обеспечивающей свободное выделение газов
при «кипении» ванны и минимальные потери металла в виде механически
запутавшихся корольков;
 обеспечивать наибольшую эффективность диффузионного раскисления.
Составляющие шлака могут быть разбиты на четыре категории:
1) окислы с основными свойствами (СаО, MgO, FeO, MnO, NiO,
PbO, Cu2O, BaO, Na2O, ZnO, K2O);
2) окислы с кислотными свойствами (SiO2, P2O5, TiO2, V2O5, Ba2O3,
Sb2O5, SbO2, As2O3, As2O5, Bi2O3, SnO2);
3) амфотерные окислы (Al2O3, Fe2O3, Cr2O3, V2O3);
4) сульфиды (FeS, MnS, CaS).
Все указанные компоненты шлака взаимодействуют друг с другом,
образуя при высокой температуре гомогенный расплав.
135
В связи с тем что весь кремний и большая часть марганца, находящиеся в шихте, окисляются в начальной стадии плавки, а введенная в шихту
известь попадает в шлак постепенно, основными составляющими первичного шлака являются FeO, MnO и SiO2. В первичном шлаке главную роль
играют силикатные образования железа и марганца с низкой температурой
плавления (FeO·SiO2, MnO·SiO2).
Однако в случае основного процесса в шлак уже в самом начале
плавки переходят окислы фосфора P2O5: сначала в виде трифосфата железа
(FeO)3·P2O5, а затем и тетрафосфата кальция (CaO)4·P2O5.
Известь, концентрация которой нарастает в шлаке, вытесняет из силикатов окислы железа и марганца, образуя ряд силикатов кальция:
2FeО·SiO2 + 2CaO = (CaO)2·SiO2 + 2FeO;
2MnO·SiO2 + 2CaO = (CaO)2·SiO2 + 2MnO.
Наряду с образованием в основных шлаках силикатов железа и кальция в них могут образовываться соединения СаО с окислами железа, марганца, алюминия и др.
В сталеплавильном процессе важную роль играет поверхностное
натяжение шлака или его поверхностная энергия. Такие процессы, как
вспенивание шлака, поглощение им неметаллических включений, всплывающих на поверхность контакта «металл – шлак», ассимиляция шлаком
твердых частиц, обусловлены его поверхностной энергией [7].
Характеристики шлака
В я з к о с т ь. Скорость протекания реакций на границе «шлак – металл» и в металлической ванне зависит от вязкости шлака. С повышением
температуры вязкость шлака уменьшается, повышается его жидкотекучесть и с большей скоростью протекают процессы диффузии. С ростом
основности шлака повышается его вязкость.
О с н о в н о с т ь. Преобладающее содержание в шлаке SiO2 придает
ему кислотные свойства. Такие шлаки называют кислыми (они содержат
≈ 50–60 % SiO2).
Если в шлаках преобладают основные окислы (СаО, MgO), их называют основными. Содержание SiO2 в основных шлаках ≈ 25–40 %.
Главные шлакообразующие компоненты по их относительной основности или кислотности можно расположить в следующий ряд:
Увеличение основности
SiO2, P2O5, Al2O3, (TiO2), FeO, MgO, MnO, CaO
Увеличение кислотности
136
Наиболее распространенным в практике критерием основности шла% CaO
(при
ка при производстве чугуна и стали является отношение
% SiO 2
небольшом содержании P2O5). При необходимости учитывать наличие
% CaO
.
в шлаке P2O5 пользуются выражением
% SiO 2 + % P2O5
Все основные мартеновские шлаки классифицируют в зависимости
% CaO
(табл. 35) [6].
от величины соотношения
% SiO2
Таблица 35
Классификация основных мартеновских шлаков
Шлак
Соотношение
Шлаки:
пониженной основности
средней основности
повышенной основности
1,3–1,5
1,8–2,2
≥ 2,5
% CaO
% SiO 2
Состав шлака, %
СаО
SiO2
35–40
40–45
45–48
25–30
20–25
12–20
Высокая основность шлака является одним из условий удаления
из расплава S и Р.
В течение плавки в основной печи основность шлака изменяется
в широких пределах. Первичные шлаки, сформированные в процессе рас% CaO
= 0,8–1,1.
плавления шихты, характеризуются низкой основностью:
% SiO 2
К моменту полного расплавления ванны, когда значительная доля извести
переходит в шлак, основность составляет 1,7–2,0, и в период доводки при
высокой температуре основность составляет 2,3–3,5.
Обычно под шлаками с очень высокой основностью заканчиваются
плавки высококачественных сталей с низким содержанием серы и фосфора.
При выплавке высоколегированных сталей чаще всего применяется
основной процесс, а при получении углеродистых и низколегированных –
кислый. Каждому из них соответствует и свой шлак.
Химический состав основных шлаков значительно сложнее состава кислых шлаков (табл. 36, 37). В основных шлаках важной составляющей является
СаО. Перед выпуском стали концентрация СаО возрастает, а содержание SiO2
снижается, что особенно заметно при плавке стали в электрических печах.
Перед выпуском из печи в основном процессе наводится белый шлак
(молотый уголь, известь, плавиковый шпат, ферросилиций). После выдержки под белым шлаком сталь сливают в разливочный ковш. Белые
137
шлаки характеризуются высоким содержанием СаО (55–65 %), небольшим
количеством SiO2 (15–25 %) и незначительным содержанием FeO и MnO
(2,5–3,0 %).
Таблица 36
Химический состав кислых шлаков, %
Тип процесса и период
СаО SiO2
плавки
Конвертерный:
в начале процесса
–
50–55
в конце процесса:
до раскисления
1–3 68–72
после раскисления
2–4 60–62
Мартеновский:
после расплавления
1–2 46–49
во время кипения
0,9–2 53–59
перед выпуском
1–4 56–57
Электросталеплавильный:
после расплавления
0,5–1,0 48–49
в конце кипения
4–5 48–49
перед выпуском
5–6 50–51
FеО
МnО
МgO
А12O3
P2O5
28–30
10–12
–
–
–
10–30
4–8
2–5
4–11
–
0,1–0,2
1–5
8–10
–
–
12–17
8–11
8–10
26–30
23–28
22–26
0,9–1,4
2–3
0,5–0,7
1–1,2 2,4–4,7 0,1–0,4
0,9–1,0
2–3 0,04–0,1
33–35
20–21
9–10
11–12
17–18
20–21
Следы
То же
То же
4–6
3–4
4–5
0,009
0,008
0,008
Таблица 37
Химический состав основных шлаков, %
Тип процесса и период плавки
Мартеновский:
после расплавления шихты
перед выпуском плавки
Электросталеплавильный:
после расплавления шихты
белый шлак
карбидный шлак
Тип процесса и период плавки
Мартеновский:
после расплавления шихты
перед выпуском плавки
Электросталеплавильный:
после расплавления шихты
белый шлак
карбидный шлак
СаО
SiO2
FеО
МnО
МgO
33–35
43–45
21–25
20–21
12–14
10–12
9–10
7–8
6–7
50–52
55–65
65–66
А12O3
12–14
15–25
7,0–8,0
P2O5
12–15
2,5–3,0
0,4–0,5
CaS
9–10
2,5–3,0
0,006–0,1
CaC2
6–7
10–12
13–14
CaO/SiO2
4–5
3–4
3–4
–
–
1,4–1,6
2,1–2,3
1,5–2,5
–
0,9–1,0
2–3
1,5–2,5
3–4
2–3
–
–
4–5
4,0–4,2
4,0–4,5
–
Основные шлаки оказывают на металл рафинирующее действие, поглощая фосфор и серу. Оксид кальция (СаО) является главным компонентом основных шлаков, определяющим возможность дефосфорации и десульфурации стали. Наличие кремнезема в основных шлаках объясняется
138
тем, что любая металлическая шихта содержит кремний, который в ходе
плавильного процесса окисляется и переходит в шлак. В начале плавки содержание SiO2 при основном процессе обычно 25–35 %, а в конце – 15–20 %,
а после процессов дефосфорации и десульфурации – ниже 10 %.
Кислые шлаки характеризуются минимальным количеством СаО,
а сумма окислов FeO, MnO и SiO2 доводится до 95 %. С увеличением
в шлаке концентрации SiO2 в нем снижается содержание FeO. Для более
значительного снижения закиси железа в стали ее в период раскисления
обрабатывают молотым 75%-ным ферросилицием, а затем, после некоторой выдержки под шлаком, сливают в ковш. Основной недостаток кислых
шлаков – их неспособность поглощать серу и фосфор.
Контроль качества шлака производится визуально (сливом шлака
на плиту). Проба белого шлака при остывании рассыпается, что связано
с присутствием в нем силиката кальция, который при температуре 675 оС
меняет свою модификацию, увеличиваясь при этом в объеме.
Хороший белый шлак пенится в печи, густой шлак затрудняет нагрев
металла и протекание диффузионных процессов. Поэтому необходимо
непрерывно поддерживать нормальную консистенцию шлака, своевременно
увеличивая количество CaF2.
Шлак контролируют также на текучесть в вискозиметре и спектральным
анализом на содержание компонентов (СаО, FeO, SiO2).
Окислительная способность шлака оценивается по суммарному
содержанию в нем железа при известной основности шлака.
Газы в стали
В любой стали в некоторых количествах содержатся элементы,
в обычных условиях являющиеся газами (кислород, водород, азот). Газы содержатся в металлах в виде газовых пузырей, соединений (оксидов, гидридов, нитридов) и жидких или твердых растворов, т. е. в виде атомов или ионов, распределенных между атомами и ионами жидкого металла или внедренных в кристаллическую решетку металла. Газы (даже при содержании их
в сотых и тысячных долях процента), в каком бы виде они ни находились,
оказывают отрицательное влияние на свойства отливок. Один из распространенных видов брака стальных отливок – газовые дефекты, которые могут
быть в виде раковин или пористости, адсорбированного на поверхности отливки слоя, а также в виде твердых растворов. Особенно опасны газовые раковины, крупные и вытянутой угловатой формы, играющие роль надрезов,
снижающих сечение отливки и вызывающих концентрацию напряжений [7, 9].
В табл. 38 приводятся некоторые данные о содержании в стали кислорода, водорода и азота [6].
Кислород является вредной примесью в стали: при увеличении его
содержания более 0,001 % понижаются пластические свойства стали, при
139
низких температурах она становится хрупкой. Кислород вместе с серой
повышает склонность стали к образованию горячих трещин.
Таблица 38
Содержание газов в сталях, выплавленных по различной технологии
Тип стали и метод выплавки
Углеродистая, выплавленная в конвертере с кислой футеровкой на воздушном дутье
Углеродистая, выплавленная в конвертере с кислой футеровкой на кислородном дутье
Углеродистая, выплавленная в конвертере с основной футеровкой на кислородном дутье
Перлитная, выплавленная в мартеновской печи с основной
футеровкой, работающей на горячем газогенераторном газе
Перлитная, выплавленная в мартеновской печи с кислой
футеровкой (дуплекс-процессом), работающей на мазуте
Перлитная, выплавленная в электродуговой печи с основной футеровкой
Перлитная, выплавленная смешением в ковше мартеновской стали с синтетическим шлаком и жидкой лигатурой
О2, %
N2,%
Н2,%
0,006 0 0,012 0 0,000 16
0,002 3 0,003 0 0,000 20
0,008 5 0,005 3 0,000 46
0,004 6 0,012 5 0,001 20
0,001 3 0,004 0 0,000 26
0,002 0 0,015 0 0,000 30
0,005 7 0,004 8 0,000 26
Атмосфера большинства сталеплавильных агрегатов окислительная.
При окислительном характере газовой фазы какое-то количество кислорода
всегда переходит из газовой фазы в металл. Источником кислорода могут
быть также добавочные материалы, содержащие окислы железа (ржавчина
на поверхности заваливаемого в печь металлического лома). Если в шлаке
имеются окислы железа, то в результате перехода кислорода из шлака
в металл между суммарным содержанием окислов железа в шлаке (FeO)
и кислородом в металле [O] устанавливается определенное соотношение
(FeO)/[O]. Растворимость кислорода в железе, находящемся под железистым шлаком, с повышением температуры растет [9].
Если металл содержит примеси, сродство которых к кислороду выше, чем у железа, то происходит окисление этих примесей и концентрация
кислорода в металле уменьшается. Если эти примеси вводят в металлическую ванну специально для того, чтобы уменьшить содержание кислорода,
то их называют раскислителями. Такими элементами могут быть углерод,
кремний, марганец, алюминий, кальций, редкоземельные металлы. Кислород, растворенный в металле, реагирует с углеродом, и в результате реакции [O] + [C] = СОгаз происходит кипение металла. При кипении ванны
содержание кислорода определяется не соотношением (FeO)/[O], а содержанием углерода [9]. При увеличении содержания углерода в металле
с 0,1 до 0,7 % количество растворенного в сплаве кислорода снижается
с 0,03 до 0,003 %. Таким образом, если металл не содержит примесей, то
содержание кислорода в нем зависит от окисленности шлака и температуры.
140
Если в металле имеются активные по отношению к кислороду примеси, то
окисленность металла зависит от активности этих примесей. Если металл
кипит, то его окисленность зависит от содержания углерода [9].
Водород. Атмосфера практически любого сталеплавильного агрегата
содержит какое-то количество водорода или паров воды. Некоторое количество влаги может попасть вместе с шихтой и добавочными материалами.
Из атмосферы агрегата водород переходит в металл по реакции
Н2газ → 2[H] или Н2Огаз → 2[H] + [O].
С повышением содержания водорода резко снижаются пластические
свойства стали, увеличивается газовая пористость в стальных отливках.
Растворимость водорода в твердом металле для различных модификаций железа различна. Скачкообразное изменение растворимости при переходе металла из одного аллотропического состояния в другое вызывает
интенсивное выделение из него водорода, сплошность металла нарушается, образуются дефекты – флокены (особой формы газовые пузыри). Оставшийся в твердом растворе водород искажает кристаллическую решетку
металла, в результате чего его хрупкость возрастает, а пластичность
уменьшается, качество металла ухудшается. Снизить содержание водорода
в металле и тем самым ослабить его вредное влияние можно обработкой
металла вакуумом, организацией кипения ванны, продувкой расплава
инертными газами и др. [9].
Азот почти всегда присутствует в атмосфере сталеплавильного агрегата.
При обычных температурах сталеплавильных процессов (1 450–1 600 ºС)
интенсивность перехода азота в металл из газовой фазы невелика. Однако
при очень высоких температурах, превышающих 2 500 ºС (например, в зоне
электрических дуг при выплавке стали в дуговых электропечах), молекулы
азота диссоциируют и скорость проникновения в металл атомов азота может
резко возрасти.
На растворимость азота в металле влияет также его состав. Примеси,
образующие прочные нитриды (хром, марганец, ванадий, титан, алюминий, церий и другие редкоземельные металлы), повышают растворимость
азота в стали. Примеси, не образующие нитридов (углерод, фосфор) или
образующие непрочные нитриды (кремний), но сами вступающие с железом
в химическое взаимодействие, заметно снижают растворимость азота [6, 9].
Растворимость азота в железе изменяется в зависимости от температуры и состава металла. Резкое снижение растворимости азота при переходе из
жидкого в твердое состояние и превращении γ-Fe в α-Fe в случае быстрого
охлаждения металла приводит к получению перенасыщенного азотом
твердого раствора, из которого в процессе эксплуатации по границам зерен
выделяются нитриды, повышающие твердость, увеличивающие хрупкость
и снижающие пластичность. Особенно ухудшаются свойства металла, в котором много азота, при эксплуатации в условиях низких температур.
141
Мероприятия, способствующие получению стали с минимальным
содержанием азота [9]:
 использование чистых по азоту шихтовых материалов;
 организация кипения ванны (удаление азота с пузырьками СО) или
продувка металла инертными газами;
 обработка металла вакуумом;
 связывание азота в прочные нитриды (например, вводя в сталь
алюминий) и др.
Неметаллические включения в стальных отливках
Неметаллическими включениями называют содержащиеся в стали
соединения металлов (железа, кремния, марганца, алюминия, церия и др.) с
неметаллами (серой, кислородом, азотом, фосфором, углеродом). Количество неметаллических включений, их состав, размеры и характер расположения в отливке оказывают существенное влияние на свойства стали. Неметаллические включения ухудшают не только механические (прочность,
пластичность), но и другие свойства стали (электропроводность, магнитную проницаемость и др.), так как нарушают сплошность металла и образуют полости, в которых концентрируются напряжения в металле.
Неметаллические включения представляют собой твердые частицы
окислов, силикатов, сульфидов и огнеупорных материалов. Сульфиды, силикаты и окислы образуются в процессе выплавки стали, главным образом
в период ее раскисления и легирования различными элементами. Включения этого типа не растворяются в металле и в зависимости от формы располагаются в виде глобулей или пленок, загрязняющих границы зерен. При
наличии таких включений пластические свойства отливок становятся низкими, что приводит к браку или к аварии при эксплуатации. Это эндогенные (внутри образованные) включения.
Образующиеся включения легче металла (табл. 39), поэтому они
стремятся всплыть. Скорость их всплывания зависит от размеров включений, вязкости металла, смачиваемости включений металлом и шлаком,
перемешивания металла и шлака. Размеры обычных включений колеблются
в пределах 0,000 1–1,0 мм. Чем меньше размеры включений, тем выше
относительная величина поверхности контакта (см2/см3) «включение –
металл», тем больше влияние сил смачивания на скорость удаления включений.
Для крупных включений силами смачивания можно пренебречь,
и если металл не перемешивается, то скорость всплывания, м/с, включений
(если принять, что они имеют форму шара) может быть описана формулой
Стокса [9]:
υ = 2/9 gr2 [(dмет – dвкл) / n],
142
где g – ускорение свободного падения, g = 9,81 м/с2; r – радиус частицы, м;
dмет, dвкл – плотность металла и включения, кг/м3; n – динамическая вязкость жидкой стали, Па·с.
Таблица 39
Характеристики включений в стали
Включения
Закись железа FеО
Закись марганца МnО
Кремнезем (кварц, кварцевое стекло) SO2
Глинозем (корунд) А12О3
Окись хрома Cr2O3
Окись титана ТO2
Окись циркония ZrO2
Окись церия Се2О3
Сульфид железа FеS
Сульфид марганца МnS
Сульфид церия СеS
Силикаты железа (в зависимости от содержания SiO2)
Плотность
Температура
плавления, °С при 20 °С, г/см3
1 369
5,8
1 785
5,5
1 710
2,2–2,6
2 050
4,0
2 280
5,0
1 825
4,2
2 700
5,75
1 690
6,9
1 193
4,6
1 620
4,0
2 200
5,9
1 180–1 700
2,3–5,3
В процессе выплавки металл взаимодействует с огнеупорной футеровкой плавильного агрегата и ковша, а также со шлаком, в результате чего
металл загрязняется частицами огнеупорной футеровки и шлака. Неметаллические включения такого типа в процессе затвердевания металла остаются в нем в виде крупных частиц, которые часто успевают всплыть
в шлак. Такие включения называются экзогенными (извне образованные
и механически попавшие в сталь).
Дополнительным источником обогащения металла неметаллическими включениями являются шихтовые материалы – чугун и стальной лом.
Каждый из этих материалов в процессе предыдущего металлургического
передела (например, выплавка в доменной печи или вагранке) загрязняется
различного рода неметаллическими включениями, которые после их расплавления переходят в жидкий металл.
Все включения, встречающиеся в стали, могут быть отнесены к одному из следующих четырех классов [6]:
I класс – окисные включения, образовавшиеся в результате реакций,
протекающих в металле между растворенным в нем кислородом и различного рода элементами, введенными в него в процессе раскисления и легирования (окислы Fe2O3, MnO, Al2O3, SiО2 и т. д.);
II класс – сульфидные включения, образовавшиеся в результате реакций, протекающих между растворенной в металле серы c железом, марганцем и алюминием с образованием FeS, MnS, Al2S3. Чем меньше в металле
серы, тем меньше содержание сульфидных включений;
143
III класс – нитридные включения. Встречаются в сталях, содержащих
элементы (Al, Ti, Ce и т.д.), образующие устойчивые соединения с азотом;
IV класс – интерметаллические и карбидные включения. Относятся
к условным, так как присутствуют в стали не как нежелательные примеси,
а как основные структурные составляющие, определяющие требуемые
эксплуатационные свойства стали.
Неметаллические включения, встречающиеся в литой стали, подразделяют на три типа (рис. 26):
I тип – глобули или включения округлой формы;
II тип – включения в виде пленок или цепочек, располагающиеся по
границам зерен;
III тип – включения угловатой формы.
I тип
II тип
III тип
Рис. 26. Форма включений
Наиболее неблагоприятный второй тип включений. Включения, находящиеся в жидком состоянии до затвердевания окружающей их стали,
остаются в металле в форме глобулей. Включения, выделяющиеся в жидкой стали в твердом виде, имеют форму кристаллов при условии, если они
не относятся к стеклам. Остроугольные кристаллические включения
(Al2O3, SiO2 и др.) больше снижают пластические свойства стали, чем глобулярные.
Большая часть образовавшихся включений успевает всплыть и удалиться в шлак, однако какая-то часть остается. На скорость укрупнения
и всплывания включений большое влияние оказывают процессы их коагуляции (слипания) и коалесценции (сливания с исчезновением поверхностей
раздела). Из табл. 39 следует, что температура плавления включений
сложного состава может быть ниже температуры жидкой стали. Такие включения легко укрупняются.
Во многих случаях образовавшиеся включения очень мелки, силы
смачивания на границе «включение – металл» заставляют их двигаться
вместе с перемешивающимся металлом; иногда включение, достигшее
144
шлака, если оно им не смачивается, не покидает металла и не переходит
в шлак («отталкивается» шлаком). Следовательно, необходима такая технология плавки, при которой образовавшиеся включения плохо смачивались бы металлом и хорошо «поглощались» шлаком.
Неблагоприятные условия для удаления включений из металла создаются тогда, когда эти включения образуются в процессе кристаллизации
стали: по мере снижения температуры повышается вязкость металла, рост
кристаллов застывающей стали препятствует подъему включений. В результате часть таких включений неизбежно остается в металле.
Раскисление стали
В конце окислительного рафинирования содержание в металле газов
(кислорода, азота и водорода), являющихся вредными примесями, часто оказывается выше значений, допустимых для готовой стали. Поэтому возникает
необходимость уменьшения содержания газов в стали (и в первую очередь
кислорода) или перевода их в состояние, оказывающее менее вредное влияние на свойства готового металла. Снижение содержания кислорода в металле или перевод его в менее вредное состояние называют раскислением.
Продукты раскисления, которые не успеют всплыть, должны иметь
такую форму, свойства и расположение, чтобы вредное воздействие их
было сведено к минимуму. Раскисление стали можно считать нормальным,
если остаточное содержание кислорода значительно ниже равновесного
с углеродом. При этом чем ниже остаточное содержание кислорода, тем
лучше. Поэтому раскисление практически сводится к введению в металл
одного или нескольких раскислителей, имеющих высокое химическое
сродство к кислороду.
Второй задачей раскисления является обеспечение меньшего содержания в твердой стали продуктов раскисления – неметаллических включений (НВ) или получение НВ такой формы, чтобы отрицательное влияние
этих включений было минимальным.
Задачей раскисления является также получение мелкозернистого
строения металла, и решается она путем получения НВ, выделяющихся
из жидкой стали в твердом виде и играющих роль центров кристаллизации.
Такими свойствами обладают нитриды и карбонитриды ванадия, ниобия
и др. В этом случае НВ положительно влияют на свойства стали [8, 9].
При выборе элементов-раскислителей (ЭР) стали необходимо руководствоваться следующим:
 раскислители должны иметь большее сродство к кислороду, чем
железо: чем больше сродство, тем сильнее раскислитель;
 предпочтительнее выбирать раскислители, дающие окислы с более
низкой температурой плавления: это облегчает получение жидких продуктов
раскисления, которые быстро укрупняются и легче удаляются из металла;
145
 для ускорения всплывания продуктов раскисления ЭР должны
обладать возможно меньшим удельным весом;
 образующиеся окислы ЭР должны быть с минимальной растворимостью в металле.
Раскислительная способность – важнейшая характеристика ЭР. Ее
принято оценивать по остаточной равновесной концентрации кислорода
в металле, соответствующей заданному содержанию раскислителя и принятой температуре: чем ниже остаточное содержание кислорода, тем выше
раскислительная способность элемента.
Характерно, что чем выше химическое сродство элемента к кислороду, тем при меньших концентрациях его в металле наблюдается выделение
продукта раскисления в виде чистого оксида. Например, в случае раскисления титаном чистый оксид ТiO2 или Тi2O3 выделяется при остаточном
содержании титана больше 0,1 %, а для выделения чистого Al2O3 требуется
значительно меньшее остаточное содержание алюминия. При раскислении
только марганцем наблюдается образование расплава FeO–MnO переменного состава. Если раскисление осуществляется одновременно марганцем
и кремнием, то образуется силикат MnO·SiO2, в результате чего повышается раскислительная способность и марганца, и кремния. В комплексных
раскислителях, включающих два и более ЭР, должны содержаться компоненты двух типов: компонент, окисление которого должно привести к получению основного оксида, и компонент, окисление которого дает кислотный или амфотерный оксид [8, 9].
Способность к образованию прочных сульфидов является важным
свойством ЭР. Известно, что по химическому сродству к сере элементы
располагаются в иной последовательности, чем по химическому сродству
к кислороду. Так, кремний, обладающий значительной способностью образовывать оксиды, практически не участвует в образовании сульфидов,
а марганец является хорошим сульфидообразующим элементом, хотя
по химическому сродству к кислороду он значительно слабее кремния.
Наиболее сильные сульфидообразующие элементы по возрастанию их химического сродства к сере можно расположить в ряд: алюминий, кальций,
магний, РЗМ (Се, Pr, Nd и др.).
Способность к образованию нитридов также является ценным
свойством элементов-раскислителей. По убыванию химического сродства
к азоту раскислители можно расположить в ряд: Zr, Тi, Al, Si, V.
Химическое сродство элементов к кислороду по убыванию представлено следующим рядом:
Mg, Na, Ca, Be, Zr, Al, Ti, B, Si, C, V, Mn, Cr, Fe, Mo, Co, Ni, Cu
146
Таким образом, наибольшей раскислительной способностью обладает магний, наименьшей – хром. Элементы, стоящие правее железа, не являются раскислителями, но железо может служить для них раскислителем.
Раскислительная способность некоторых элементов приведена в табл. 40.
Таблица 40
Раскислительная способность элементов при 1 600 оС
Раскислитель
Алюминий
Титан
Кремний
Углерод
Марганец
Равновесное содержание, %
кислорода при 0,1 % раскислителя раскислителя при 0,01 % кислорода
10–4
10–4
10–3
10–3
0,27
0,02
0,23
0,20
2,00
В настоящее время нет раскислителя, который был бы наилучшим по
всем предъявляемым требованиям. На практике применяют ЭР, каждый из
которых оказывается соответствующим для той или иной технологии.
Реакция раскисления стали в общем виде может быть представлена
выражением
[FeO] + [Me] ↔ (MeO) + [Fe],
где Ме – элемент-раскислитель; МеО – окисел элемента-раскислителя.
Коэффициент раскисления стали определяется по формуле
K
[FeO]  [Me]
.
(MeO)
Анализ уравнения показывает, что чем больше концентрация металлараскислителя [Me] и чем меньше концентрация окисла раскислителя (МеО)
в продуктах раскисления, тем меньше содержится кислорода в стали.
Виды раскисления. По принципу удаления кислорода из металла
различают осаждающее, экстракционное (диффузионное) и вакуумное раскисление, по месту проведения процесса – раскисление в сталеплавильном
агрегате или в ковше.
О с а ж д а ю щ е е р а с к и с л е н и е (раскисление стали одним
элементом) заключается в том, что основную часть растворенного в металле
кислорода переводят в нерастворимые оксиды элементов-раскислителей,
вводимых непосредственно в сталь.
Раскисление углеродом протекает по реакции
FeO + C → Fe + CO.
Продуктом реакции является газ (СО), следовательно, металл при
раскислении углеродом не загрязняется неметаллическими включениями.
147
Раскислительная способность углерода с увеличением температуры изменяется мало.
При раскислении углеродом возрастают длительность процесса раскисления, скорость науглероживания ванны металла (с 0,02 до 0,1 % в час).
Поэтому углерод как раскислитель находит широкое применение при выплавке стали в вакууме.
Реакция FeO с углеродом при понижении температуры в форме может вызвать образование пузырей СО. Для предотвращения этой реакции
необходимо после раскисления углеродом применять более энергичный
раскислитель, например кремний, который снижает содержание кислорода
ниже равновесного с углеродом.
Раскисление кремнием. Кремний является сильным раскислителем.
С повышением температуры раскислительная способность кремния резко
снижается. Так, содержание кислорода в стали, равновесное 0,2 % кремния, при 1 540 °С равно 0,006 %, а при 1 640 °С – 0,017 6 %.
Отрицательной стороной раскисления кремнием является образование при температурах сталеварения твердых частиц SiO2, очень малых по
размеру, крайне медленно всплывающих на поверхность металла. Поэтому
рекомендуется вначале раскислять углеродом, а затем кремнием. Ферросилиций (ФС75) дают на шлак в виде тонко размолотого, просеянного и прокаленного порошка. В редких случаях применяют кристаллический кремний, который очень дорог.
Раскисление марганцем. Как раскислитель марганец значительно
слабее кремния. При содержании марганца в металле более 0,6 % продуктом раскисления является чистая закись марганца MnO (с температурой
плавления ≈ 1 785 °С), которая может находиться в жидком металле
в твердом состоянии и плохо удаляется из металла. Марганец является самым распространенным раскислителем.
Ферромарганец (75–80 % Mn) является недорогим и относительно
недефицитным. Марганец обладает высоким химическим сродством к сере
и существенно снижает отрицательное влияние серы на свойства стали при
введении его в количестве 0,3–0,5 % и выше.
При выборе раскислителей необходимо руководствоваться тем, что
в конечном счете должны быть получены продукты раскисления, легко
удаляемые из сплава. Этому условию отвечают раскислители, которые дают
с кислородом окислы, образующие затем друг с другом продукты с невысокой температурой плавления (лучше, если она будет меньше температуры плавления раскисляемого сплава) и плотностью намного меньше плотности сплава. Поэтому одним марганцем сталь раскислять нельзя. В то же
время марганец вводится во все стали для устранения вредного влияния
серы:
[FeS] + [Mn] = (MnS) + [Fe].
148
Установлено, что при одновременном использовании нескольких
раскислителей раскислительная способность каждого из них может увеличиваться. Так, например, известно, что марганец и кремний взаимно увеличивают раскислительную способность друг друга.
Раскисление алюминием. Алюминий, применяющийся обычно технически чистым, по своим физико-химическим свойствам является одним из лучших раскислителей, так как обладает одновременно высоким химическим
сродством к трем вредным примесям – кислороду, азоту и сере, а также
способствует измельчению зерна аустенита. При этом положительное
влияние алюминия на свойства стали сказывается при остаточном содержании
его в сотые доли процента, поэтому алюминий как раскислитель в последние
годы находит все большее применение, хотя он относительно дорог.
Раскисление алюминием происходит по реакции
2[Al] + 3[FeO] → [Al2O3] + 3 [Fe].
Выдержка металла после раскисления и разливка его всегда сопровождаются повторным окислением. По этой причине сталь после раскисления в плавильной печи подвергают дополнительному раскислению путем ввода раскислителей в ковш или на желоб. Для стали используют
главным образом алюминий, являющийся в этих условиях очень сильным
раскислителем.
В зависимости от остаточного содержания алюминия в стали, меняется характер образующихся сульфидных включений. В стали, не раскисленной алюминием, образуются глобулярные включения оксисульфидов,
беспорядочно разбросанные по объему металла. При содержании алюминия в пределах 0,002–0,015 % образующиеся включения сульфидов алюминия располагаются по границам зерен в виде цепочек. Пластические
свойства стали резко снижаются. При содержании алюминия больше 0,02 %
включения укрупняются, но так как количество их небольшое, то они оказывают незначительное влияние на свойства стали. Пластичность стали
вновь возрастает.
Раскисление ванадием. Ванадий является ценным раскислителем,
оказывающим разностороннее положительное влияние на свойства стали.
При введении в металл около 0,1 % V остаточное содержание кислорода
оказывается достаточным для нормального кипения металла в изложнице,
при этом устраняется склонность стали к старению. При такой концентрации ванадия обеспечивается мелкозернистая структура и повышение прочности, износостойкости и других служебных свойств конструкционных
сталей. Ванадий вводят в сталь обычно в виде феррованадия (35–45 % V),
который является дорогостоящим и дефицитным материалом.
Раскисление титаном и цирконием. Титан и цирконий – очень хорошие раскислители, но ферротитан, и ферроцирконий в виде которых Ti
149
и Zr вводят в сплав, являются дорогими и дефицитными материалами,
поэтому их используют только для сталей специального назначения.
Раскисление кальцием и магнием. Кальций и магний – самые сильные
раскислители: их применение обеспечивает повышение качества стали.
Это объясняется следующим: 1) высокое химическое сродство их к кислороду и сере позволяет обеспечить очень низкое остаточное содержание
растворенного кислорода (менее 0,001 %) и серы (менее 0,002 %) в готовом металле; 2) продукты раскисления, которые остаются в металле, образуют мелкие глобулярные оксисульфидные неметаллические включения,
равномерно распределенные в объеме металла и слабо деформируемые при
прокатке, благодаря чему они оказывают минимальное отрицательное
влияние на свойства стали.
В настоящее время раскисляют кальцием, входящим в состав комплексных сплавов, например силикокальция (20–40 % Са), ферроалюмосиликокальция (8–10 % Са) и др. Расход кальция составляет примерно 0,01 %.
Раскисление редкоземельными металлами. Очень хорошими раскислительными свойствами обладают также РЗМ. Они имеют высокое химическое сродство к вредным примесям (кислороду, сере и азоту). Температура плавления их низкая (~ 1 000 оС), температура кипения высокая
(выше 3 000 оС), поэтому редкоземельные металлы можно вводить в металл не только в ковше, но и в изложнице. Редкоземельные металлы целесообразно применять в виде комплексного сплава, полученного дешевым
углетермическим методом и содержащего ~ 40 % РЗМ (церия) и 45–50 % Si.
Э к с т р а к ц и о н н о е (д и ф ф у з и о н н о е) р а с к и с л е н и е
с т а л и п о д б е л ы м и к а р б и д н ы м ш л а к о м. Экстракционное
раскисление сводится к приведению металла в контакт со шлаком, имеющим окисленность (содержание оксидов железа) во много раз меньшую,
чем шлак периода окислительного рафинирования. Бóльшая степень чистоты от неметаллических включений может быть достигнута при диффузионном (точнее экстракционном) раскислении, при котором раскислению
подвергают шлак.
В тех случаях, когда металл не кипит, между значениями активности
кислорода в металле и шлаке существует определенное отношение
а(FeO) /а[O] = const (закон распределения примесей, растворенных в двух
несмешивающихся жидкостях). Соответственно любой способ уменьшения
активности окислов железа в шлаке приводит к снижению окисленности
металла. Обычно при диффузионном раскислении на шлак дают смеси,
в состав которых входят сильные восстановители: углерод (кокс, древесный уголь, куски угольных электродов), кремний (в виде ферросилиция),
алюминий.
Окислы железа в шлаке взаимодействуют с восстановителями (раскислителями) по реакциям
150
(FeO) + C = COгаз + [Fe],
2(FeO) + Si = (SiO2) + 2[Fe],
3(FeO) + 2Al = (Al2O3) + 3[Fe].
При этом и концентрация, и активность окислов железа в шлаке
уменьшаются, а это, в свою очередь, вызывает уменьшение концентрации
и активности кислорода в металле, так как отношение а(FeO)/а[O] при данной
температуре является величиной постоянной. Кислород «вытягивается»
из металла [9]. Если активность окислов железа в шлаке уменьшается
не в результате введения на шлак раскислителей, а в результате взаимодействия окислов железа с другими компонентами шлака, окисленность
металла также уменьшается.
Данный способ получил название диффузионного, поскольку скорость перемещения кислорода из металла в шлак определяется скоростью
его диффузии в металле. При этом способе раскисления продукты раскисления не остаются в металле, и получаемый металл содержит меньше
неметаллических включений. Это большое преимущество диффузионного
способа перед осаждающим.
При диффузионном раскислении создаются условия массопереноса
растворенного кислорода к поверхности соприкосновения «металл – шлак»
с последующим его переходом от нижней поверхности шлака к верхней,
где тем или иным методом поддерживается небольшая концентрация свободного кислорода.
Диффузионное раскисление проводят в восстановительный период
электроплавки под маложелезистым высокоизвестковистым шлаком, добиваясь низкого содержания FeO в шлаке. Под белым шлаком выплавляют
конструкционные стали с содержание углерода менее 0,35 %, под карбидным шлаком – средне- и высокоуглеродистые стали.
Диффузионное раскисление имеет ряд недостатков, главные из которых следующие: скорость диффузии кислорода в спокойном металле мала,
процесс удаления кислорода идет медленно, продолжительность плавки
возрастает, падает производительность плавильного агрегата, возрастает
износ футеровки и т. д.
В большинстве сталеплавильных агрегатов атмосфера всегда в какой-то мере окислительная и значительная часть вводимых в шлак раскислителей реагирует не с окислами железа шлака, а с кислородом атмосферы.
Отсюда высокий угар раскислителей. Поэтому диффузионный метод раскисления применяют в исключительных случаях [8, 9].
Раскисление под белым шлаком. После скачивания окислительного
шлака в ванне наводят шлак из извести и плавикового шпата (CaF2) в соотношении 8 : 2 и в количестве 2–4 % от массы металла. Жидкоподвижный
шлак образуется через 10–15 мин, и на него задают восстановительную
151
смесь из извести, CaF2 и молотого просеянного кокса или древесного угля
с размером частиц 0,5–1,0 мм в соотношении 8 : 2 : 1.
В результате раскисления шлака углеродом кокса содержание FeO
в нем примерно через 40 мин снижается до 1,5 %, и проба шлака после остывания принимает серый цвет вместо черного, который имел место в начале восстановительного периода, когда в шлаке содержалось относительно много FeO.
Ввиду возможности науглероживания металла дальнейшее его раскисление проводят кремнием. В шлаковую смесь вводят мелкоизмельченные
ФС45 или ФС75. Раскисление шлака кремнием длится примерно 20 мин.
Около 50 % кремния, вводимого в шлак ферросилицием, усваивается металлом.
Белый шлак имеет следующий состав, %: 1 FeO; 0,4 MnO; 60 CaO;
15–20 SiO2; 10–12 MgO; 2–3 Al2O3; 3–10 CaF2; 1 CaS.
Проба белого шлака при остывании рассыпается, что связано с присутствием в нем силиката кальция, который при 675 °С меняет свою модификацию, увеличиваясь при этом в объеме.
Для получения относительно раскисленного металла необходимо
выдержать его под белым шлаком около 1 ч.
Хороший белый шлак пенится в печи, для разжижения шлака добавляют плавиковый шпат.
Раскисление под карбидным шлаком. В начале восстановительного
периода шлаковая смесь имеет тот же состав, что и при раскислении под
белым шлаком. После образования равномерного слоя жидкоподвижного
шлака в печь подают карбидную смесь из CaO, CaF2 и кокса в соотношении 3 : 1 : 1. Общее количество шлака в восстановительный период составляет ≈ 4 % в крупных электрических печах и ≈ 7–8 % в малотоннажных.
Раскисление под карбидным шлаком продолжается не менее 1 ч. Для
поддержания в шлаке необходимого содержания CaC2 в печь периодически
присаживают молотый кокс с известью и добавляют CaF2, если необходимо уменьшить вязкость шлака.
Недостаток плавки под карбидным шлаком – науглероживание
металла, а также прилипание карбидного шлака к металлу, что приводит
к появлению в готовом металле относительно крупных шлаковых включений. Для устранения этого недостатка карбидный шлак за 30 мин до выпуска металла переводят в белый, для чего в печь присаживают CaO
с CaF2. При этом увеличивается общее количество шлака, что обусловливает
снижение содержания CaC2. Состав карбидного шлака, %: 0,3–0,5 FeO;
0,1–0,2 MnO; 55–85 CaO; 10–15 SiO2; 8–10 MgO; 2–3 Al2O3; 8–10 CaF2;
2–5 CaC2; 2–3 CaS.
Р а с к и с л е н и е о б р а б о т к о й в а к у у м о м (вакуумноуглеродное раскисление) основано на использовании раскисляющего дей152
ствия углерода, растворенного в жидкой стали. Вакуумно-углеродное раскисление состоит в существенном смещении реакции [C] + [O] = {CO}
вправо снижением парциального давления СО в газовой фазе путем воздействия на металл вакуумом или инертным газом. Константа равновесия
этой реакции может быть выражена как КС = рСО / а[С]а[О] или, при невысоких содержаниях [C] и [O], как
К[С] = рСО / [C][O],
откуда [O] = pСО/К[С] [C].
Снижение давления приводит к уменьшению концентрации кислорода в металле, а также к некоторому снижению концентрации углерода.
Таким образом, происходит удаление кислорода из металла при понижении давления (при вакуумировании) вследствие его реакции с углеродом.
При обработке вакуумом снижается не только содержание растворенного кислорода, но и количество оксидных неметаллических включений вообще, вследствие протекания реакций типа МеО + [C] = СОгаз + Ме,
равновесие которых сдвигается вправо при понижении давления.
В обычных процессах плавки стали металл во время вакуумирования
и продувки газом постоянно контактирует с футеровкой ковша или агрегата и шлаком, состоящими из различных оксидов. В этих условиях повышение раскислительной (восстановительной) способности углерода приводит
не только к раскислению металла, но и к восстановлению компонентов оксидных фаз, например, к смещению реакции [Si] + 2[O] = (SiO2) влево в результате снижения [O] при углеродном раскислении. Поэтому на остаточное содержание кислорода в металле начинает влиять реакция восстановления оксидов из оксидной фазы. В результате степень раскисления металла
углеродом оказывается во много раз ниже ожидаемой. Эти смещения реакций восстановления оксидов из футеровки и шлака во время углеродного
раскисления, кроме снижения эффекта раскисления, могут привести к повышению содержания некоторых примесей в металле до недопустимо
высоких пределов.
Для уменьшения восстановления оксидов при вакуумировании
обычно заменяют шамотную футеровку ковша, состоящую преимущественно из SiO2, на футеровку на основе более прочных оксидов, например
на доломитовую или магнезитовую. Но даже эти меры не позволяют получить остаточное содержание кислорода менее 0,001 %, поскольку при глубоком вакууме наблюдается такое же интенсивное испарение железа, как
при вакуумном обезуглероживании. Поэтому эффект углеродного раскисления в процессе вакуумирования и продувки инертным газом в обычных
условиях используется только частично. Следует отметить, что даже частичное использование повышения раскислительной способности углерода
153
позволяет заметно улучшить качество стали, так как продукт раскисления
СО не остается в металле [8, 9].
Металл ответственного назначения, в котором должно быть минимальное количество остаточного водорода и кислорода, а также неметаллических включений в виде оксидов, подвергают вакуумированию до
присадки в него сильных раскислителей, например кремния, с тем чтобы
под вакуумом смогли эффективно протекать реакции самораскисления
углерода и кислорода, растворенных в жидком металле. Вакуумирование
осуществляют в течение 8–10 мин. За это время концентрация растворенного кислорода значительно снижается. После этого из бункеров,
установленных на вакуумных камерах и снабженных вакуумными затворами, сбрасывают в металл ферросплавы и легирующие (FeSi, FeCr, Al
и др.) для окончательной доводки стали до заданного состава и продолжают вакуумировать металл еще 2–4 мин с целью удаления газов, внесенных в металл ферросплавами, а также для лучшего их перемешивания в расплаве.
Таким образом, при вакуумном раскислении уменьшается расход
раскислителей и легирующих, так как основную роль раскислителя выполняет растворенный в металле углерод.
Плавка стали без диффузионного раскисления
Если к конструкционной стали не предъявляются высокие требования по содержанию неметаллических элементов и серы, плавку проводят
без диффузионного раскисления.
По окончании окислительного периода шлак скачивают, в печь загружают немного извести и шамотного боя (60 % SiO2; 30 % Al2O3) и таким образом металл покрывают новым шлаком. Затем в ванну вводят раскислители и легирующие присадки. После растворения этих присадок
и получения нужной температуры металла плавку выпускают, предварительно добавив в ковш Al (0,05–0,1 %).
Плавку стали по этому способу можно проводить без скачивания
окислительного шлака. В таком случае после снижения содержания углерода до требуемых значений в ванну вводят раскислители (FeSi
и FeMn), легирующие присадки и выпускают плавку. Затем в ковш для
раскисления добавляют алюминий в количестве 0,03–0,1 % от массы завалки.
Технология плавки стали без диффузионного раскисления подобна
технологии мартеновской плавки. Качество выплавленной стали такое же,
как и качество мартеновской стали. При проведении плавки без диффузионного раскисления время плавки сокращается на 1–2 ч.
Такой метод плавки широко применяется при выплавке стали для
фасонного литья [6].
154
В электропечах можно выплавлять таким способом сталь любой
марки.
В зависимости от требований, предъявляемых к качеству стали,
а также от состава шихтовых материалов, технологию отдельных периодов
плавки упрощают и изменяют, что позволяет сократить длительность
плавки, улучшить качество стали, а также лучше использовать ценные
составляющие шихты.
Раскисление в сталеплавильном агрегате сопровождается высоким (более 50 %) угаром элементов-раскислителей и целесообразно лишь
при введении в металл большого количества труднорастворимых раскислителей и невозможности их предварительного расплавления. Необходимо
избегать введения элементов с высоким химическим сродством к кислороду (Са, Zr, Al, Ti и др.) в сталеплавильный агрегат, в котором плавку ведут
на высокоокислительном шлаке (например, в мартеновскую печь или в кислородный конвертер): такие элементы оказывают раскисляющее действие
на металл только после раскисления шлака, на что расходуется в несколько
раз больше раскислителя, чем на раскисление стали. Это относится
и к применению металлического алюминия. Раскисление ферроалюминием
возможно, поскольку в этом случае алюминий в основном раскисляет металл. Обычно раскисление в агрегате осаждающее, редко – экстракционное
(диффузионное).
Раскисление в сталеразливочном ковше является наиболее рациональным способом и может быть осаждающим, экстракционным и вакуумно-углеродным. Наиболее распространено осаждающее раскисление
в ковше, так как при этом достигается экономия раскислителей и уменьшается продолжительность плавки. Практически все сплавы, вводимые
в сталь для раскисления, успевают раствориться и достаточно равномерно
распределиться в металле за время выпуска плавки из печи в ковш. Недопустимо введение в ковш большого количества легирующих присадок
в виде труднорастворимых твердых материалов, поскольку при этом наблюдается неравномерное их распределение, а иногда и их неполное растворение
в металле, что может привести к ухудшению качества стали и браку отливок.
Легирование стали
Легированием называют процесс присадки в сталь легирующих элементов для придания ей особых физико-химических или механических
свойств. Так, например, марганец при его содержании в стали в количестве
10–14 % придает ей износостойкость, никель в количестве 8–10 % – кислотоупорность, хром в количестве 14–18 % – жаропрочность и жаростойкость и т. д.
Легирующими могут быть как элементы, не встречающиеся в простой стали, так и элементы, которые в небольших количествах содержатся
155
в любой стали (С, Мn, Si, P, S). Очень часто операцию легирования совмещают с операцией раскисления (особенно если металл легируют марганцем, кремнием или алюминием).
Легирующие элементы – металлы – можно условно разделить на
следующие группы:
 металлы железной группы. К ним относятся кремний, кобальт,
никель, а также близкий к ним по свойствам марганец;
 тугоплавкие металлы. К ним относятся металлы, имеющие температуру плавления выше, чем у железа, т. е. выше 1 539 оС. Из тугоплавких
металлов, наиболее часто используемых в качестве легирующих элементов
в стали, можно отметить вольфрам, молибден, ниобий, а также ванадий
и хром;
 легкие металлы. Из этой группы легирующих элементов наиболее
часто применяют титан и алюминий;
 редкоземельные металлы (РЗМ). К этой группе относятся лантан,
церий, неодим, а также близкие к ним по свойствам иттрий и скандий.
Редкоземельные металлы часто используют в виде так называемого мишметалла, содержащего 40–45 % Се и 45–50 % всех других редкоземельных
металлов.
Для сталеплавильщиков важно знать поведение легирующей примеси при плавке стали для того, чтобы выплавить металл нужного состава
с минимальными потерями легирующих материалов. Главное при этом –
избежать ненужного взаимодействия легирующих примесей с кислородом,
чтобы уменьшить потери (угар) легирующих элементов и обеспечить получение в стали минимума продуктов окисления легирующих – неметаллических включений, загрязняющих стали и снижающих их качество [9].
В зависимости от того, каким элементом легирована сталь, она называется хромистой, никелевой, ванадиевой и т. д. Более часто сталь легируют не одним, а двумя-тремя элементами, например хромом и никелем
(хромоникелевая сталь), хромом и марганцем (хромомарганцевая сталь)
или хромом, никелем и вольфрамом (хромоникельвольфрамовая сталь)
и т. д.
В состав некоторых среднеуглеродистых сталей, например хромистых, хромомарганцевых, добавляют бор в количестве 0,002–0,005 %.
В качестве легирующих элементов и технологических присадок для
увеличения прокаливаемости и снижения порога хладноломкости применяют редкоземельные металлы.
Легированные стали обладают наилучшими механическими свойствами после термической обработки. Это объясняется тем, что легирующие
элементы задерживают диффузионные процессы и тем самым оказывают
большое влияние на фазовые превращения, протекающие в стали при
закалке и отпуске [4].
156
Легирующие элементы повышают устойчивость закаленной стали
против отпуска. Для получения требуемой твердости легированные стали
подвергают отпуску при более высокой температуре, чем углеродистые.
Это позволяет не только максимально снять закалочные напряжения,
но и получить в стали лучшее сочетание прочности и вязкости.
Повышение механических свойств достигается также в результате
того, что многие легирующие элементы способствуют измельчению зерна
и упрочняют феррит [4].
Некоторые легирующие элементы значительно повышают стойкость
стали против коррозии, прочность при высоких температурах и улучшают
многие физические свойства.
Легирование стали начинается еще в период расплавления шихты
и продолжается в течение всей плавки. Легирующие элементы, обладающие
значительно меньшим сродством к кислороду, чем железо, вводят в ванну
вместе с завалкой в период плавления и в окислительный период плавки.
Элементы, характеризующиеся более высоким сродством к кислороду, чем
железо, вводят в ванну после скачивания окислительного шлака и в течение восстановительного периода плавки.
Наиболее часто в качестве легирующих элементов используют Ni,
Mn, Al, W, Со, Mo, Si, Ti, V, Cr, Ce, реже Zr, Pb.
При легировании Ni, Co, Mo эти элементы могут быть введены в металл
в любой момент плавки, часто вместе с завалкой, так как практически не окисляются. При легировании Si, Mn, Al, Cr, V, Ti, сродство к кислороду у которых
больше, чем у железа, чтобы избежать большого угара этих элементов, их вводят в металл после раскисления или одновременно с раскислением в самом
конце плавки (часто в ковш). Легирующие примеси вводят в металл или в чистом виде (бруски чистой меди, чистого алюминия, никеля и др.), или в виде
сплавов (ферросилиций, ферромарганец, ферроалюминий др.), или в виде соединений (окислы ванадия, марганцевая руда, молибдат кальция и др.). Во
всех случаях стремятся использовать (для удешевления стали) максимальное
количество дешевых отходов (шлак, руду), содержащих нужный элемент.
Иногда применяют легирующие, введение которых в металл связано
с возможной опасностью для здоровья работников, поскольку пары этих
металлов или их соединений вредны. К таким элементам относятся сера, свинец, селен, теллур. Их вводят в металл непосредственно в процессе разливки стали и при этом принимают специальные меры безопасности.
Легирование никелем. Никель обладает значительно меньшим сродством к кислороду, чем железо. Он практически не окисляется, даже при очень
высоком содержании закиси железа в шлаке. Поэтому никель вводят в завалку
или в период плавления с таким расчетом, чтобы его содержание в металле
по расплавлении было бы выше нижнего предела, заданного химическим составом стали. Некоторые потери никеля возможны вследствие его испарения
157
в зонах электрических дуг. В жидком металле никель быстро растворяется;
считают, что при плавке никелевых сталей угар составляет примерно 2 %.
Надо иметь в виду, что электролитический никель содержит много
водорода, который растворяется в стали, а в период кипения удаляется
из нее. Если такой никель ввести в восстановительный период плавки,
когда период кипа уже прошел, то водород не будет удален из стали;
поэтому никель всегда вводят в завалку.
При введении закиси никеля переход Ni в металл составляет около
97 %.
Легирование молибденом. Молибден, как и никель, практически
не окисляется. Обычно конструкционная сталь содержит молибдена
немного. Ферромолибден вводят в окислительный период плавки и корректируют его содержание в восстановительный период плавки не позднее
чем за 30 мин до выпуска. В течение этого времени ферромолибден успевает
раствориться и равномерно распределиться в стали.
Легирование вольфрамом. Вольфрам характеризуется бóльшим
сродством к кислороду, чем никель и молибден.
Если в шихте содержатся отходы вольфрамовой стали, то часть вольфрама окисляется во время плавления и в окислительный период плавки, часть
вольфрама теряется также вследствие испарения образующихся окислов
(WO3). Если содержание вольфрама в шихте составляет 0,5–1,0 %, то потери
вольфрама в периоды плавления и окисления могут достигать 40–50 %.
При наличии вольфрамовых отходов в шихте целесообразно окислительный период плавки производить под слабоосновными шлаками – это
уменьшит окисление вольфрама. Ферровольфрам обычно вводится в восстановительный период плавки, когда закиси железа мало и вольфрам не
окисляется. Усвоение вольфрама составляет около 92 %.
Легирование хромом. Хром, содержащийся в шихте, окисляется
в период плавления и в окислительный период плавки, поэтому легирование
стали хромом производится в восстановительный период. В этот период феррохром загружают либо непосредственно после скачивания окислительного
шлака, либо после того, как восстановительный шлак станет светлым, т. е.
когда содержание FeO будет меньше 2 %. В первом случае корректировка
содержания хрома производится одновременно с раскислением стали, что
сокращает продолжительность восстановительного процесса плавки.
При легировании стали хромом угар Cr составляет 2–3 %.
Легирование ванадием. Ванадий обладает большим сродством
к кислороду, чем железо, поэтому легирование стали ванадием производят
в восстановительный период плавки. Конструкционные стали содержат до
0,3 % ванадия. Ванадий вводят в сталь в виде феррованадия за 30–40 мин
до выпуска. В это время шлак содержит меньше 0,5 % FeO. Угар ванадия
составляет 5–8 %.
158
Легирование кремнием. Кремний вводится в сталь в процессе раскисления. Его содержание в металле в процессе раскисления повышается
до 0,2–0,35 %. При плавке кремнистых сталей они легируются кремнием
при помощи ферросилиция ФС45 и ФС75, который предварительно прокаливают и вводят в раскисленный металл за 25–30 мин до выпуска. Угар
кремния составляет около 10 %.
Низкоуглеродистая кремнистая сталь имеет повышенный предел
текучести и прочности по сравнению с аналогичной углеродистой сталью,
а наличие феррита в структуре обеспечивает ее хорошую пластичность:
пластичность и ударная вязкость у кремнистой стали примерно в 1,5 раза
больше, чем у углеродистой. Высокоуглеродистая кремнистая сталь характеризуется большим сопротивлением износу, особенно в пыльной атмосфере. При увеличении содержания кремния до 3–5 % повышаются электросопротивление и магнитная проницаемость стали. Однако для фасонных отливок эта сталь имеет ограниченное применение, в основном как
трансформаторная [7].
Легирование марганцем. Марганец, как и кремний, вводится
в сталь в процессе раскисления. При плавке марганцовистых сталей они
легируются марганцем при помощи ферромарганца ФMн75 и ФМн78.
Являясь карбидообразующим элементом, марганец может заместить
в решетке цементита все атомы железа (Fe3C → Mn3C). Образуя сложные
Fe–Mn карбиды, марганец повышает сопротивление пластическим
деформациям. В конструкционных низко- и среднелегированных марганцовистых сталях свободных карбидов марганца не образуется, но присутствуют карбиды типа (Fe, Mn)3С.
Содержание Mn в карбиде зависит от концентрации углерода и марганца в стали. В низкоуглеродистых сталях количество марганца в карбиде
относительно выше, чем в высокоуглеродистых. Высокомарганцовистая
сталь после закалки повышает пластичность, становится аустенитной,
немагнитной, обладает высоким сопротивлением износу.
Угар марганца составляет около 20 %.
Легирование титаном. Титан вводят в состав некоторых марок конструкционных сталей. Иногда его вводят с целью дополнительного раскисления и измельчения структуры стали. Титан, наряду с алюминием,
обладает большим сродством к кислороду, чем все остальные легирующие
элементы. Титан окисляется не только FeO, содержащимся в шлаке,
но и MnO, Cr2O3, SiO2, поэтому ферротитан вводят непосредственно перед
выпуском (часто – в ковш). Угар титана обычно составляет 40–60 %.
Легирование алюминием. В некоторых сталях, подвергающихся
азотированию (38ХЮЛ и др.), содержится около 1 % алюминия. Его можно
вводить в ковш или в печь. При высоком содержании алюминия, в стали
почти полностью удаляется кислород.
159
Легирование редкоземельными металлами (РЗМ). К редкоземельным элементам (лантаноидам) относятся элементы, атомный вес которых колеблется от 57 до 71: лантан La, церий Ce, празеодим Pr, неодим
Nd, прометий Pm, самарий Sm и др. (всего 15 элементов).
Для легирования стали редкоземельными элементами применяется комплексный сплав под названием «мишметалл», в состав которого входят, %:
20–25 La, 50–55 Ce, 15–20 Nd и около 10 других редкоземельных элементов.
Мишметалл вводится в ковш в количестве 1–2 кг на тонну жидкой
стали после окончательного раскисления. Легирование стали основано на
большом химическом сродстве лантаноидов к кислороду, азоту, водороду
сере и другим вредным примесям в стали. Являясь активным раскислителем, дегазатором и десульфуратором мишметалл повышает плотность стали
и значительно понижает содержание в ней серы, благодаря чему упрочняются границы зерен стали, а следовательно, уменьшается красноломкость
и увеличивается пластичность и ударная вязкость в холодном состоянии.
В конструкционной стали перлитного класса под влиянием мишметалла измельчается зерно, повышается прокаливаемость, а в стали аустенитного класса (жаропрочная нержавеющая сталь и т. д.) мишметалл повышает устойчивость аустенита при нагреве, увеличивает сопротивление
межкристаллитной коррозии.
При легировании стали мишметаллом свойства ее улучшаются еще
тогда, когда сталь находится в жидком состоянии. Таким образом, значительное количество введенного в сталь мишметалла расходуется на рафинирование стали при выплавке, а оставшееся небольшое его количество
растворяется по границам зерен твердой стали.
Способы внепечной обработки стали
Современная техника предъявляет всё более высокие требования
к качеству стали. Для изготовления целого ряда изделий авиационной,
радиоэлектронной, приборостроительной промышленности, для конструкций, работающих на Крайнем Севере, требуется сталь, содержащая
ничтожно малое количество газов, неметаллических включений и других
нежелательных примесей, однородная по свойствам. При плавке в обычных
печах удовлетворить эти требования невозможно. Поэтому стали, предназначенные для изготовления ответственных изделий, подвергаются дополнительной обработке, направленной на дальнейшую очистку металла
от нежелательных (вредных) элементов, растворенных газов, неметаллических включений. Высокая эффективность так называемых внепечных способов обработки стали подтверждается [8] следующими данными: долговечность подшипников, изготовленных из обработанной внепечными способами стали, увеличилась в 10 раз; в 7 раз выросла ударная прочность
стали после внепечной десульфурации.
160
В практике применяют следующие виды внепечной обработки (рис. 27):
обработка стали синтетическим шлаком, продувка нейтральным газом,
внепечное вакуумирование, плавка при помощи электронного луча.
а
б
в
г
д
е
ж
з
Рис. 27. Схемы процесса внепечной обработки жидкой стали: а – рафинирование жидким шлаком; б – продувка аргоном в ковше; в – продувка в ковше газопорошковыми смесями; г – вакуумирование в ковше; д – то же с электромагнитным перемешиванием; е – то же с перемешиванием аргоном; ж – вакуумирование в струе при отливке слитка; з – то же при переливе из ковша в ковш
Свойства сталей в отливках в значительной степени зависят от технологии ее получения, определяющей содержание, состав, форму, распре161
деление неметаллических включений. Большое значение имеет содержание серы, фосфора, водорода, кислорода, азота. Технология получения высококачественной стали должна обеспечивать минимальное содержание
вредных примесей, желательно компактную форму неметаллических
включений и их равномерное распределение в объеме отливки.
Широкими возможностями для улучшения качества стали располагают
методы внепечной обработки, позволяющие рафинировать и модифицировать сталь, влиять на состав и распределение неметаллических включений.
Обработка стали синтетическим шлаком. Шлак на основе извести
и глинозема выплавляют в специальной дуговой печи с угольной футеровкой (рис. 28). Синтетический шлак выпускают из печи с температурой
1 650 оС. Ковш со шлаком подводят к сталеплавильной печи и устанавливают так, чтобы высота падения струи металла составляла 3–5 м.
а
б
Рис. 28. Схема совмещенного процесса раскисления, легирования и рафинирования стали: а – выпуск жидкого сплава и синтетического шлака; б – перемешивание жидкого сплава и синтетического шлака с металлом; 1 – лигатура; 2 – шлак
Предварительно, перед выпуском стали из печи, с поверхности расплава удаляют шлак. В процессе выпуска струя стали, падая с большой
высоты на слой синтетического шлака в ковш, разбивается на мелкие капли, быстро реагирующие со шлаком. Поскольку шлак имеет высокую основность и содержит очень мало FeO, то он активно поглощает из металла
много серы и кислорода (с помощью этого метода содержание серы в стали можно снизить до 0,005–0,006 % и уменьшить количество неметаллических включений).
В результате интенсивного перемешивания и эмульгирования резко
возрастает поверхность контакта стали со шлаком, что обусловливает
162
высокие скорости процессов десульфурации и раскисления металла.
Наилучшими физико-химическими свойствами обладают шлаки системы
CaO–Al2O3 состава 50–55 % СаО, 40–45 % Al2O3 при минимальном содержании FeO (менее 1 %) и SiO2 (менее 5 %).
Таким образом, обработка стали синтетическим шлаком позволяет
производить внепечную десульфурацию и очистку от неметаллических
включений и газов.
Продувка стали нейтральным газом в ковше. В настоящее время
разработано большое количество различных конструкций сталеразливочных ковшей для продувки стали инертным газом (рис. 29).
а
б
в
г
д
е
ж
з
Рис. 29. Совершенствование конструкций сталеразливочных ковшей и методов
продувки металла инертным газом: а – ковш, снабженный затвором шиберного
типа; б – продувка газом через днище; в – подача газа снизу через стенку ковша;
г – продувка через ложный стопор; д – продувка металла через пористое днище;
е – интенсивная продувка через ряд фурм или пористое днище; ж – продувка снизу в ковше с крышкой, через которую вводятся добавки; з – продувка в ковше под
вакуумом
Если сталь продувают нейтральным газом (аргоном, гелием), то в пузырьки этого газа из стали переходят водород и азот, а также некоторое
количество угарного газа.
Лучшим из способов введения нейтрального газа, обычно аргона,
в сталь является подача его через одну или несколько пористых вставок
в днище ковша (рис. 29, б). Аргон проходит через капилляры вставки и по163
ступает в сталь в виде пузырьков, диаметр которых не превышает 2 мм.
Вставка должна быть надежно изолирована от остальной футеровки металлической прокладкой.
Продувка аргоном позволяет не только снизить содержание газов
в металле, но и выровнять его состав за счет энергичного перемешивания
пузырьков.
Внепечное вакуумирование стали. Существует четыре способа
(рис. 30) внепечного вакуумирования стали [7, 9]:
 в ковше, в специальной вакуум-камере. Ковш со сталью помещают
в камеру, которую затем герметично закрывают и создают в ней вакуум. При
уменьшении давления в камере сталь в ковше начинает кипеть вследствие
образования пузырьков окиси углерода (СО). Одновременно из стали удаляются водород и азот. Длительность пребывания ковша в камере (10–15 мин)
ограничивается значительным охлаждением металла (на 50–70 °С), поэтому
сталь перегревают, что увеличивает разъедание стопорных трубок, уменьшает стойкость футеровки и снижает производительность печи (рис. 30, а);
 при переливе металла из ковша в ковш. Пустой ковш устанавливают в камеру, где создают и поддерживают вакуум, а ковш, из которого
сливают металл, помещают с соответствующим уплотнением над вакуумной камерой (рис. 30, б);
 порционное вакуумирование стали. Металл пропускают через
опускающуюся и поднимающуюся вакуумную камеру (рис. 30, в);
 вакуумирование в циркуляционной камере. Циркуляция металла
осуществляется в результате поддува нейтральным газом (рис. 30, г).
Внепечной дегазацией металла в вакууме удается снизить содержание водорода на 40–60 %, кислорода – на 50–70 %, азота – на 5–10 %
от первоначального, а также уменьшить количество неметаллических
включений. В результате вакуумной обработки стали повышаются ее пластичность и ударная вязкость, хладостойкость и уменьшается склонность
к образованию трещин. Эффективность вакуумной обработки можно усилить, если всю плавку проводить в вакууме. Для выплавки сталей в вакууме применяют индукционные и электродуговые печи.
Плавка при помощи электронного луча. В установках плавки при
помощи электронного луча источником тепла является энергия электронного луча, который представляет собой поток электронов, ускоренных в
электрическом поле высокого напряжения. При встрече электронов, обладающих энергией в десятки килоэлектронвольт, с металлом, находящимся
в печи в виде расходуемого электрода, кинетическая энергия луча превращается в тепловую. В этих печах могут быть созданы условия более высокого вакуума (0,001 30–0,000 13 Н/м2, 10–5–10–6 мм рт. ст.). В таких печах
можно получать слитки диаметром до 500 мм и длиной до 1,5 м [7].
164
На рис. 31 приведена принципиальная схема плавления электронными лучами разных типов [7].
а
б
в
г
Рис. 30. Способы внепечного вакуумирования стали: а – в ковше, в специальной
камере; б – при переливе металла из ковша в ковш; в – порционное вакуумирование
стали; г – вакуумирование в циркуляционной камере
а
б
Рис. 31. Принципиальная схема плавления электронным лучом:
а – получение плоского луча; б – получение трубчатого луча
В установках такой плавки получают стали, характеризующиеся высокой степенью чистоты и высокой температурой плавления.
165
Контрольные вопросы и задания
1. Как отражается снижение содержания серы в стали на ударной
вязкости?
2. Перечислите реакции окисления железа.
3. Поясните реакции окисления кремния, марганца и углерода.
4. Какие реакции окисления характерны для мартеновской плавки?
5. Перечислите особенности окисления и восстановления фосфора.
6. Каким образом фосфор попадает в шихту сталеплавильных печей?
7. Перечислите условия успешного перехода фосфора из металла
в шлак.
8. Каковы условия удаления серы из металла?
9. Под каким шлаком возможно удаление серы?
10. Какова роль марганца в процессе десульфурации?
11. Перечислите источники образования шлака.
12. Какова роль шлака в условиях основного процесса плавки стали?
13. Каков состав кислого шлака?
14. Каковы основные свойства шлака?
15. Как можно изменить вязкость основного шлака?
16. Что отражает понятие основности шлака?
17. Перечислите окислы с основными свойствами.
18. Перечислите окислы с кислотными свойствами.
19. Как контролируют качество белого шлака?
20. Как оценивается окислительная способность шлака?
21. В каком виде присутствуют газы в стали?
22. Какие газовые дефекты особенно опасны для стальных отливок?
23. Перечислите источники кислорода в стали.
24. Каково влияние температуры на растворимость кислорода в металле?
25. Каково влияние углерода на растворимость кислорода в стали?
26. Какие примеси повышают растворимость азота в стали?
27. Перечислите мероприятия, способствующие получению стали
с минимальным содержанием азота.
28. Поясните механизм образования в стали особой формы газовых
пузырей – флокенов.
29. Какое влияние оказывает состав неметаллических включений
на свойства стали?
30. Перечислите классы и типы неметаллических включений.
31. Поясните цель раскисления стали.
32. Каковы требования к элементам-раскислителям?
33. Каковы преимущества раскисления металла углеродом?
34. Какова раскислительная способность кремния?
166
35. Почему марганец является самым распространенным раскислителем?
36. Почему продукты раскисления должны иметь плотность меньшую плотности сплава?
37. В чем преимущества комплексного раскислителя?
38. Почему алюминий является лучшим раскислителем для стали?
39. Какие элементы-раскислители способствуют измельчению зерна?
40. Каковы преимущества ванадия, титана, кальция и редкоземельных металлов как раскислителей?
41. Почему титан и цирконий используют только для легирования
сталей специального назначения?
42. Перечислите способы раскисления стали.
43. В чем заключается сущность метода диффузионного раскисления?
44. Каково преимущество диффузионного раскисления перед осаждающим?
45. Какие стали выплавляют под белым шлаком, а какие – под карбидным шлаком?
46. Какова продолжительность выдержки металла под белым шлаком?
47. Каковы недостатки плавки под карбидным шлаком?
48. Перечислите недостатки диффузионного раскисления.
49. В чем сущность вакуумно-углеродного раскисления?
50. В каком случае плавку стали проводят без диффузионного раскисления?
61. Каков угар элементов-раскислителей при обработке расплава
в печи?
62. Перечислите легирующие элементы для стали.
63. Перечислите наименования сталей, легированных несколькими
легирующими элементами.
64. Какие свойства придают стали такие легирующие элементы, как
хром и марганец?
65. В какой период плавки стали необходимо вводить титан?
66. Каковы особенности легирования стали никелем?
67. Перечислите компоненты сплава «мишметалл».
68. В какой период плавки стали вводится хром?
69. Каков угар кремния?
70. Какое влияние на структуру стали оказывает ванадий?
71. Каковы преимущества легирования стали редкоземельными
металлами?
72. Какие виды внепечной обработки стали нашли применение
на практике?
73. Каков состав синтетического шлака?
74. Опишите процесс обработки стали синтетическим шлаком.
167
75. Каков механизм рафинирования стали нейтральным газом?
76. Опишите метод вакуумирования стали в ковше, помещенном
в вакуум-камеру.
77. Какова длительность пребывания ковша с металлом в вакуумкамере?
78. Опишите метод вакуумирования стали из ковша в ковш.
79. Как осуществляется порционное вакуумирование стали?
80. Каков механизм вакуумирования металла в циркуляционной
камере?
81. Какова эффективность методов внепечной обработки стали?
2.3. Плавка стали
Шихтовые материалы и предъявляемые к ним требования
В качестве шихтовых материалов при плавке стали в мартеновских
печах используют чушковый коксовый чугун. Важнейшими элементами
в чугуне являются углерод, кремний, марганец как полезные элементы, сера
и фосфор – как вредные. Содержание чугуна в шихте при плавке в основной мартеновской печи – до 45 %, а в кислой – 20–30 % от массы завалки.
В сталефасонных цехах обычно в качестве стального лома используют
отходы производства литейного цеха (литники, прибыли, бракованные
отливки и др.), а также стружку механообрабатывающих цехов. Во всех
процессах выплавки сталей для раскисления и легирования применяют
ферросплавы, химический состав которых определяется соответствующими
ГОСТами.
При электродуговой плавке шихта содержит до 55–65 % стального
лома, 37–40 % возврата собственного производства и 2–3 % передельного
чугуна.
При индукционной плавке применяют тигельные печи переменного
тока высокой или промышленной частоты. Особенностью индукционной
плавки является то, что процесс сводится к простому переплаву, что и определяет выбор шихты. Обычно это стальной лом и отходы литейного
цеха. Все шихтовые материалы должны пройти предварительную очистку
от ржавчины, воды, масел и иметь куски определенных размеров в зависимости от типа плавильного агрегата.
Прогрессивным направлением при любом процессе выплавки сталей
является предварительный подогрев шихты в обжиговых печах с помощью
тепла отходящих газов плавильных агрегатов. При этом, например, в условиях электроплавки при нагреве шихты до 400–450 оС можно снизить расход электроэнергии до 10–15 %, расход электродов – до 7–9,5 %, увеличить производительность на 7–11 % [2, 7].
168
Для наведения шлака, снижения температуры его плавления при
плавке сталей применяют флюсы, а также различные окислители. В качестве флюсов используют известняк и известь, плавиковый шпат, бокситы
и шамотный бой. Хороший известняк (СаСО3) содержит не более 2 % примесей. Вредными примесями в известняке являются кремнезем и сера. Известняк в шихте служит средством механического перемешивания металла за
счет выделения СО2. Его применяют при основном процессе выплавки стали.
Известь, полученная при обжиге известняка в обжиговых печах при
температуре 800–1 000 оС, имеет следующий химический состав: 88–93 %
СаО; 2 % МgО; 2 % SiО2; 3 % (Fe2O3 + Al2O3); не более 0,2 % серы. Потери
при прокаливании известняка – 8 %. Для плавки стали в электропечах известь нужно применять только свежеобожженную и в кусках. Пыль не
применяется, так как разъедает свод печи.
Плавиковый шпат (СаF2) применяют для разжижения густых известковых шлаков. Его присаживают в количестве 1 % от массы шлака. Он повышает жидкотекучесть и активность шлака и тем самым улучшает условия обессеривания жидкого металла. Для регулирования жидкотекучести
шлака в основном мартеновском процессе применяют боксит, который повышает концентрацию Al2О3 в шлаке. Боксит дешевле плавикового шлака,
его расход составляет 0,5 % от массы металлозавалки.
При кислом процессе плавки для разжижения шлака используют
шамотный бой, который состоит из 60 % SiO2 и 30–35 % Al2О3. При кислой
индукционной плавке для разжижения небольшого количества шлака
используют стеклянный бой. Для окислительного периода процесса выплавки стали используют железную или марганцевую руду, окалину или
газообразный кислород. Железная руда должна содержать большое количество окислов железа и минимальное – кремнезема и фосфора и применяться в кусках определенного размера.
Иногда вместо железной руды применяют окалину: она растворяется
в шлаке, не входя в контакт с металлом, поэтому ее окислительное действие меньше, чем руды. Марганцевая руда применяется при кислом электропроцессе для прекращения восстановления кремния.
Для ускорения окисления углерода и примесей металла во всех процессах выплавки стали может применяться газообразный кислород.
Плавка стали в мартеновской печи
Мартеновский процесс – это способ производства жидкой стали
заданного состава и свойств из передельного чугуна и стального лома
в пламенной регенеративной печи (мартеновской).
Основная задача процесса – удалить из расплава примеси, попадающие из шихты и газовой среды (Р, S, H2, N2, O2 и др.), и довести состав
до требуемого содержания элементов (С, Si, Mn, легирующие элементы).
169
Емкость мартеновских печей составляет от 5 до 500 т. В цехах фасонного литья машиностроительных заводов в основном используют печи
емкостью 5–35 т. Печи емкостью 35–100 т используют для крупного фасонного литья и слитков, печи емкостью более 100 т – для литья слитков.
В мартеновской печи (рис. 32) плавят сталь из шихты, содержащей
стальной лом и чугун в любых соотношениях того или другого компонента. Температурный режим процесса должен обеспечить плавный нагрев
металла до 1 600–1 650 °С.
Рис. 32. Схема работы мартеновской печи: 1 – рабочее пространство; 2 – головка; 3 – вертикальные каналы; 4 – шлаковик; 5 – газовый
регенератор; 6 – насадка; 7 – воздушный регенератор; 8 – вентилятор;
9 – перекидные клапаны
Для создания окислительной среды в печь дополнительно вводят избыток воздуха. Источником тепла является топливо (обычно природный газ), при
горении которого в воздухе (обычном или обогащенном кислородом) образуется факел с температурой 1 850–1 950 оС. Предварительно газ и воздух нагреваются в регенераторах до температуры 1 000–1 200 °С. По теплотворности
топливо для мартеновских печей подразделяют на две группы: газообразное
или жидкое высококалорийное (например, мазут, не требующий подогрева).
В первом случае печь должна иметь четыре регенератора (два – для воздуха,
два – для газа), во втором – два регенератора (только для воздуха). Воздух
нагревают до 1 000–1 200 °С, газ – до 1 000–1 100 °С. Температура плавления в
170
рабочем пространстве – 1 700–1 800 °С (в фокусе горения – до 2 000 °С).
Продукты горения вместе с пылью образуют дымовые газы, которые при
температуре 1 450–1 550 °С поступают в регенераторы и нагревают насадки регенераторов, а при температуре 500–650 °С уходят в борова дымовой
трубы.
На боровах установлены перекидные клапаны для попеременного
изменения направления газа, воздуха и дымовых газов.
Для загрузки шихты и флюсов и обслуживания печи во время плавки
в передней стенке печи имеются 3–5 рабочих (завалочных) окон, через них
же производится слив шлака; в задней стенке печи – летка для выпуска
жидкой стали.
Процесс плавки стали в мартеновской печи состоит из следующих
операций: заправки печи, загрузки шихты и ее плавления, окисления
(кипения), перегрева, доводки и раскисления, выпуска стали.
Основной мартеновский процесс. Заправка печи осуществляется
нанесением на поврежденные участки футеровки основных огнеупорных
материалов (магнезит и обожженный доломит). Продолжительность
заправки – 10–15 мин, тепловая нагрузка – около 70–80 % от максимальной
в процессе плавки. По окончании заправки сталевыпускную летку заделывают магнезитовым порошком.
Шихта содержит до 30 % передельного чугуна, 10–15 % стальной
стружки, остальное – стальной лом и возврат собственного производства.
При расчете шихты исходят из того, чтобы содержание кремния было
минимальным (он потом вводится при доводке и раскислении). Содержание марганца составляет ≈ 1 %, углерода – на 0,3–0,6 % больше требуемого
в стали, фосфора – не более 0,3 %, серы – до 0,05–0,06 %.
Повышенное содержание углерода и определяемая им доля передельного чугуна в шихте необходимы для обеспечения нормального кипения (в период раскисления). Окисление компонентов металла начинается
уже во время нагрева шихты. Шихта контактирует с окислительной атмосферой печи, и протекают реакции (1)–(3).
На подину загружают сначала легковесный чистый лом (10–25 %
от общей массы), затем известняк, прогревают 20 мин, после чего загружают
чугун. Таким образом, загрузка частично совпадает с периодом нагрева.
Время загрузки зависит от садки печи. Для печи с садкой 30 т продолжительность загрузки составляет ≈ 1 ч. Общее время плавки стали в мартене –
8–10 ч.
Для ускорения процесса плавления воздух обогащают кислородом,
применяя сводовые топливно-кислородные горелки. Металл реагирует
с кислородом по реакциям (1), (4), (7), (10).
По окончании расплавления проводят экспресс-анализ стали. Если
углерода недостаточно, добавляют чугун. Шлак в окислительный период
171
должен быть активным, т. е. содержать много FeO. Добавляют известняк,
боксит и железную руду. Для дефосфорации по реакциям (17)–(19) требуется высокое содержание FeO и CaO в шлаке.
Дефосфорация совпадает с началом периода окисления углерода, т. е.
кипением. Чем интенсивнее кипение, тем лучше протекает дефосфорация.
Время дефосфорации – примерно 1 ч. Кип происходит как за счет кислорода железной руды, так и за счет передачи кислорода из газовой фазы через
шлак в металл. Далее чистый кип без введения руды.
Закись железа из шлака постепенно вырабатывается, и создаются
условия для десульфурации, основность шлака доводят до 2,2–3,5, идут
реакции (20), (21). На первом этапе раскисление осуществляют ферросплавами (Fe–Si, Fe–Mn) и совмещают с доводкой химического состава стали
до требуемого.
При выплавке легированных сталей никель вводят с шихтой, хром
в виде феррохрома вводят во время доводки после первого этапа раскисления, ферромолибден – в период дефосфорации, а марганец – после первого
этапа раскисления.
Второй этап раскисления проводят во время выпуска металла в ковш
путем подачи на желоб дробленого Fe–Si (ФС75). Для окончательного раскисления в ковш вводят Al в количестве 0,8–1,2 кг/т.
Особенности кислого процесса плавки. Футеровка печи кислая,
подина из кварцевого песка. В связи с тем что при кислом процессе невозможно удалить серу и фосфор, содержание их в шихте должно быть минимальным.
Отличительной особенностью кислого процесса, по сравнению с основным, является низкая окислительная способность шлака и в результате
более низкая концентрация кислорода в металле.
Применяются два варианта кислого процесса мартеновской плавки:
кремнийвосстановительный (пассивный) и с ограниченным восстановлением кремния (активный). При кремнийвосстановительном (пассивном)
процессе кремний восстанавливается из шлака и пода и переходит в металл в количестве достаточном для получения (без дополнительного введения раскислителей) спокойной стали, содержащей 0,25 % Si и более.
Если одновременно с кремнием восстанавливается марганец, то процесс
называется кремнемарганцевовосстановительным.
При активном процессе количество восстанавливаемого кремния составляет около 0,10–0,12 %. Активным этот процесс называется потому,
что, в отличие от пассивного, здесь принимают специальные меры, ограничивающие восстановление кремния. Практически это осуществляется
путем систематического введения в печь железной руды или окалины, что
приводит к повышению окислительной способности шлака и снижению
его температуры (а для восстановления кремния нужна высокая темпера172
тура). Аналогично действует добавка в шлак извести. На выпуске сталь
раскисляют алюминием.
Применение и технико-экономические показатели мартеновской
плавки. Мартеновским процессом можно выплавлять все марки углеродистых, мало- и среднелегированных сталей для фасонных отливок. Выплавку высоколегированных сталей предпочтительнее производить в электрических печах.
Мартеновский процесс рациональнее использовать для крупных
отливок. Чаще сталь выплавляют в основных мартеновских печах и реже
в кислых. В кислой стали неметаллические включения образуются на основе
SiO2, а в основной – на основе Al2O3. Этим, по всей вероятности, и объясняется разница в свойствах кислой и основной стали.
Важным преимуществом мартеновской плавки является высокая
удельная реакционная поверхность ванны (отношение 1 м2 поверхности
ванны к 1 м3 объема ванны).
Плавка стали в двухванных сталеплавильных печах
Созданию современных двухванных печей предшествовали освоение
метода интенсификации мартеновского процесса кислородом, разработка
конструкций фурм для подачи кислорода в ванну, а также конструкций
топливокислородных горелок. Существенным обстоятельством, ускорившим процесс широкого распространения двухванных печей, явились трудности обслуживания и ремонта регенеративных насадок мартеновских
печей, работающих с продувкой ванны кислородом.
Двухванные печи (рис. 33) представляют собой плавильные агрегаты
с двумя ваннами, двумя головками, двумя вертикальными каналами, двумя
шлаковиками и системой боровов и перекидных клапанов. Идея двухванной печи заключается в следующем: в то время как в одной ванне происходит продувка металла кислородом, в другой – твердая шихта (металлолом, добавочные материалы) подогревается за счет тепла газов, отходящих
от первой ванны (см. рис. 33, стрелками показано направление движения
газов). Производительность печи при таком методе работы возрастает.
При содержании в шихте более 65 % жидкого чугуна двухванные
печи могут работать без расходования топлива. Если же по условиям производства в печь загружают лома больше, чем соответствует по балансу
тепла, то недостаток тепла должен быть скомпенсирован подаваемым топливом. Тепловой баланс зависит также от состава чугуна, главным образом
от содержания в нем кремния.
В двухванные печи топливо подают с помощью газокислородных горелок, установленных в своде и торцах печи. Плавка в двухванной печи
длится около 4 ч (каждые 2 ч из одной из ванн выпускают сталь). В зависимости от качества шихты, организации ее подачи и скорости загрузки
173
одна двухванная печь дает в сутки 4–8 тыс.т стали (более 1 200 тыс. т стали
в год).
Двухванные печи расходуют на 1 т стали 70–75 м3 кислорода и 3–4 кг
огнеупоров. Расход топлива определяется составом шихты (главным образом
расходом и составом чугуна).
Рис. 33. Схема двухванной печи: 1 – газокислородные
фурмы; 2 – кислородные фурмы; 3 – факел газокислородной фурмы; 4 – шлаковики; А – положение фурмы
в период доводки; Б – положение фурмы в период
подогрева скрапа
Таким образом, достоинствами двухванных печей являются:
 высокая производительность;
 более низкий (по сравнению с мартеновскими печами) расход огнеупоров и меньшая трудоемкость ремонтов;
 возможность размещения печей в существующих мартеновских цехах.
Конвертерные процессы производства стали
Конвертерные процессы производства стали с донным воздушным дутьем. Сущность конвертерных процессов на воздушном дутье
(бессемеровского и томасовского) заключается в том, что залитый в плавильный агрегат (конвертер) чугун продувают снизу воздухом; кислород
воздуха окисляет примеси чугуна, в результате чего он превращается
в сталь. Тепло, выделяющееся при окислении, обеспечивает нагрев стали
до температуры выпуска (~ 1 600 °С).
Бессемеровский и томасовский конвертеры представляют собой сосуд грушевидной формы, выполненный из стального листа с футеровкой
изнутри. Футеровка бессемеровского конвертера кислая (динасовый кирпич), томасовского – основная (смолодоломит). Сверху – горловина для
174
заливки чугуна и выпуска стали. Снизу к кожуху крепится отъемное днище с воздушной коробкой. Дутье – воздух, подаваемый в воздушную коробку под давлением 0,30–0,35 МПа, поступает внутрь конвертера через
фурмы, имеющиеся в футеровке днища. Цилиндрическая часть конвертера
охвачена опорным кольцом; к нему крепятся цапфы, на которых конвертер
поворачивается вокруг горизонтальной оси.
Стойкость днища бессемеровского конвертера составляет 15–25 плавок,
томасовского – 50–100 плавок, после чего их заменяют. Стойкость остальной
футеровки у томасовского конвертера – 250–400 плавок, у бессемеровского – 1 300–2 000 плавок [9].
П л а в к а в б е с с е м е р о в с к о м к о н в е р т е р е. В конвертер
заливают бессемеровский чугун (состав, %: 0,7–1,25 Si; 0,5–0,8 Mn;
3,8–4,4 С; < 0,06 Р; < 0,06 S) при температуре 1 250–1 300 ºС и продувают
его воздухом в течение 10–15 мин. За время продувки окисляются углерод,
кремний и марганец чугуна и из образующихся окислов формируется кислый шлак.
Железо окисляется по реакции (1). Кремний и марганец окисляются кислородом по реакциям (4), (7), а также закисью железа по реакциям (14), (15).
Температура металла увеличивается, и затем начинает выгорать углерод по реакциям (10) и (16), что сопровождается выделением из горловины конвертера пламени, образующегося от догорания СО:
СО + ½О2 = СО2.
К концу продувки пламя спадает, и можно приступать к доводке
металла и его раскислению.
Недостающее количество углерода вводится с ферромарганцем, содержащим до 7 % С. Одновременно идет доводка по марганцу и раскисление по реакции (23). Перед выпуском или во время него вводят сначала
Fe–Si, а затем алюминий. Сталь раскисляется по реакциям (22) и (24).
Общая длительность плавки составляет 20–30 мин. Поскольку шлак
кислый (состав, %: 55–65 SiO2; 15–25 FeO; 15–20 MnO), при плавке не удаляются сера и фосфор.
П л а в к а в т о м а с о в с к о м к о н в е р т е р е. Для образования
основного шлака в конвертер загружают известь (12–18 % от массы металла),
заливают томасовский чугун (состав, %: 1,6–2,0 Р; 0,2–0,6 Si; 0,8–1,3 Mn;
не более 0,08 S; 2,8–3,3 С), имеющий температуру 1 180–1 250 °С, и ведут
продувку воздухом в течение 16–22 мин. За это время окисляются углерод,
марганец и кремний; в формирующийся основной шлак удаляются фосфор
и сера. Продувку заканчивают, когда содержание фосфора в металле снизится до 0,05–0,07 %, после чего металл выпускают в ковш, куда предварительно вводят раскислители.
175
Общая длительность плавки составляет 25–40 мин. Состав конечного
шлака, %: 16–24 P2O5; 42–45 СаО; 5–10 SiO2; 8–15 FeO; 7–10 MnO. Благодаря высокому содержанию Р2О5 этот шлак используют в качестве удобрения [9].
Достоинства бессемеровского и томасовского процессов – высокая
производительность, простота устройства конвертера, отсутствие необходимости применять топливо, малый расход огнеупоров. Недостаток – повышенное содержание азота в стали, что ведет к повышенной хрупкости
и склонности стали к старению.
В период с 1955 по 1975 г. бессемеровский и томасовский процессы
и их разновидности были вытеснены кислородно-конвертерными процессами.
Кислородно-конвертерный процесс – это выплавка стали из жидкого чугуна с добавкой лома в конвертере с основной футеровкой и продувкой кислородом сверху через водоохлаждаемую фурму.
В настоящее время этот способ является главным в массовом производстве стали в мире, в том числе в России. Он сохранил достоинства бессемеровского и томасовского способов переработки чугунов:
 передел в сталь идет без расхода топлива, поскольку необходимое
для разогрева металла тепло выделяется за счет экзотермических реакций
выгорания примесей чугуна;
 высокая производительность;
 низкие капитальные и эксплуатационные расходы.
При этом устранены недостатки конвертеров с продувкой чугуна
воздухом: насыщение стали азотом, необходимость иметь в чугунах повышенную концентрацию элементов-теплоносителей (кремния или фосфора). В кислородных конвертерах можно перерабатывать любые типы чугунов. Использование верхнего дутья позволило повысить срок службы
конвертеров.
У с т р о й с т в о к и с л о р о д н о г о к о н в е р т е р а. Конвертер
представляет собой сосуд грушевидной формы (рис. 34), изготовленный из
стального листа толщиной 50–100 мм, футерованный изнутри огнеупорным материалом. Цилиндрическая часть конвертера охвачена опорным
кольцом. К кольцу крепятся цапфы, на которых конвертер вращается вокруг горизонтальной оси. На одной из цапф (а на большегрузных конвертерах – на обеих цапфах) укреплено зубчатое колесо, связанное с приводом
вращения конвертера. В шлемной части конвертера находится летка для
выпуска стали [8].
Футеровка конвертера двухслойная. Арматурный слой толщиной
около 200 мм, примыкающий к кожуху, делают из магнезитового кирпича.
Рабочий слой толщиной до 700 мм изготавливают из смолодоломитомагнезитового кирпича (60–70 % МgО). Стойкость кладки – 400–800 плавок.
176
Современные конвертеры имеют диаметр 6–7 м и высоту 9–10 м. Вместимость таких конвертеров достигает 300–400 т (глубина металлической
ванны – 1,7 м). Подача кислорода производится вертикальной водоохлаждаемой фурмой длиной до 25 м. К нижней части трубы приваривается
медная головка с одним или несколькими соплами. Головка фурмы находится в зоне наиболее высоких температур (до 2 600 оС), поэтому ее выполняют из меди, которая благодаря высокой теплопроводности обеспечивает быстрый отвод и передачу охлаждающей воде поглощаемого тепла.
Высоту фурмы над ванной можно изменять по ходу плавки; обычно она
увеличивается при росте емкости конвертера и находится в пределах
0,8–3,3 м от уровня ванны в спокойном состоянии.
Рис. 34. Кислородный конвертер: 1 – опорный подшипник; 2 – цапфа;
3 – кожух; 4 – опорное кольцо; 5 – ведомое колесо; 6 – электродвигатель;
7 – опорная станина; 8 – летка
Поднимают и опускают фурму с помощью механизма, сблокированного с механизмом вращения конвертера. Конвертер нельзя повернуть, пока из него не удалена фурма [9].
Ш и х т о в ы е м а т е р и а л ы. Основным шихтовым материалом
кислородно-конвертерного процесса является жидкий чугун. Состав чугунов, перерабатываемых на разных заводах изменяется в широких пределах, %:
3,7–4,6 С; 0,4–2,6 Mn; 0,3–2,0 Si; 0,02–0,08 S; < 0,3 Р.
При излишне высоком содержании кремния возрастает расход извести для ошлакования образующегося SiO2 и увеличивается количество шлака в конвертере, что ведет к росту потерь железа со шлаком, способствует
появлению выбросов и понижению стойкости футеровки конвертера.
Содержание марганца в чугунах находится обычно в пределах
0,7–1,1 %. При более низком его содержании существенно замедляется
177
шлакообразование, так как в первичных шлаках содержится мало закиси
марганца, ускоряющей растворение извести.
Содержание фосфора в чугуне не должно превышать 0,2–0,3 %, поскольку при большем его содержании необходимо осуществлять промежуточный слив шлака во время продувки и наведение нового, что снижает
производительность конвертера.
Поскольку десульфурация металла при плавке в кислородном конвертере протекает недостаточно полно, чугун должен содержать менее
0,04–0,06 % серы [9].
Температура жидкого чугуна, перерабатываемого в кислородных
конвертерах, обычно составляет 1 300–1 450 оС. Применять чугун с более
низкой температурой нежелательно, так как это ведет к холодному началу
продувки и замедлению шлакообразования.
Количество стального лома доходит до 25–27 % от массы шихты.
Основные шлакообразующие материалы – это известь и плавиковый
шпат.
Т е х н о л о г и я п л а в к и. Кислородно-конвертерный процесс
осуществляется следующим образом (рис. 35). В освободившийся от металла
и шлака предыдущего цикла конвертер при помощи крана загружают стальной
лом (рис. 35, а), затем заливают чугун (рис. 35, б); загружают шлакообразующие (рис. 35, в); опускают кислородную фурму и начинают продувку металла
(рис. 35, г); по окончании продувки (16–18 мин) выпускают сталь (рис. 35, д)
и шлак (рис. 35, е). Общая продолжительность цикла – 50–60 мин [8].
За счет вводимого кислорода окисляются избыточный углерод,
кремний, марганец и небольшое количество железа, причем окисление
кремния и марганца заканчивается в первые 3–4 мин продувки. В кислородном конвертере идут реакции (1), (4), (7), (10), (14)–(24). Из образующихся окислов и загружаемой в конвертер извести и других сыпучих формируется шлак, основность которого по мере растворения извести увеличивается и к концу продувки составляет 2,5–3,7. В течение всей продувки из
металла удаляются фосфор и сера.
Образующиеся при окислении пузырьки СО вспенивают металл
и шлак, усиливая их циркуляцию, что ускоряет процессы окисления,
дефосфорации, десульфурации и нагрева металла. Вместе с пузырьками
окиси углерода из металла удаляются растворенные в нем вредные газы –
водород и азот [9]. В результате протекания экзотермических реакций температура металла растет с 1 300 до 1 650 оС, что вполне достаточно для
расплавления стального лома.
Газообразные продукты окисления углерода (СО и немного СО2) покидают конвертер через горловину, образуя высокотемпературный поток
отходящих газов, в котором содержится много (до 250 г/м3) мелкодисперсных частиц Fe2O3. Количество отходящих газов составляет 70–80 м3/т стали.
178
На основании результатов анализа металла и измерения его температуры плавку корректируют по химическому составу или выпускают сталь
в ковш через летку, одновременно вводя в него раскислители и легирующие добавки.
а
б
в
г
д
е
Рис. 35. Порядок операций кислородно-конвертерной плавки
Выплавка легированных сталей в кислородных конвертерах
сопряжена со значительными трудностями из-за окисления большинства
легирующих элементов, а кроме того, при введении их в ковш возможно
значительное охлаждение жидкой стали и неравномерное распределение
элементов в объеме жидкого металла. Не представляет сложности легирование никелем, медью и молибденом вследствие их меньшего сродства
к кислороду, чем у железа. Легирование другими элементами осуществляют
в ковше следующими методами:
 легирование твердыми ферросплавами, которые вводят в ковш
во время выпуска стали из конвертера (иногда часть ферросплавов загружают
на дно ковша перед выпуском и для ускорения их растворения подогревают
газовой горелкой);
 легирование жидкими ферросплавами (предварительно расплавленными в дуговой или индукционной печи). При выпуске стали из конвертера их заливают в ковш;
179
 легирование экзотермическими ферросплавами, которые в виде
брикетов вводят в ковш перед выпуском в него стали (брикеты состоят из
измельченных феррохрома, ферромарганца и др., окислителей, восстановителей и связующих).
П о т е р и м е т а л л а п р и п р о д у в к е состоят из потерь с бурым дымом, с выбросами и выносом капель металла с отходящими газами,
в виде неизбежного угара примесей, с окислами железа шлака и в виде
корольков в шлаке.
Потери с дымом. Бурый дым – это отходящие из конвертера газы
со взвешенными в них мелкодисперсными частичками окислов железа.
Потери железа с бурым дымом составляют 1,0–1,5 % от массы металла
и уменьшаются при сокращении длительности продувки.
Выбросы и вынос капель металла с отходящими газами наблюдаются в период наиболее интенсивного окисления углерода. Для ликвидации
возникших выбросов снижают интенсивность подачи кислорода, что
уменьшает интенсивность образования пузырьков СО и вспенивание ванны, или прибегают к кратковременному подъему фурмы. Общие потери
металла с выбросами составляют около 1 %.
Неизбежный угар примесей. В процессе продувки окисляется весь
кремний, большая часть углерода и марганца чугуна, а также часть железа.
Обычно неизбежный угар составляет 5–6 % от массы продуваемого чугуна. При использовании стального лома неизбежный угар снижается, так
как содержание окисляющихся элементов в ломе меньше, чем в чугуне.
О к и с л ы ж е л е з а, с о д е р ж а щ и е с я в ш л а к е. Потери железа в виде окислов FeO и Fe2O3 составляют 1,0–2,5 % от массы металла
в конвертере и возрастают при увеличении количества шлака и его окисленности.
Корольки в шлаке. Со сливаемым шлаком теряется 0,3–0,5 % железа
в виде корольков – мелких капель, «запутавшихся» в шлаке. Для уменьшения потерь металла в виде корольков следует снижать вязкость шлака.
Т е х н и к о - э к о н о м и ч е с к и е п о к а з а т е л и п р о ц е с с а.
С учетом продолжительности цикла 60 мин при 20 ч работы в сутки и 354 сутках работы в год один конвертер емкостью 400 т производит стали [8]:
400 · 20 · 60 / 60 · 354 = 2 832 000 т/год.
На 1 т стали расходуется:
 кислорода – 45–60 м3;
 огнеупоров – 2,5–15 кг;
 скрапа – до 25 %;
 извести – 5–8 %;
 боксита – 0,5–1,5 %;
образуется 15 % шлака.
180
Анализ калькуляции себестоимости стали показал [8], что ее основную часть составляет стоимость металлической части шихты (чугуна) –
до 86 %; стоимость дополнительных материалов: руда, боксит, известняк –
3 %; расходы по переделу составляют около 19 %, что в 1,5–2,0 раза меньше,
чем при мартеновском производстве.
Выплавка стали в электрических дуговых печах
В электрических печах плавка стали производится за счет теплоты,
получаемой в результате преобразования электрической энергии в тепловую.
В настоящее время для выплавки стали применяют дуговые электропечи, открытые и вакуумные индукционные печи. Основное количество
электростали выплавляют в дуговых печах.
Основные достоинства электропечей заключаются в возможности:
 быстро нагреть металл, что позволяет вводить в печь большое
количество легирующих добавок;
 иметь в печи восстановительную атмосферу и безокислительные
шлаки, что предопределяет малый угар легирующих элементов;
 плавно и точно регулировать температуру металла;
 более полно, чем в других печах раскислять металл, получая его
с низким содержанием неметаллических включений;
 получать сталь с низким содержанием серы.
Современные дуговые электросталеплавильные печи (см. рис. 25, г)
состоят из сложного комплекса механического и электрического оборудования. Дуговые электропечи питаются электроэнергией через понижающий трансформатор, входящий в обязательный комплекс электрооборудования установки. Правильное соотношение между размерами печи и мощностью трансформатора – важнейший фактор, определяющий основные
показатели работы дуговых электрических печей: производительность,
удельный расход электрической энергии и качество выплавляемого металла. В литейных цехах основную массу стали выплавляют в дуговых печах
емкостью 0,5; 1,5; 3,0; 6,0; 12,0, реже 25,0 т. В металлургии стали используют электродуговые печи емкостью до 200 т и более.
В крупносерийном производстве для согласования периодичности
действия дуговых печей с непрерывно действующими формовочными линиями используются печи небольшой емкости.
Устройство дуговой электрической печи показано на рис. 36.
Экономическая эффективность работы электрической печи в значительной степени определяется стойкостью огнеупорной футеровки.
Различные участки печи работают в различных условиях, поэтому для их
футеровки применяются различные типы огнеупорных материалов. Под
и откосы футеруются периклазовыми (MgO) материалами: кирпичом и порошком (с добавкой в качестве связки 10 % каменноугольной смолы). Стены
181
выкладываются хромитопериклазовым кирпичом, а в шлаковом поясе –
периклазоуглеродистым. Свод печи изготавливают из периклазохромитовых, муллитовых огнеупоров, а отверстия для электродов выкладывают
иногда из высокоглиноземистых кирпичей, обладающих высоким электрическим сопротивлением. В качестве теплоизоляционных материалов применяют шамотные легковесные кирпичи, порошок или асбест [8].
Рис. 36. Дуговая электропечь: 1 – механизм наклона; 2 – дверца рабочего окна;
3 – футеровка; 4 – каркас; 5 – стойка; 6 – электрододержатель; 7 – траверса; 8 –
механизм подъема и поворота свода; 9 – шинопровод; 10 – кабельная гирлянда
В цехах крупносерийного конвейерного производства обычно устанавливают 3–4 печи, обеспечивающие металлом один конвейер.
По способу загрузки печи бывают двух типов: с выкатной ванной
и с поворотным сводом. Шихта содержит 55–65 % стального лома и примерно 40 % возврата, 2–3 % передельного чугуна.
Различают основной и кислый процессы. В печах с основной футеровкой получают около 35 % всей стали, выплавляемой в электропечах для
фасонного литья; из них 20 % – высокомарганцовистые стали, 5 % – хромистые и хромоникелевые стали, 10 % – ответственные марки углеродистых и низколегированных сталей.
182
Выплавка стали в основных дуговых печах. Технология плавки
в основной ДСП имеет две разновидности: плавка с окислением примесей
и плавка без окисления, т. е. методом переплава.
П л а в к а с о к и с л е н и е м п р и м е с е й. В процессе плавки
с окислением присаживается железная руда или вводится газообразный
кислород для окисления Si, Mn, P и избыточного углерода. Для снижения
содержания газов и неметаллических включений создается эффект кипения. Задача плавки с окислением – удаление из металла фосфора, серы,
газов, неметаллических включений.
Периоды плавки: заправка; завалка; плавление; окислительный
период; восстановительный период; выпуск стали.
Заправка печи – исправление изношенных и поврежденных участков
футеровки пода. На поврежденные места подины и откосов забрасывают
магнезитовый порошок или же магнезитовый порошок, смешанный с каменноугольным пеком. Длительность заправки – 10–15 мин.
Завалка шихты производится бадьями или корзинами. На дно корзины укладывают мелочь, чтобы защитить подину от ударов, в центре –
крупный лом, по периферии – средний и сверху – оставшийся мелкий лом.
Плотная укладка шихты повышает ее проводимость, обеспечивая устойчивое горение дуги, ускоряя плавление.
Плавление. По окончании завалки электроды опускают почти до касания с шихтой и подают ток. Под действием высокой температуры дуги
шихта под электродами плавится, жидкий металл стекает вниз, накапливаясь в центральной части подины. Электроды постепенно опускаются, проплавляя в шихте «колодцы» и достигая крайнего нижнего положения.
В дальнейшем, по мере увеличения количества жидкого металла
электроды поднимаются, так как автоматические регуляторы поддерживают длину дуги постоянной. Плавление ведут при максимальной мощности
трансформатора (12,5 МВ·А для 25-тонной печи).
Когда электроды проплавят в шихте три «колодца», свод и электроды приподнимают, печь поворачивают сначала в одну сторону на 40о, проплавляют «колодцы» в новых местах, а затем поворачивают печь в другую
сторону на 80о. Таким образом проплавляют девять колодцев, что сокращает время расплавления шихты.
В проплавленные колодцы порциями присаживают известь, чтобы
обеспечить раннее образование шлака и тем самым предохранить расплав
от газопоглощения и науглероживания электродами.
Во время плавления происходит окисление составляющих шихты,
формируется шлак, частично удаляется фосфор.
Продолжительность периода плавления зависит от мощности трансформатора и составляет от 1,1 до 3,0 ч. Расход электроэнергии за время
плавления – 400–480 кВт·ч/т.
183
К концу расплавления шихты шлак содержит, %: 45 CaO; 26 SiO2;
11 MgO; 3,5 Al2O3; 5,5 MnO; 4,5 FeO; 0,8 Fe2O3; 0,25 P2O3. Основность шлака
равна 1,7.
Окислительный период. В этот период плавки снижают содержание
фосфора до 0,015–0,020 %; уменьшают содержание водорода, азота и неметаллических включений; нагревают металл до температуры, большей температуры выпуска стали.
После отбора первой пробы металла присаживают в печь прокаленную железную руду (≈ 1 % от садки) и через 10 мин скачивают 60–70 %
шлака (со шлаком удаляется окисленный фосфор). В печь присаживают
1–1,5 % от веса садки свежеобожженной извести и нагревают металл
до 1 540 °С, снова присаживают железную руду и известь, затем спускают
шлак. Длительность периода 30–90 мин.
Восстановительный период начинается после скачивания окислительного и наводки известкового шлака. Проводят десульфурацию, доводят химический состав до заданного, создают благоприятные условия для
раскисления, удаления газов и неметаллических включений. Всё это решается параллельно. Реакции закиси железа с кремнием, марганцем и алюминием являются источником загрязнения стали, что ухудшает пластические
свойства металла.
Раскисление металла возможно двумя методами:
 присадкой раскислителей в металл;
 присадкой раскислителей на шлак с целью раскисления последнего.
В электрической печи возможно снижение содержания FeO до 0,5 %,
следовательно, в металле будет не более 0,005 % кислорода [6].
Недостатком диффузионного раскисления является его продолжительность (не менее 1 ч).
Длительность восстановительного периода – 40–100 мин. За 10–20 мин
до выпуска проводят, если необходимо, корректировку сплава на содержание кремния, вводя ферросилиций. Конечное раскисление проводят алюминием, вводя его в ковш в количестве 0,4–1,0 кг алюминия на 1 т стали.
По ходу плавки в экспресс-лаборатории контролируют изменение состава
металла и шлака, измеряют температуру металла термопарами погружения.
Продолжительность периодов плавки: плавления – 1,1–3,0 ч; окисления – 0,5–1,5 ч; восстановления – от 40 до 100 мин.
П л а в к а б е з о к и с л е н и я п р и м е с е й. Шихта составляется
из отходов с низким содержанием фосфора. В процессе плавки руда или
кислород не присутствуют, кипение металла отсутствует. Этот метод наиболее рационален при выплавке легированных сталей с использованием
в шихте легированного лома и отходов. Отсутствие окислительного периода
позволяет в максимальной степени сохранить легирующие элементы, содержащиеся в шихте. Для получения заданного состава требуются мини184
мальные присадки легирующих добавок, компенсирующие угар при расплавлении. Ориентировочно величины угара при расплавлении составляют:
Элемент Al
Ti
Si
V
Mn
Cr
W
Угар, % 100 80–90 40–100 15–20 15–25 10–15 5–15
После расплавления шлак, как правило, не скачивают. Раскисление,
десульфурацию и легирование проводят так же, как при плавке с окислением примесей.
Выплавка стали в кислых дуговых печах. Кислая футеровка обладает большей термостойкостью по сравнению с основной, что является ее
важным преимуществом в условиях литейных цехов, работающих с перерывами в одну или в две смены. Кроме того, пониженная отражательная
способность кислого шлака уменьшает тепловую нагрузку на футеровку.
По этим причинам стойкость футеровки кислых дуговых печей выше, чем
основных. Теплопроводность кислых огнеупоров ниже, чем основных, что
способствует уменьшению тепловых потерь. Стоимость кислых огнеупоров в 2–2,5 раза ниже, чем основных. Влияние шлака на металл в кислых
печах менее существенно, чем в основных. Поэтому глубина ванны в кислых
печах больше, чем в основных, при том же диаметре ванны. В результате этого тепловой КПД кислых печей выше, чем основных. Этим объясняется широкое использование кислых дуговых печей в сталелитейных цехах [8].
Кислый процесс более производительный, так как отсутствуют операции дефосфорации и десульфурации. Он широко применяется для углеродистых и низколегированных сталей.
Состав шихты следует подбирать таким образом, чтобы содержание
фосфора и серы в ней было ниже, чем в готовой стали, на 0,01 %, поскольку удалить их в процессе плавки не удается.
Шихту рассчитывают так, чтобы содержание углерода в металле по
расплавлении превышало среднее содержание углерода марочного состава
на 0,1–0,2 % (для повышения содержания углерода вводят кокс, электродный бой или чугун).
Марганец и железо восстанавливаются только из окислов, растворимых в шлаке, а кремний – как из SiO2, растворенного в шлаке, так из SiO2
футеровки.
Период расплавления сопровождается окислением кремния, марганца, железа и углерода. Доля образующегося при этом шлака невелика, поэтому для улучшения защиты расплавляемого металла от окисления и растворения газов объем шлака увеличивают добавкой сухого песка, шлака
предыдущей плавки или формовочной смеси. В конце периода расплавления шлак имеет следующий состав: 40–50 % SiO2; 15–30 % FeO; 10–30 %
MnO; 2–6 % Al2O3; 5–15 % прочих оксидов.
185
В окислительный период в кислой электропечи происходит нагрев
металла до необходимой температуры, окисление избыточного углерода
и частичная дегазация металла. Углерод окисляется за счет закиси железа,
присутствующей в шлаке. В случае вялого кипения ванны в печь присаживают железную руду небольшими порциями (≈ 0,2 % от массы металла) [6].
Кипение металла способствует выравниванию температуры во всем
объеме ванны и удалению газов. Затем шлак сгущают присадкой песка
и начинают восстановительный процесс.
Раскисление проводят в две стадии силикомарганцем или Fe–Si,
а при выпуске стали – алюминием.
При кремневосстановительном процессе содержание восстановленного кремния доводят до 0,2 %. При этом требуется только раскисление
в ковше алюминием.
Главный недостаток кислых печей – невозможность удаления серы
и фосфора из металла.
Применение электродуговых печей. В настоящее время наиболее
распространенной для фасонных отливок является выплавка стали в электродуговых печах. Практически в электродуговых печах кислым или основным процессом может быть выплавлена любая углеродистая или легированная сталь, используемая для машиностроительных отливок.
Электродуговая сталеплавильная печь может быть остановлена или
пущена в эксплуатацию в любое время и при любом режиме работы. Однако не рекомендуется использовать эти печи в дуплекс-процессе или при
работе на режиме, при котором требуется выпуск жидкой стали несколькими порциями. Выдержка в электрической печи и подогрев стали изменяют ее химический состав, особенно при неглубокой ванне [9].
Наиболее рационально использование электродуговой печи как плавильного агрегата с разовой выдачей выплавленной стали в один ковш.
Технико-экономические показатели выплавки стали в электродуговых печах. Важным техническим показателем процесса электроплавки является расход электроэнергии на 1 т стали. Теоретически он должен
в среднем составлять около 340 кВт·ч. Практически, в зависимости от типа
печи, сорта стали, характера процесса и т. д., расход электроэнергии
колеблется в широких пределах: от 500 до 1 000 кВт·ч на 1 т.
Технико-экономические показатели основного и кислого процессов
существенно отличаются друг от друга. Некоторые из них для печей средней емкости при выплавке углеродистых, мало- и среднелегированных
сталей приведены в табл. 41 [9].
К мероприятиям, улучшающим технико-экономические показатели
процесса плавки стали в электродуговых печах и повышающим его конкурентоспособность, относятся: увеличение мощности трансформаторов, ведение плавки на одном шлаке, применение кислорода, электромагнитное
186
перемешивание, вдувание порошкообразных смесей и др. Например, вдувание в расплавленную сталь в струе кислорода смеси извести и плавикового шпата (в соотношении 8 : 2) в течение 6–10 мин позволяет снизить
в стали содержание фосфора с 0,07 до 0,01 %. Удельный расход кислорода
при этом составляет 4–5 м3/т, расход извести и плавикового шпата – соответственно до 20 и 6,5 кг/т. В других случаях для науглероживания стали
применяют вдувание смеси пылевидного графита и кокса.
Таблица 41
Технико-экономические показатели плавки в электродуговых печах
Показатель
Средняя продолжительность плавки, ч
Средняя стойкость свода, количество плавок
Средняя стойкость стен, количество плавок
Количество ремонтов в месяц
Расход огнеупорного кирпича, кг/т
Расход электроэнергии, кВт·ч/т
Процесс
основной
кислый
4
3,2
20
120
50
110
3
1,5
97
17
750
620
Технология плавки стали в открытых индукционных печах
Индукционные печи (см. рис. 25, в) представляют собой тигель
из огнеупорного материала (кислого, основного или нейтрального), окруженного витками медного, полого, водоохлаждаемого индуктора, по которому течет ток. Вода, охлаждающая индуктор, отводит теплоту, которая
возникает в нем в результате потерь от проходящего по нему тока, а также
теплоту, передаваемую индуктору от нагреваемого металла. Ток высокой,
средней или промышленной (50 Гц) частоты напряжением 150–2 000 В
подводится к индуктору и создает вокруг него переменное магнитное поле.
Этот магнитный поток в шихте (вторичная цепь) вызывает появление электродвижущей силы, под влиянием которой в металле возникают переменные токи, нагревающие и расплавляющие металл. На поверхности металла
плотность тока достигает максимума и снижается от краев к середине тигля.
«Вытеснение» тока на поверхность металла обусловливает явление
поверхностного эффекта – куполообразное поднятие уровня жидкого
металла. Чем выше частота тока, тем больше этот эффект, тем большей
высоты должны быть тигли.
Заправка осуществляется после осмотра тигля перед каждой плавкой. Завалка шихты производится в таком порядке [2]: на дно тигля закладывают стружку в количестве до 4 % от массы садки, на стружку – мелкую
часть шихты, а на мелочь – ферросплавы. После этого производят завалку
остальной части шихты. Крупные куски помещают вертикально и как
можно плотнее. Куски шихты не должны быть выше витков индуктора,
чтобы интенсивнее проходила плавка. По окончании завалки печь вклю187
чают в работу. В процессе расплавления необходимо следить за тем, чтобы
не было зависания кусков шихты. Если есть зависшие куски, их надо осадить. Время расплавления шихты зависит от компактности ее укладки.
Процесс выплавки стали сводится к завалке в тигель строго подобранной шихты, расплавлению, раскислению и выпуску стали в ковш.
Особенностью плавки в индукционной печи является наличие в ней
холодного неактивного и вязкого шлака. Температура шлака при индукционной плавке обычно ниже температуры металла, поэтому здесь шлак,
в отличие от других сталеплавильных процессов, играет относительно пассивную роль, обменные металлургические реакции между шлаком и металлом также имеют ограниченное значение. При индукционной плавке
характер процесса обусловливается только особенностями контакта
и взаимодействия расплава с футеровкой и атмосферой печи [3].
Существенным преимуществом процесса является непрерывное перемешивание металла под воздействием магнитных силовых потоков, что
способствует ускорению процессов диффузии, дегазации и выносу неметаллических включений из стали в шлак. Поскольку температура шлака
в печи обычно ниже температуры металла, рафинирование стали в этих
печах затруднено и в них лучше переплавлять чистую от вредных примесей шихту. В качестве шихты используют отходы сталей (прокат, обрезь,
мелкие литники и др.). При выплавке стали в кислой индукционной печи
шихту составляют из неокисленных материалов с минимальным содержанием серы и фосфора. При выплавке в основных печах требования к шихте
менее жесткие, так как можно провести процессы дефосфорации и десульфурации.
При основной плавке на мелкую шихту засыпают около 5 % извести.
После расплавления основной массы шихты (80–95 %) берут пробу метала
на химический анализ. При плавке в основном тигле происходит частичная
дефосфорация металла в ходе расплавления шихты. Для предотвращения
восстановления фосфора шлак скачивают и наводят новый. После расплавления шихты подводимую мощность снижают до 30–40 % от максимальной мощности, чтобы не допустить перегрева, и приступают к раскислению и легированию [6].
Ферросплавы присаживают в следующем порядке: основное количество Fe–W, Fe–Cr, Fe–Mo вносят в завалку, при корректировке их добавляют
за 20 мин до выпуска стали; Fe–V, Fe–Mn, Fe–Si присаживают за 7–10 мин
до выпуска. При этом Fe–V вносят в последнюю очередь (для уменьшения
угара). Алюминий и титан вводят перед выпуском или в ковш. Угар:
W ≈ 2 %; Mn, Cr, V – 5–10 %; Si – 10–15 %, Ti ≈ 70 % (вводиться может
непосредственно в ковш).
В табл. 42 представлены характеристики индукционных печей, наиболее часто применяемых в литейных цехах.
188
Таблица 42
Характеристики индукционных печей типа ИСТ [2]
Емкость тигля, т Мощность трансформатора, кВт Расчетная производительность, т/ч
0,10
0,055
0,06
0,100
0,16
0,106
0,16
0,25
0,159
0,1
0,212
0,32
0,224
0,25
0,50
0,380
0,32
0,240
0,40
0,50
0,465
1,0
0,80
0,710
2,5
1,750
2,40
6,0
2,100
Индукционные печи являются экономичными плавильными агрегатами: они позволяют выплавлять средне- и высоколегированные стали при
минимальных потерях легирующих элементов.
Следует иметь в виду, что при выплавке стали, содержащей большое
количество вольфрама, ферровольфрам вводят в тигель при наличии в нем полукислого магнезиально-кремнеземистого или кислого шлака. Это объясняется тем, что окисел вольфрама WO3 является кислотным и при основном шлаке
в последний перейдет значительное количество дорогостоящего вольфрама.
Для предупреждения потерь такого легкоокисляющегося элемента,
как титан, на поверхности наводится шлак из окиси кальция и кремнезема
при соотношении CaO : SiO2 = 3–4.
Интересной особенностью процесса, в отличие от мартеновской
плавки и плавки в электродуговых печах, является также и то, что температура металла достигает максимальных значений не у поверхности,
а в нижней части тигля. Поэтому расплавление тугоплавких и тяжелых легирующих здесь происходит быстрее и с меньшими потерями, а в стали они
распределяются равномернее за относительно более короткий промежуток
времени. Этому в значительной степени способствует и электродинамическое перемешивание. Индукционная плавка с точки зрения возможности
регулирования температуры металла является наиболее управляемой [3].
Относительная легкость управления температурным режимом плавки способствует протеканию многих физико-химических процессов в желаемом направлении, что особенно важно при выплавке специальных сталей и сплавов для сложных и тонкостенных отливок. Основной тенденцией
развития электроплавильных индукционных печей является увеличение их
емкости. В связи с этим изыскивают соответствующую конструкцию агрегата, огнеупоры, выбирают рациональную электрическую мощность и т. д.
189
Особенности технологии вакуумной индукционной плавки. В настоящее время многие отливки нельзя получить, не применяя вакуумной
плавки или внепечной вакуумной обработки расплавленного металла. Это
прежде всего относится к большой номенклатуре фасонных отливок
из жаропрочных, нержавеющих, магнитных и других сталей. Жаропрочные
сплавы, выплавленные в вакууме, как правило, характеризуются значительно большей, чем выплавленные в обычных условиях, длительной
прочностью. Применение вакуума при выплавке нержавеющих сталей существенно повышает их антикоррозионную стойкость и стойкость против
межкристаллитной коррозии. При выплавке в вакууме улучшаются свойства трансформаторной и магнитной стали.
Вакуумирование позволяет значительно улучшить литейные свойства
специальных сплавов и высоколегированных сталей, склонных к окислению (ввиду наличия в них легкоокисляющихся элементов) и образованию
значительного количества окисных плен.
Качество стали, выплавленной и разлитой в вакууме, выше, чем выплавленной обычными способами, но подвергнутой впоследствии вакуумированию. Плавку в вакууме можно производить в индукционных, электродуговых и электроннолучевых печах. Значительное распространение
в производстве получают вакуумные высокочастотные печи для выплавки
сталей и сплавов с очень малым содержанием газов и вредных примесей
(отличающихся высокой упругостью паров) [3].
Технологическая схема индукционно-вакуумной печи приведена на
рис. 25, е. Периоды плавки: загрузка шихты; откачка печи до рабочего давления; расплавление; доводка и рафинирование металла; выпуск; чистка тигля.
З а г р у з к а ш и х т ы. Особые требования предъявляются к чистоте
поверхности кусков шихты. Для удаления окалины с поверхности кусков
их подвергают дробеструйной очистке или очистке в галтовочном барабане. Шихта должна быть строго известного состава. Ферросплавы прокаливают для удаления адсорбированной влаги.
Р а с п л а в л е н и е. Печи закрывают, включают систему откачивания воздуха (создается разрежение 3·10–3 мм рт. ст.), затем подают ток.
При бурном закипании металла подводимую мощность снижают.
Время плавления составляет ≈ 75 % всего времени плавки.
Д о в о д к а м е т а л л а. Для десульфурации на дно тигля загружают
шлакообразующую смесь (90 % СаО + 10 % CaF2). Десульфурация проходит
во время плавления, и уже через 2–5 мин после расплавления степень десульфурации составляет 70–80 %. Конечное содержание серы – 0,002–0,003 %.
Время выдержки металла в вакууме – 20–30 мин. Время плавки – около 6 ч
на твердой шихте.
Небольшие размеры индукционных печей позволяют размещать их
в герметичных камерах относительно небольшого объема, в которых можно
190
осуществлять плавление металла при разрежении. Разработаны конструкции установок периодического или непрерывного действия. На рис. 37
приведена схема двух вариантов установок вакуумной индукционной
плавки периодического действия [8].
а
б
Рис. 37. Схема вакуумных индукционных печей: а – с наклоняющимся тиглем;
б – поворотная с закрепленной изложницей
Емкость печей периодических установок не превышает нескольких
сот килограммов. Установки полунепрерывного типа значительно сложнее, но они позволяют производить плавку в печах емкостью несколько
десятков тонн металла [8].
Выплавленный в вакуумной печи металл разливают также в вакууме.
Такой металл отличается высокой жидкотекучестью благодаря отсутствию
окисных пленок на его поверхности.
Электрошлаковый переплав
Процесс электрошлакового переплава (ЭШП) был разработан в Институте электросварки им. Е. О. Патона. Практическое распространение
метода началось с 1958 г., когда на Запорожском металлургическом заводе
вступила в строй первая в мире промышленная установка ЭШП.
На установках одних типов переплав осуществляют с расходуемым
электродом, на других – с нерасходуемым электродом. Существо процесса
остается при этом неизменным: капли металла проходят через слой жидкого
шлака.
Нерасходуемые электроды, используемые для поддержания требуемой
температуры в шлаковой ванне, бывают графитовые или металлические
водоохлаждаемые.
Расходуемые электроды получают, предварительно выплавляя металл нужного состава в обычном сталеплавильном агрегате (чаще в дуго191
вой сталеплавильной печи) и разливая его на слитки или непрерывнолитую
заготовку [3].
Метод электрошлакового переплава используют для получения качественных сталей. Схема процесса ЭШП приведена на рис. 25, ж. Переплавляемая сталь, полученная в обычных печах, в виде расходуемого электрода погружается в ванну жидкого электропроводного шлака, который
наводят в водоохлаждаемом кристаллизаторе путем расплавления шлаковой смеси непосредственно в кристаллизаторе или заливки жидкого шлака,
приготовленного в специальной печи.
Переменный или постоянный электрический ток, пропускаемый
по электроду и шлаку, поддерживает шлак в расплавленном состоянии
(Т = 1 600–1 800 ºС), вследствие чего расходуемый электрод плавится.
Капли металла, стекающие с конца электрода, проходят через слой химически активного шлака, очищаются от неметаллических включений
и вредных примесей. Под слоем шлака накапливается ванна жидкого металла,
который постоянно затвердевает в виде слитка. Процесс может осуществляться периодически, что позволяет применять его для отдельных отливок
или непрерывно для получения слитков. Сплав может как кристаллизоваться в кристаллизаторе, так и переливаться в форму. В процессе переплава на боковой поверхности слитка образуется шлаковая корочка (гарнисаж), обеспечивающая естественную тепловую и электрическую изоляцию
от кристаллизатора и гладкую чистую поверхность слитка. Кристаллизация
слитка (отливки) исключает развитие в затвердевшем металле ликвации,
горячих трещин, усадочных раковин, осевой пористости; уменьшается
количество неметаллических включений.
Десульфурация и дефосфорация достигают 60–85 % [7].
Методом ЭШП можно получать слитки массой 10, 20 т и более.
В Германии работает крупнейшая печь ЭШП для слитков массой 160 т со
скоростью наплавки слитка 2 800–3 500 кг/ч.
Недостатком ЭШП является невозможность организовать в открытом агрегате удаление водорода. В настоящее время разрабатываются конструкции установок, позволяющих организовать электрошлаковый переплав в герметизированной камере.
Получение и применение отливок из кремнистых сталей
Все показатели свойств легированных сталей регламентированы
ГОСТ 977–88, а также ГОСТ 21357–87 на литейные хладостойкие стали,
применяемые для механизмов машин, работающих в условиях низких
температур. Низколегированные стали применяют как конструкционный
материал, выдерживающий не только статические, но и динамические нагрузки. Высоколегированные стали применяются как коррозионностойкие,
жаростойкие, жаропрочные и износостойкие стали. В целом области при192
менения легированных сталей регламентированы ГОСТ 977–88, в котором
указано основное свойство той или иной стали и соответствующие области
применения. Среди отливок, проявляющих приведенные выше свойства,
можно назвать: турбинные лопатки, клапаны гидравлических прессов, арматуру крекинг-установок, т. е. детали, подвергающиеся ударным нагрузкам; детали, работающие в морской воде, – гребные винты; детали, работающие под нагрузкой при температуре до 700 °С; детали установок для
химической, нефтяной и автомобильной промышленности; детали двигателей, производимых авиационной промышленностью и т. д.
Кремний до 5 % растворяется в цементите, что способствует повышению прокаливаемости сталей. В хромистых сталях кремний не способствует прокаливаемости, так как не растворяется в карбидах хрома. В зависимости от содержания кремния стали можно разделить на три группы –
низко-, средне- и высоколегированные.
Низколегированная кремнистая сталь должна иметь определенное
соотношение по содержанию кремния и углерода, чтобы обеспечить при
нагреве в условиях термообработки аустенитное строение, а при последующем охлаждении – соответствующую степень дисперсности продуктов
распада аустенита. При одновременном увеличении содержания С и Si
сверх определенных критических значений возможны распад карбидов
с выделением свободного графита и получение так называемого черного
излома в стали с низкими механическими свойствами. Наиболее часто
применяют сталь следующего химического состава [7], %: 0,1–0,2 С; 1,0 Si
и 0,4–0,5 С; 1,4–1,6 Si (рис. 38, черные прямоугольники).
α-Fe
Рис. 38. Составы кремнистых сталей
Низкоуглеродистая кремнистая сталь имеет повышенный предел
текучести и прочности по сравнению с аналогичной углеродистой сталью,
а наличие феррита в структуре обеспечивает хорошую пластичность. При
193
одинаковом пределе прочности пластичность и ударная вязкость у кремнистой стали примерно в 1,5 раза больше, чем у углеродистой. При изменении температуры механические свойства изменяются так же, как у углеродистой стали, сохраняя несколько бóльшую величину пластичности.
В зависимости от термообработки высокоуглеродистая кремнистая сталь
имеет различные свойства. Так, двойная нормализация с последующим
отжигом увеличивает предел текучести и пластичность стали по сравнению с отливками, подвергающимися только отжигу [4, 7] (рис. 39). Высокоуглеродистая кремнистая сталь характеризуется большим сопротивлением износу, особенно в пыльной атмосфере.
а
б
в
Рис. 39. Строение высокоуглеродистой кремнистой стали (0,46 % С; 1,48 % Si):
а – отливка без термообработки (литая структура); б – отливка после нормализации; в – отливка после двойной нормализации и отжига
При увеличении содержания кремния до 3–5 % повышаются электросопротивление и магнитная проницаемость стали. Это является основным специальным свойством, которое определяет применение этих сталей
для деталей электрических машин, работающих в условиях минимальных
потерь на гистерезис и большой магнитной проницаемости. Однако для
фасонных отливок эта сталь имеет ограниченное применение, в основном
как трансформаторная.
При дальнейшем повышении содержания кремния образуется непрерывный ряд твердых растворов железа и кремния. Но, как показывает
рентгенографическое исследование литых сплавов Fе–Si, при содержании
кремния 12–14 % скачкообразно прекращается замещение атомов железа
атомами кремния и образуются интерметаллические соединения типа FemSin
(силициды). При этом наблюдается значительное повышение антикоррозионных свойств. Высоколегированные кремнистые стали противостоят коррозии
во всех кислотах, в том числе в соляной, при добавлении в сталь 3–4 % молибдена. Кроме того, силициды обладают высокой твердостью (до 500 НВ),
благодаря которой эти стали имеют высокое сопротивление износу.
Литейные свойства кремнистых сталей. Повышение содержания
кремния снижает температуру плавления стали, достигающую при 16–18 % Si
194
и 0,5–0,6 % С около 1 190 °С. Температура заливки кремнистых сталей
колеблется в широких пределах: от 1 600 °С при 1 % Si и 0,1–0,2 % С
до 1 220–1 270 °С при 16–18 % Si и 0,5–0,6 % С. При увеличении концентрации Si до 1,5 % линейная усадка стали возрастает до 2,5 %. При дальнейшем увеличении содержания кремния основное влияние на усадку оказывает углерод. В низкоуглеродистых кремнистых и высоколегированных
сталях она меньше, чем в углеродистых при том же содержании углерода.
При 0,25–0,4 % С и 15 % Si отливки склонны к образованию горячих трещин,
при С = 0,4–0,65 % – к развитию усадочных раковин, а при С > 0,65 %
выделяется графит в виде спели, увеличивается пористость отливок, снижаются антикоррозионные свойства (рис. 40) [7].
Рис. 40. Влияние углерода на литейные свойства
кремнистых сталей: 1 – горячие трещины; 2 – большая
усадка; 3 – нет выделения графита; 4 – мелкое зерно;
5 – графитовая спель
Повышение содержания Si значительно снижает теплопроводность
стали, что увеличивает объем концентрированных усадочных раковин.
В связи с трудностью удаления прибылей для высоколегированных кремнистых сталей применяют систему установки прибыли и питания отливки,
аналогичную для отливок из ковкого чугуна, например подвод стали к отливке через прибыль.
Основная трудность в производстве отливок из кремнистых сталей –
получение отливок без напряжений и трещин. Чтобы не было напряжений
и трещин, нужно уделять основное внимание правильной конструкции отливки, методам ее охлаждения в форме и после выбивки. Частым дефектом
отливок из кремнистых сталей являются газовые раковины.
Повышение газосодержания в кремнистых сталях связано с большим
поглощением водорода и азота, вносимых ферроматериалами, которые, как
и шихта, требуют контроля по влажности и прокалке перед внесением
в печь, а жидкая сталь не должна долго задерживаться в печи или в ковше.
195
При производстве отливок из кремнистых сталей не рекомендуется применение внутренних холодильников и жеребеек [7, 9].
Особенности получения отливок из сталей, легированных
молибденом, вольфрамом, ванадием, титаном и медью
Особенностью молибдена, вольфрама, ванадия и титана является то,
что они относятся к карбидообразующим элементам и поэтому способствуют повышению прочностных свойств стали. Влияние меди на повышение прочности стали обусловлено дисперсионным твердением. Однако повышение прочности не всегда является основной целью легирования
карбидообразующими элементами. При определенных условиях они могут
повышать ударную вязкость и понижать температуру хладноломкости стали, что особенно важно для отливок, работающих в условиях Севера при
температурах от минус 40 до минус 60 °С.
При легировании указанными элементами сталь приобретает и ряд
других специальных свойств. Молибден благотворно влияет на повышение
прокаливаемости, предела текучести стали, а также улучшает обрабатываемость отливок. Главными факторами влияния молибдена, определяющими его применение, являются понижение чувствительности стали
к хрупкости отпуска и повышение сопротивления ползучести. В связи с этим
молибденовые стали применяют как жаропрочные для производства различных типов котлов и в турбостроении. Достаточно ввести в углеродистую
сталь 0,2–0,4 % молибдена, чтобы повысить сопротивление ползучести.
Для повышения механических свойств в сталь вводят до 0,5–0,9 %
хрома и 0,1–0,2 % ванадия. Такие стали, как 12МХЛ, 20МХЛ, 35МХЛ,
20ХМФЛ, применяют для цилиндров паровых и газовых турбин и сопловых коробок, корпусов клапанов и др. [7].
Поскольку содержание молибдена и других элементов в стали невелико, то ее литейные свойства в основном определяются содержанием углерода. Однако жидкотекучесть молибденовых сталей несколько ниже,
чем жидкотекучесть углеродистых сталей при том же количестве углерода.
Незначительное в связи с этим повышение температуры заливки стали
уменьшает брак по включениям и течи при гидравлических испытаниях
отливок из молибденовых сталей. Для создания лучшей герметичности
в отливках, увеличивают и размер прибылей. Возникновение и развитие
горячих трещин в отливках из сложнолегированных молибденовых сталей,
например 20ХМФЛ, определяется отношением между величиной напряжений, возникающих в результате торможения усадки, неравномерностью
охлаждения различных частей отливки и прочностью стали. При получении мелкой равноосной структуры в отливке, путем снижения неметаллических включений в стали, развития предусадочных расширений в стали
в процессе затвердевания отливки, можно понизить величину линейной
196
усадки и повысить трещиноустойчивость в интервале температур образования горячих трещин. Большое влияние на указанные характеристики
оказывают точность химического состава стали, соблюдение технологии
режима выплавки стали, ее раскисления и разливки.
Наиболее перспективными для применения ванадиевых сталей являются отрасли, производящие продукцию для эксплуатации в условиях
низких температур. Это тракторо- и вагоностроение, автомобилестроение
(производство большегрузных автомобилей), теплогазоснабжение (детали
и узлы магистральных газопроводов), металлургическое машиностроение
и др. [7]. Особенно эффективно применение унифицированных сталей повышенной прочности наиболее массового назначения: 20ФЛ, 20Г1ФЛ,
30ХГСФЛ, 20ХГНФТЛ и 45ФЛ. Использование указанных сталей и разработка новых с применением ванадия позволяет повысить срок службы
литых деталей в условиях Севера, снизить их массу, а также заменить
дорогостоящие стали, содержащие никель и молибден.
Вольфрам может входить в состав легированных сталей в качестве
основного или дополнительного легирующего элемента. Так, для изготовления режущего литого инструмента применяют сталь следующего химического состава, %: 0,7–0,8 С; 18 W; 4 Cr; 1 V; 0,3 Mo. Кроме того, вольфрам
вводится в жаропрочную сталь ЗХ17Н22В6Б6 (В – вольфрам, Б – ниобий),
сталь аустенитного класса, применяемую для изготовления деталей газовых турбин.
Работы по развитию применения литого инструмента направлены на
получение необходимой твердости либо в сыром состоянии, либо при отпуске с температур 600–620 °С. Хороший инструмент должен иметь твердость не менее 62–64 HRC и быть достаточно устойчивым при работе. Высокая твердость достигается за счет первичного и вторичного мартенсита
и дисперсионного твердения, наблюдающихся при распаде остаточного
аустенита при отпуске. Изготовление литого инструмента при достижении
необходимых свойств после отпуска связано с получением в литом состоянии структуры мартенсита и ледебурита, а также некоторого количества
остаточного аустенита. Отливки в литом состоянии имеют сложные карбиды, расположенные в виде ледебуритной эвтектики по границам первичных кристаллов. Получение мелких и благоприятно расположенных
карбидов уже в сыром состоянии является одним из основных требований
при получении литого инструмента. Важным условием получения требуемых свойств в литой структуре отливки является обеспечение большой
скорости затвердевания. В тонкостенных отливках затвердевание должно
быть таким, чтобы сетка карбидов не получила развитие, т. е. отливка
должна охлаждаться с большой скоростью. Интересно отметить, что мелкая
карбидная сетка в литом инструменте не снижает его режущих свойств, в то
время как в кованых инструментах наличие такой сетки недопустимо [4, 7].
197
Кроме надлежащей структуры необходимо обеспечить точность размеров инструмента. Поэтому его лучше получать в металлических или
комбинированных формах, а также методом точного и центробежного литья.
Литейные свойства вольфрамовых и молибденовых сталей.
Вольфрамовая сталь, имеющая втрое меньшую теплопроводность по сравнению с углеродистой, склонна к образованию концентрированных усадочных раковин больших размеров, поэтому следует обращать внимание
на правильную установку прибылей, а также применять наружные
холодильники при получении отливок в песчаных формах. Следует проводить подвод металла снизу по заливке и не подводить питатели при получении инструмента к его режущим кромкам. При получении отливок
в песчаной форме необходимо обеспечить высокую плотность набивки,
а заливку стали следует производить из поворотного ковша, создавая
небольшую высоту падающей струи металла вследствие высокой плотности вольфрамовых сталей. Температура стали при заливке должна быть
по возможности низкой, особенно при получении сложных отливок,
склонных к образованию горячих трещин. Вместе с положительным влиянием молибдена и вольфрама на свойства сталей необходимо отметить их
дефицитность и дороговизну, поэтому в ряде случаев эти элементы могут
быть заменены ванадием [7].
Литейные свойства ванадиевых и титановых сталей. Введение
ванадия в сталь позволяет измельчить структуру при первичной кристаллизации и получить более равномерное строение по толщине стенки отливки в процессе термообработки. Ванадий, как сильно карбидообразующий элемент, соединяясь с углеродом в специальные карбиды, препятствует выделению сульфидов или других неметаллических включений.
Особенно значимо введение ванадия в виде карбонитридов. Карбонитриды ванадия обусловливают дисперсионное упрочнение стали,
измельчение зерна аустенита и в целом зерна окончательной структуры
в отливке, при этом повышается ударная вязкость и снижается хладноломкость. Положительное влияние ванадия на свойства стали проявляется при
его содержании 0,09–0,15 %.
Наряду с ванадием другим доступным и недорогим карбидообразующим элементом, применяемым для легирования сталей, является титан.
Известно, что до 80 % ванадиевых сталей получают с применением конвертерного ванадиевого шлака. Из шлака одновременно с ванадием в металл переходит до 0,01–0,03 % титана. В связи с этим целесообразно
рассмотреть влияние титана на структуру и свойства стали.
Если атомная доля азота в стали больше атомной доли титана, то образуется карбонитрид титана с очень малым содержанием углерода. Если
же атомная доля титана больше таковой для азота, в стали могут образоваться три титаносодержащие фазы – сульфидная и две карбонитридные.
198
Состав и дисперсность карбонитридных частиц в стали определяются
наличием нескольких возможных интервалов выделения фаз. Чем ниже
температура выделения карбонитридной фазы, тем больше доля углерода
в ее составе и меньше размер частиц. В сталях для отливок целесообразно
иметь не более 0,03 % Тi, так как большее его содержание может привести
к охрупчиванию из-за возможного образования крупных сульфидов и нитридов по границам зерен. Целесообразность применения титана, вводимого во многие конструкционные стали, определяется его способностью связывать азот и выводить его из твердого раствора, измельчать зерно аустенита, а также уменьшать склонность к росту зерна при нагреве в условиях
термической обработки сталей, предотвращать или ограничивать образование крупных дендритов при первичной кристаллизации стали в отливке.
Известно влияние титана как раскислителя и успокоителя стали. Однако
повышение содержания титана более 0,5 % приводит к появлению по границам аустенитных зерен сульфидов и карбидов титана, неравномерному
распределению нитридов в объеме отливки, что снижает пластичность
и ударную вязкость сталей [7, 8].
Литейные свойства ванадиевых и титанистых сталей практически
не отличаются от свойств углеродистых сталей, поэтому не требуют изменений в технологии получения отливок из этих сталей. Экспериментально
доказано, что жидкотекучесть ванадиевых сталей не ухудшается при изменении содержания ванадия от 0,05 до 0,9 %, относительный объем усадочных раковин в отливках снижается от 2,7 % из стали 20Л до 2,1 % из стали
20ФЛ. Снижает ванадий и трещиноустойчивость, особенно образование
горячих трещин в тонкостенных и протяженных отливках при его содержании в пределах 0,09–0,15 %.
Литейные свойства медистых сталей. Медь вследствие своей способности к дисперсионному твердению является ценным легирующим
элементом. Медистая сталь может применяться для массивных отливок
или отливок такой сложной конфигурации, которые не допускают резкого
охлаждения при термообработке, а также для тонкостенных отливок, подверженных короблению.
Выделяющиеся из пересыщенного раствора частицы меди или богатой ею фазы блокируют плоскости скольжения кристаллитов и повышают
прочность стали. Растворимость меди в твердом растворе феррита при
температуре нагрева до 650 °С составляет 0,35–0,4 %, а при 850 °С –
1,0–1,5 %, т. е. при охлаждении до температуры 600 °С из твердого раствора
может выделиться определенное количество меди в виде дисперсионных
частиц, равномерно распределенных в объеме отливки. Выделение меди
упрочняет феррит, поэтому наибольший эффект влияния меди при дисперсионном твердении получается в стали с низким содержанием углерода.
При концентрации углерода менее 0,2 % даже в массивных отливках можно
199
получить высокие механические свойства. Для усиления влияния меди
в сталях с повышенным содержанием углерода в ее состав можно ввести
такие сильно карбидообразующие элементы, как хром, молибден, титан
и др. При этом можно получить гамму комплексных составов сталей, сочетающих свойства упрочненного медью феррита с блокирующим влиянием
соответствующих карбидов [4, 7].
Медь увеличивает прокаливаемость стали. Для отливок обычно применяют низколегированные медистые стали, дополнительно легированные
как карбидообразующими, так и ферритоупрочняющими элементами.
Из низколегированных можно выделить Cu–Мn–Si и Cu–Сr–Ni стали. Они
обладают хорошей жидкотекучестью, высокой прочностью и пластичностью, малой склонностью к образованию горячих трещин.
Для отливок, подвергающихся сложной динамической нагрузке,
применяют высокоуглеродистые медистые стали следующего состава, %:
1,3–1,6 С; 0,85–1,1 Si; 0,7–0,9 Мn; 1,5–2,0 Сu; 0,4–0,5 Сr; не более 0,1 Р
и 0,06 S. Высокое содержание углерода в этой стали обеспечивает хорошую
жидкотекучесть, а также образование углерода отжига при термообработке,
повышающего циклическую вязкость стали, которая гасит колебания в отливке, возникающие при знакопеременной нагрузке (коленвалы мощных
дизелей).
Для отливок выхлопных клапанов и клапанных колец двигателей,
работающих под ударами и высокой температуре газов, применяют высокоуглеродистую Сu–Сr–W сталь следующего состава, %: 1,2–1,4 С; 0,3–0,5 Si;
0,3–0,5 Мn; 1,5–2,0 Сu; 2,5–3,5 Сr; 14–17 W.
Даже при низкой концентрации медь повышает практическую и истинную жидкотекучесть. Особенно жидкотекучесть возрастает при высоком содержании углерода. Линейная усадка конструкционных медистых
сталей определяется содержанием углерода. При концентрации углерода
до 0,2 % медистые стали умеренно склонны к образованию горячих трещин, а при увеличении его содержания возрастает склонность сталей к напряжениям и холодным трещинам.
Небольшие коленчатые валы отливают обычно вертикально в сырых
или сухих песчаных формах. Крупные целесообразно отливать горизонтально, устанавливая на фланцах и щеках вала прибыли. При высоком
содержании вольфрама в стали необходимо проводить мероприятия, характерные для отливок из вольфрамовых сталей.
Особенности выплавки марганцовистых сталей
В конструкционных низко- и среднелегированных сталях свободных
карбидов марганца не образуется, но атомы марганца могут замещать атомы железа в цементите, и поэтому в структуре присутствуют карбиды типа
(Fe, Mn)3С. Содержание марганца в карбиде зависит от его концентрации
200
в стали, а также углерода. В низкоуглеродистых сталях количество марганца в карбиде относительно выше, чем в высокоуглеродистых.
Марганец тормозит процесс превращения аустенита, и он протекает
медленнее, чем в углеродистых сталях. В результате структура сталей перлитного класса получается тем дисперсней, чем выше содержание марганца. В зависимости от содержания марганца и углерода структура может
изменяться в широких пределах: от перлитной до аустенитной, как следует
из структурной диаграммы (рис. 41) для случая охлаждения отливки
на воздухе [7]. Для отливок, охлаждающихся в форме, границы соответствующих областей диаграммы переместятся несколько вверх и вправо, т. е.
в сторону бóльших концентраций марганца и углерода.
Рис. 41. Структурная диаграмма марганцовистых сталей:
I – аустенитные; II – мартенситные; III – перлитные
В зависимости от содержания марганца все марганцовистые стали
можно разделить на низко-, средне- и высоколегированные. Низколегированные марганцовистые стали при резком охлаждении отливки, вследствие
более дисперсной структуры и меньшей критической скорости закалки
по сравнению с углеродистой сталью, способны давать предел прочности
1 000–1 180 МПа при толщине стенок отливки до 70 мм. При этом должно
соблюдаться определенное соотношение между содержанием марганца
и углерода. Наиболее часто стали содержат 0,2–0,3 % С и 1,7–1,9 % Mn.
Марганец способствует растворимости углерода в железе, что при
длительных выдержках в условиях термической обработки приводит
к росту зерна и неравномерности свойств в отливках. Поэтому проводят
двойную термообработку отливок, что удорожает процесс. По этой причине такие стали дополнительно легируют другими элементами, например:
кремнием, хромом, молибденом, ванадием, никелем. Эти элементы упрочняют сталь, улучшают прокаливаемость и способствуют равномерности
распределения свойств в отливках. На рис. 42 показано влияние ванадия
201
на улучшение строения марганцовистой стали. Среднелегированная марганцовистая сталь содержит до 5 % марганца. Такая сталь имеет высокое
сопротивление износу и может применяться для отливок с толщиной
стенок до 100 мм.
а
в
б
г
Рис. 42. Влияние ванадия (0,12 %) на улучшение строения марганцовистой стали (0,35 % C; 1,07 % Mn): а – в сыром состоянии; б – после нормализации без ванадия; в – в сыром состоянии; г – после нормализации
В чистых сплавах системы Fe–Mn устойчивое однофазное аустенитное строение получается при 30 % Mn и более. В сталях, где в составах
имеется углерод, способствующий повышению устойчивости аустенита,
однофазное строение может получиться при следующем условии: чем ниже содержание марганца, тем ниже содержание углерода. При его повышении для получения однофазной аустенитной структуры должно быть
повышено и количество марганца. Примером такой аустенитной стали
является сталь 110Г13Л.
Выплавка стали 110Г13Л. Эту сталь, в отличие от других высоколегированных сталей, используют только для фасонных отливок.
Она может быть выплавлена в любом из применяемых в литейном
производстве плавильном агрегате. Независимо от способов плавки в стали 110Г13Л (при обеспечении требуемого содержания основных компонентов) должно содержаться минимальное количество закиси марганца
и железа [9, 10].
П л а в к а в о с н о в н о й м а р т е н о в с к о й п е ч и. При выплавке стали в основной мартеновской печи шихта составляется из передельного чугуна, в котором не должно быть больше 0,10–0,12 % Р и стального лома; количество чугуна и стального лома подбирают из расчета получения в первой пробе стали ≈ 0,45 % углерода.
Кипение расплава поддерживается вводом в печь железной руды.
Скорость выгорания углерода в период чистого кипения – 0,2–0,7 %/ч.
Основность шлака – 2,2–2,6.
202
После получения в стали не менее 0,15 % С в печь вводят Fe–Mn из
расчета получения не менее 0,4 % Mn, затем подогретый доменный ферросилиций из расчета 10–12 кг/т. Ферросилиций не добавляют при использовании
силикомарганца. Шлак покрывают слоем молотого бессернистого кокса из
расчета 1,5–2,0 кг/т стали. Затем в печь для легирования вводят подогретый
ферромарганец в количестве 260 кг/т стали. После перемешивания и растворения ферромарганца шлак и металл раскисляют боркальком (60 % алюминиевого порошка и 40 % извести) в количестве 20,0 кг/т стали. Во время диффузионного раскисления боркальком прекращают подачу в печь топлива и воздуха.
Шлак перед выпуском металла из печи должен иметь основность
2,6–3,2 и содержать не менее 40 % СаО и не более 12 % MnO.
Получение заданного количества кремния в стали достигается присадкой ферросилиция (45 % Si) из расчета 5–6 кг/т стали (на желоб во время выпуска стали), окончательное раскисление алюминием (0,8–1,0 кг/т стали).
П л а в к а в д у г о в о й п е ч и. При выплавке стали в электрической дуговой печи основным компонентом шихты является чистый стальной лом. Дефицит углерода компенсируется за счет вводимого в печь электродного боя. После расплавления и прогрева металла до высоких температур в печь забрасывают сухую железную руду (≈ 8 кг/т металлозавалки)
[6, 10]. Последующие добавки железной руды вводят отдельными порциями в моменты снижения интенсивности кипения, вес их определяется
емкостью печи и принятым технологическим процессом.
Вместе с рудой вводят свежую обожженную известь или известняк.
Скорость окисления углерода обычно составляет 0,3–0,8 %/ч. Кипение
расплава проводят до получения в стали 0,08–0,12 % С и не более 0,03 % Р.
Сплав перемешивают. Окислительный шлак скачивают полностью.
Новый шлак наводят введением в печь шлакообразующей смеси, содержащей 40 % извести, 40 % молотого электродного боя и 20 % плавикового шпата.
Предварительно на зеркало металла загружают молотый ферросилиций. Последующие порции шлаковой смеси не содержат электродного боя,
вместо него вводят в 2 раза больше ферросилиция.
Необходимое количество ферромарганца вводят в сталь кусками весом не более 10 кг только после ее предварительного раскисления наведенным шлаком и по достижении достаточной жидкоподвижности шлака.
После введения ферромарганца расплав перемешивается и шлак раскисляется смесью, состоящей из извести, плавикового шпата, молотого кокса
или электродного боя. Кроме того, расплав дополнительно раскисляется
ферросилицием или алюминием с боркальком (60 % Al + 40 % CaO).
Легирование ферромарганцем производят в несколько приемов (4–5)
с обязательным механическим перемешиванием, желательно 25 % расчетного количества ферромарганца заменить силикомарганцем.
203
После ввода каждой порции ферромарганца шлак раскисляют смесью
указанного выше состава с добавлением в нее молотого ферросилиция
(ФС75) в количестве 5–7 кг/т стали. Шлак после этого должен быть белым
и легко рассыпающимся в порошок. Затем более высокая степень раскисления достигается введением в печь в 2–4 приема боркалька (5–10 кг/т стали).
После введения боркалька следует выдержка расплава (не менее 25 мин)
при плотно закрытой заслонке рабочего окна, затем тщательное перемешивание расплава и отбор контрольных проб стали и шлака. Содержание
в шлаке MnO и FeO не должно превышать соответственно 3,0 и 1,5 %.
При необходимости производят корректировку содержания углерода
и марганца в стали. Температура выпуска стали из печи – 1 480 °С. Перед
выпуском шлак разжижают CaF2. Окончательное раскисление стали производится алюминием.
Температура стали в разливочном ковше не должна превышать
1 440–1 450 °С. Разливочный ковш должен быть перед выпуском стали
прокален (температура ковша должна быть менее 500 °С).
Разливку стали по формам производят не позже чем через 5–7 мин
после наполнения ковша [3, 10].
Выплавка хромистых сталей
Хромовосстановительный вариант основного мартеновского
процесса рассчитан на эффективное использование хрома, содержащегося
в шихтовых материалах. Для этого нужно соблюдать следующие условия:
 интенсивно плавить шихту и окислять углерод с максимальной
скоростью;
 количество шлака должно быть минимальным (60–80 кг/т стали),
расход извести – 4,5–5,5 %, в том числе до 2 % в завалку;
 основность шлака в начале кипения – 1,4–1,8, в конце кипения –
2,0–2,5;
 шлак в процессе плавки не скачивается, поэтому содержание фосфора должно быть минимальным;
 при производстве среднеуглеродистой стали шихта должна содержать 0,4–0,5 % Si, а после расплавления – около 1,1 % С.
При выплавке хромистых сталей, когда используют хромсодержащие отходы, плавку ведут в печи с максимальной тепловой нагрузкой
и принимают меры для снижения количества засасываемого воздуха.
К концу плавления снижают содержание углерода до 0,01–0,02 % (продувкой
воздухом или техническим кислородом), затем быстро раскисляют шлак
ферросилицием (ФС45), одновременно вводят в печь обожженную кусковую известь, что приводит к снижению содержания окиси хрома в шлаке
с 30–45 % до 5–10 %. За 1,5–2,0 ч до выпуска по результатам экспрессанализа на хром производят расчет феррохрома, который нужно дополни204
тельно внести. На желобе сталь раскисляют ферросилицием (ФС45),
в ковше – алюминием. Потери хрома значительно сокращаются, если использовать шихту с добавлением 30–40 % низкоуглеродистых отходов.
При выплавке сталей, содержащих титан, ферротитан вводят в ковш.
При этом угар Ti составляет ≈ 50 %.
Выплавка хромоникелевых и хромоникельмолибденовых сталей
в основных электродуговых печах. Шихтовые материалы должны
быть чистыми от ржавчины. Содержание углерода должно превышать
на 0,45–0,50 % его содержание в готовой стали. Содержание марганца
должно составлять 0,6–0,7 %. При выплавке стали с никелем содержание его
в шихте должно на 0,15 % превышать нижний предел содержания никеля
в готовой стали.
Перед загрузкой шихты в печь на подину вводят около 1 % извести.
Дополнительно известь (1–2 % от металлозавалки) вводят в печь во время
расплавления шихты. После ее расплавления в печь вводят ферромолибден. Чтобы обеспечить кипение расплава, в печь подают железную руду
(≈ 1 % от завалки). Скорость выгорания углерода во время кипения составляет 0,008–0,10 %/мин. Через 10–15 мин после начала кипения скачивают
≈ 2 3 шлака и вводят в печь 1,0–1,5 % извести и железной руды. Кипение
заканчивается, когда скорость выгорания углерода – не менее 0,006 %/мин
и в стали содержится на 0,03–0,05 % углерода меньше нижнего предела его
содержания в готовой стали. Чистое кипение должно продолжаться не менее 15 мин.
После проверки качества стали по технологической пробе (брусок на
изгиб) и получения удовлетворительных результатов скачивают окислительный шлак, в сталь вводят ферромарганец из расчета получения в стали
0,3 % Mn, а затем наводят шлак из извести и плавикового шпата. Образовавшийся шлак раскисляют смесью СаО, CaF2 и молотого древесного угля
или кокса. После посветления шлака в раскисляющую смесь вводят молотый ферросилиций (ФС45 или ФС75).
В раскисленную сталь вводят феррохром, после чего шлак вновь раскисляют молотым углем, или коксом, или ферросилицием, через 15–20 мин
после введения Fe–Si. Через 15 мин после введения феррохрома производят анализ и корректировку химического состава стали для получения заданного содержания хрома. Перед выпуском стали из печи шлак должен
быть белым и рассыпчатым. Металл выдерживают под белым шлаком
от 20 мин до 1 ч. В случае необходимости ферротитан вводится в сталь
за 10–15 мин до ее выпуска, алюминий в количестве 0,7–1,0 кг/т вводится
в печь за 1–2 мин до выпуска или при выпуске в ковш.
При выплавке высоколегированной стали Х18Н9Л и Х18Н9ТЛ в основных дуговых печах методом переплава шихта состоит из 60–70 % отходов
этих же сталей и 30–40 % отходов низкоуглеродистых сталей, содержащих
205
не более 0,1 % С. При завалке на подину печи загружают мелкую обрезь,
известь (50 кг/т завалки) и фторид кальция (10 кг/т завалки). После расплавления в стали должно быть 0,09–0,10 % С. При большем содержании
углерода его концентрация может быть понижена вдуванием в сталь сжатого воздуха или кислорода. Шлак скачивают. Наводят новый шлак, содержащий CaO и CaF2. Шлак раскисляют ферросилицием (ФС45) и молотым
древесным углем. За 30–40 мин до выпуска на шлак дают силикокальций,
а за 15 мин до выпуска – ферротитан. Время рафинирования – 1 ч 20 мин –
1 ч 30 мин.
Разливка стали
Разливка – заключительная операция технологического процесса
сталеварения и любого другого процесса плавки. Ответственность этой
операции состоит в том, что от ее режима и тщательности проведения
зависит не только сохранение свойств металла, полученных в процессе
плавки, но и кристаллизация отливок, следовательно, и их качество.
При выборе режима заливки необходимо учитывать химический
состав стали, толщину стенок и вес отливок, материал формы (металлические, полупостоянные или разовые, сухие или сырые), особенности конструкции литниковых систем и т. д. Высокая температура при разливке
обеспечивает минимальную микропористость отливки, уменьшает трещины
и повышает механические свойства [6].
При наиболее низкой температуре (1 460–1 480 °С) разливается высокомарганцовистая сталь 11Г13Л, которая плавится при 1 340 °С и обладает при этом удовлетворительной жидкотекучестью. При перегреве эта
сталь окисляется; образовавшиеся окислы марганца при соприкосновении
с материалом формы и стержня образуют легкоплавкие силикаты, которые
способствуют образованию сильного пригара. Кроме того, в отливках
из перегретой стали образуется столбчатая структура, что отрицательно
сказывается на прочности и износоустойчивости отливок и увеличивает
склонность к образованию трещин [9].
Выпуск стали в разливочный ковш, заполнение ею форм и изложниц
должны протекать в условиях, которые бы исключили значительные потери теплоты, окисление металла и попадание в него неметаллических включений. С особой тщательностью следует производить разливку легированных сталей, содержащих легкоокисляющиеся и испаряющиеся элементы.
При производстве фасонных стальных отливок из одного сталеразливочного ковша приходится с перерывами заливать большое количество
форм. При заливке тонкостенных отливок первостепенное значение имеет
температура жидкой стали, которая в зависимости от условий разливки,
состава стали и характера отливок может изменяться в значительных
(до 100 °С) пределах. В большинстве случаев температура стали при разливке
206
должна быть на 80–100 °С выше температуры ликвидуса. Однако в каждом
конкретном случае выбор температуры разливки должен уточняться исходя из особенностей принятого технологического процесса. От установленной температуры разливки и особенностей технологии изготовления отливок зависит скорость разливки [3].
Сталеразливочные ковши. С т о п о р н ы е к о в ш и. В большинстве случаев разливку стали производят из ковшей с отверстием в дне, которое запирается стопором; реже для разливки используют чайниковые
или обычные ковши.
При заливке форм из стопорного ковша истечение стали регулируют
с учетом того, чтобы уровень в литниковой воронке оставался постоянным. Если производят заливку изложниц, то необходимо обеспечивать
одинаковую скорость подъема стали в них. И в том и в другом случае
необходимо, чтобы расход стали из ковша был неизменным.
Выпускное отверстие стопорных ковшей выполняют в огнеупорном
стаканчике (вставном или стаканчике-насадке), который устанавливают
в огнеупорную футеровку дна. При выборе минимального диаметра стаканчика следует иметь в виду, что в процессе разливки площадь отверстия
стаканчика не остается постоянной, а размывается жидкой сталью, при
этом тем больше, чем больше для данной скорости разливки емкость ковша. По этой причине, чтобы расход стали был одинаковым, приходится
прибегать к торможению струи пробкой стопора.
При выплавке и разливке легированных сталей, особенно в тех случаях, когда значительное количество легирующих элементов вводят
в сталь во время выпуска металла из плавильной печи, необходимо обратить особое внимание на равномерное распределение их в объеме ковша.
При очень большом количестве легирующих элементов, вводимых в ковш,
практикуется выдержка жидкой стали в ковше или перелив ее во второй
ковш для лучшего перемешивания.
Выпуск стали в разливочный ковш сопровождается заметной потерей теплоты и понижением температуры. Часто разница между температурой стали перед выпуском из плавильной печи и температурой в ковше
сразу же после его заполнения достигает 80–100 ºС. Да и в объеме ковша
может быть значительный температурный перепад, зависящий от условий
предварительного разогрева ковша, толщины огнеупорной кладки, степени
ее изношенности и толщины слоя шлака на поверхности стали. Значительное влияние на температуру жидкой стали оказывают продолжительность разливки и применяемые в условиях конвейерного производства
переливы стали из большого стендового (первого) ковша в небольшие разливочные. Это не может не сказаться на характере физико-химических
процессов, продолжающихся в объеме жидкой стали и на границе «металл –
шлак» [3].
207
Д в у х с т о п о р н ы е к о в ш и. Ковш для разливки стали представляет собой выполненный из стальных листов футерованный сосуд,
имеющий форму усеченного конуса, расширяющегося кверху (рис. 43).
Емкость ковшей составляет 5–480 т; помимо жидкой стали ковш должен
вмещать немного шлака (2–3 % от массы металла), который предохраняет
металл от быстрого охлаждения во время разливки.
Рис. 43. Общий вид двухстопорного сталеразливочного ковша:
1 – рычажный механизм стопора; 2 – огнеупорная пробка;
3 – стакан с отверстием для выпуска стали; 4 – цапфа; 5 – кожух
Кожух ковша изготовляют сварным из листовой стали толщиной до
30 мм. Среднюю часть кожуха опоясывают снаружи массивным стальным
кольцом, к которому крепят две цапфы. За эти цапфы ковш поднимают
крюками сталеразливочного крана. Для того чтобы ковш не мог самопроизвольно перевернуться, цапфы крепят несколько выше его центра тяжести. Отношение диаметра кожуха к высоте – 0,75–0,90; конусность стен –
3–3,5 % [9].
Сталеразливочные ковши подразделяют на ковши с футеровкой
из шамотного кирпича и с монолитной футеровкой, а также на ковши
со стопорным устройством и ковши с шиберными затворами.
К о в ш и с ф у т е р о в к о й и з ш а м о т н о г о к и р п и ч а наиболее распространены. Футеровка стен состоит из арматурного слоя кирпича, примыкающего к кожуху, и рабочего, соприкасающегося с жидким
металлом и шлаком; днище ковша выкладывают кирпичом в 3–5 рядов.
Толщина футеровки стен в нижней части ковша должна быть больше, чем в верхней, так как здесь она более длительное время находится под
воздействием жидкого металла.
Арматурный слой футеровки служит 12–18 мес. Рабочий слой изнашивается, его заменяют после разливки 10–18 плавок. Расход ковшевого
кирпича составляет 5–12 кг/т стали [9].
208
К о в ш и с м о н о л и т н о й ф у т е р о в к о й. Арматурный слой
и днище таких ковшей выкладывают из шамотного кирпича, а рабочий
слой выполняют из монолитной кремнеземистой массы.
Стакан вставляют в днище ковша в специальный гнездовой кирпич.
Стакан имеет форму усеченного конуса с отверстием для струи жидкого
металла. Изготавливают стаканы из магнезита и шамота.
Стопор служит для закрытия и открытия отверстия стакана. Он представляет собой металлический стержень диаметром 40–60 мм, защищенный от воздействия жидкой стали и шлака шамотными трубками. Нижний
конец стержня имеет нарезку, на которую навинчивают огнеупорную
пробку (обычно из высокоглиноземистого шамота). Для подъема и опускания стопора служит стопорный рычажный механизм. Стакан и стопор
служат одну разливку, после чего их заменяют.
Литниковые системы для стальных отливок
В отличие от серого чугуна, сталь имеет низкие литейные свойства.
Усадка стали может достигать 5 %. Сталь плохо заполняет литейную
форму. С понижением температуры сталь теряет жидкотекучесть, становится вязкой, имеет склонность к трещинообразованию. Всё это необходимо учитывать при проектировании литниковой системы для стальных
отливок.
Литниковая система должна отвечать следующим требованиям:
 минимальная протяженность литниковых каналов и наименьшая
поверхность охлаждения;
 рассредоточенная установка питателей в тонких частях отливки
и усиленное охлаждение толстых частей;
 заливка формы через заполненные каналы.
Питатели следует подводить к отливке следующим образом: к мелким и средним – по разъему формы; к крупным – комбинированно, т. е.
питатели располагают на разной высоте. В этом случае заливка формы
начинается через нижние питатели, а заканчивается через верхние, что
обеспечивает направленную кристаллизацию отливки снизу вверх.
Литниковая система для стальных отливок не должна создавать дополнительного торможения усадки и увеличивать внутренние напряжения
в отливках. Очень важно правильно выбрать место подвода металла в полость литейной формы. В тонкостенные стальные отливки металл подводят через большое число питателей, иногда расположенных со всех сторон отливки, чтобы форма заполнилась полностью без больших местных
перегревов. Но в большинстве случаев на отливках с разной толщиной
стенок питатели подводят к толстому месту под прибыль (или в прибыль, что характерно для производства различных колес, шкивов, маховиков) [6].
209
Продолжительность заливки формы (τ) определяется по формуле
Г. М. Дубицкого
  S 3 G ,
где S – коэффициент, равный 1,4–1,6 (для отливок, склонных к образованию внутренних напряжений, трещин, усадочных раковин, S увеличивается на 0,1–0,2); δ – средняя толщина стенок отливки, мм; G – масса отливки
с питателями и прибылями, кг.
Суммарное сечение питателей (Fпит) для стальных отливок вычисляют по формуле
F
пит
G
,
K L

где G – масса жидкого металла, входящего в форму через литниковую систему, кг; τ – продолжительность заливки, с; L – коэффициент поправки на
жидкотекучесть стали (L = 0,85 для углеродистых сталей; L = 1 для низколегированных сталей; L = 1,15 для легированных сталей); Kυ – удельная
скорость заливки, кг/см2·с.
Удельную скорость заливки, зависящую от относительной плотности
отливки, можно рассчитать по уравнению
K 
G
,
V
где V – объем отливки.
Площадь сечения остальных элементов литниковой системы определяют по принятому соотношению
Fпит : Fшл : Fст = 1 : 1,1 : 1,2,
где Fшл – площадь шлакоуловителя; Fст – площадь стояка.
Дефекты стальных отливок
Дефекты, или пороки, стальных отливок разделяют на естественные,
или неизбежные, которые возникают при затвердевании и охлаждении
отливки, и технологические, которые возникают из-за несовершенства
технологии разливки, а также выплавки стали. К естественным дефектам
относятся усадочная раковина, химическая и структурная неоднородность,
эндогенные неметаллические включения, к технологическим – трещины,
плены, подкорковые пузыри и некоторые другие.
Образование усадочных дефектов. Результатом процесса усадки
является не только изменение геометрических размеров отливки, но и образование пустот, которые получили название усадочных раковин, или
усадочной пористости. При затвердевании отливки получается разрыв
210
между объемом отливки, зависящим от ее наружных размеров, и объемом
твердого металла в ней. Величина этого разрыва и определяет объем усадочной раковины в отливке. Влияние усадочной раковины на качество отливок обусловлено не только ее объемом, но и формой и расположением
раковины в отливке.
Концентрированная усадочная раковина является оптимальной
по форме, а ее нахождение только в прибыли отливки, применяемой для
борьбы с усадочным дефектом, – оптимальным по расположению. Кроме того, на величину раковины оказывают влияние свойства стали, геометрия
формы, температура заливки, толщина стенки отливки и другие факторы.
Литейные напряжения в стальных отливках возникают независимо
от действия внешних сил. Неизбежность образования напряжений определяется тем, что в каждой отливке развиваются процессы усадки и имеются
температурные градиенты при ее охлаждении. Развитие литейных напряжений в стальных отливках зависит от химического состава стали, особенностей технологического процесса изготовления отливок, фазовых превращений, происходящих в стали при кристаллизации, а также наличия
затрудненной усадки отливки в форме.
В стальной отливке могут возникать термические, фазовые и усадочные напряжения. Термические напряжения вызываются неравномерным
и разновременным протеканием усадки в различных частях отливки при
различной толщине ее стенок. Фазовые напряжения вызываются разновременным протеканием фазовых превращений по сечению и в различных
частях отливки. Термические и фазовые напряжения могут быть как растягивающими, так и сжимающими. Усадочные напряжения вызываются торможением усадки со стороны формы, они всегда растягивающие.
Одним из основных мероприятий по борьбе с напряжениями является выравнивание температуры по сечению стенки отливки, особенно в момент перехода стали из пластических деформаций в упругие.
Результатом действия напряжений является образование горячих
и холодных трещин в стальной отливке [7].
Горячие трещины. Трещина называется горячей в связи с ее образованием при высоких температурах в области интервала кристаллизации
и, как правило, по границам зерен твердой части сплава. Горячая трещина
при комнатной температуре имеет вид межкристаллитного излома с черным или темно-бурым налетом окислов, что указывает на образование ее
при высоких температурах. Температурный интервал образования горячих
трещин 1 250–1 450 оС зависит от химического состава стали.
Горячая трещина образуется в отливке в период, когда отсутствуют
упругие деформации и достаточно небольших усилий, чтобы произошел
пластический сдвиг и образовалась горячая трещина. Горячие трещины
бывают внутренние и наружные. Наружные трещины поражают часть се211
чения отливки или все сечение. Внутренние трещины наиболее опасны,
так как обнаруживаются только при просвечивании отливки рентгеновскими лучами.
Горячая трещина образуется в наиболее слабом сечении. В отливках
с одинаковой толщиной стенок наиболее слабым сечением окажется место
подвода питателя или установки прибыли. Наружные горячие трещины
чаще образуются в тонких стенках отливки. Связано это с тем, что горячая
трещина начинает образовываться в интервале температур ликвидуса – солидуса и не может быть «залечена» жидким расплавом в связи с быстрой
кристаллизацией тонких стенок. Высокая температура заливки благоприятна для тонкостенных отливок, но недопустима для толстостенных. Форма и стержни должны быть податливы.
Основным требованием к качеству формовочной смеси для предупреждения возникновения напряжений и горячих трещин в стальных
отливках является понижение их горячей прочности [7].
Существенным фактором, влияющим на склонность стали к образованию горячих трещин, является технология плавки. Небольшие добавки
церия, бария, циркония, титана оказывают положительное влияние
на стойкость стали к образованию трещин.
Холодные трещины образуются в процессе охлаждения затвердевшего металла и возникают при слишком быстром охлаждении в результате
термических и фазовых напряжений. Для предотвращения их образования
следует медленнее проводить охлаждение отливок. Склонность стали
к образованию холодных трещин возрастает при ее легировании хромом,
марганцем, кремнием, а также при содержании в стали более 0,4 % углерода.
Основные меры борьбы с холодными трещинами сводятся к устранению напряжений. Обеспечение свободной усадки, выравнивание температур по сечению отливки при охлаждении, равномерная толщина ее стенки
обеспечивают снижение вероятности образования холодных трещин.
Необходимо помнить о том, что напряжения, возникшие в отливке, могут
не превысить предел прочности стали и тогда трещина не образуется,
но эти напряжения, называемые остаточными, могут вызвать быструю
поломку детали в процессе ее эксплуатации. Для устранения остаточных
напряжений в отливке, необходимо проведение термообработки (отпуск
или отжиг отливок) [7].
Контрольные вопросы и задания
1. В каком году и на каком заводе в России была построена первая
мартеновская печь?
2. Как устроена мартеновская печь?
212
3. Из каких операций состоит процесс плавки стали в мартеновской
печи?
4. Каков состав шихты для мартеновской плавки?
5. Каков порядок введения легирующих элементов при плавке стали
в мартене?
6. Каковы особенности кислого процесса мартеновской плавки?
7. Каково устройство двухванных сталеплавильных печей?
8. Каковы преимущества двухванных печей?
9. Какое топливо используют для двухванных печей?
10. Каков расход кислорода и огнеупоров в двухванных печах?
11. Каково устройство и принцип работы конвертера с донным воздушным дутьем?
12. Каковы особенности плавки в бессемеровском конвертере?
13. Каковы особенности плавки стали в томасовском конвертере?
14. Каковы преимущества и недостатки бессемеровского и томасовского процессов плавки стали?
15. Каково устройство кислородного конвертера?
16. Каков состав шихты для плавки стали в кислородном конвертере?
17. Каков порядок операций кислородно-конвертерной плавки?
18. Какие трудности возникают при выплавке легированной стали
в кислородном конвертере?
19. Каковы потери металла при продувке?
20. Перечислите технико-экономические показатели конвертерной
плавки стали.
21. Перечислите основные достоинства электропечей.
22. Опишите устройство дуговой сталеплавильной печи.
23. Каков состав шихты для электродуговой плавки?
24. Как осуществляют загрузку дуговых печей?
25. Какие стали можно выплавлять в электродуговой печи?
26. Каковы особенности основной электродуговой плавки стали?
27. Каковы особенности кислой плавки стали?
28. Перечислите преимущества электродуговой плавки стали по сравнению с мартеновской.
29. Каков расход электроэнергии на производство 1 т стали?
30. Назовите технико-экономические показатели плавки стали в электродуговых печах.
31. Объясните принцип работы индукционной печи.
32. Как устроена индукционная печь?
33. Каков порядок загрузки шихты в индукционную печь?
34. Каковы требования к шихте при плавке в индукционной печи?
35. Какие типы индукционных печей наиболее часто применяют
в литейном производстве?
213
36. Перечислите периоды индукционной плавки стали.
37. Перечислите особенности технологии вакуумной индукционной
плавки стали.
38. Какие стали целесообразно выплавлять в вакуумной печи?
39. Поясните схему электрошлакового переплава.
40. Перечислите преимущества и недостатки электрошлакового переплава.
41. Каково назначение легирующих элементов в стали?
42. При каком значении кремния в стали и почему обеспечиваются
антикоррозионные свойства?
43. Как влияет углерод на литейные свойства кремнистых сталей?
44. Каково влияние термической обработки на структуру и свойства
кремнистых сталей?
45. Как меняется электросопротивление стали с увеличением содержания кремния?
46. Какие специальные свойства приобретает сталь при легировании
молибденом?
47. Почему для изготовления литого режущего инструмента применяют вольфрамовую сталь?
48. Какова целесообразность введения титана в конструкционные
стали?
49. Каковы литейные свойства медистых сталей?
50. Для изготовления каких отливок применяют высокоуглеродистые медистые стали?
51. Дайте характеристику низко-, средне- и высоколегированным
марганцовистым сталям.
52. Почему марганцовистые стали дополнительно легируют другими
элементами?
53. Приведите пример марки марганцовистой аустенитной стали.
54. В каких плавильных агрегатах может быть выплавлена марганцовистая сталь?
55. Каков состав шихты для плавки марганцовистой стали в основном мартене?
56. Какова основность шлака перед выпуском марганцовистой стали
из основной мартеновской печи?
57. Каковы особенности легирования стали ферромарганцем при
плавке в основной электродуговой печи?
58. Каковы особенности выплавки хромистых сталей?
59. Перечислите технологические операции при выплавке хромоникелевых сталей в основной электродуговой печи.
60. В какой период плавки в сталь вводится ферротитан?
61. Какой должна быть температура стали при разливке?
214
62. Какие факторы оказывают влияние на температуру жидкой стали
при разливке?
63. Каково устройство сталеразливочного ковша?
64. Какова толщина футеровки в нижней части ковша?
65. Сколько разливок служат стакан и стопор ковша?
66. Назовите особенности литниковой системы для стальных отливок.
67. Каким требованиям должна отвечать литниковая система для
стальных отливок?
68. Как определяется продолжительность заливки форм?
69. Как определяется суммарное сечение питателей?
70. Каково соотношение площадей элементов литниковой системы
для стальных отливок?
71. Каковы причины образования усадочных дефектов в стальных
отливках?
72. Перечислите причины возникновения в стальных отливках термических, фазовых и усадочных напряжений.
215
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Развитие производства чугуна и стали, как и любого другого сложного и важного для жизни общества производства, – это решение комплекса
научно-технических и социально-экономических задач. Такая взаимосвязь
обусловлена тем, что черная металлургия является одной из базовых отраслей промышленности.
Качество металлопродукции прежде всего определяется содержанием вредных примесей (серы, фосфора и т. д.), поэтому для дальнейшего
повышения качества чугуна и стали необходима интенсификация процессов рафинирования металла. Существенное повышение эффективности
рафинирования возможно при проведении этих процессов в непрерывном
режиме. Следовательно, замена существующих периодических процессов
непрерывными должна рассматриваться как обязательное условие интенсификации черной металлургии.
По технике и технологии, применяемым в настоящее время в промышленности, при производстве чугуна и стали, только способ непрерывной
разливки может быть назван перспективным, причем он требует совершенствования, в частности увеличения скорости разливки. Периодические
процессы плавки должны быть заменены ресурсосберегающими непрерывными, отличающимися большой гибкостью при переработке низкокачественного сырья и выплавке качественного металла. Такая замена
не может обеспечить полной интенсификации, поскольку не будет достигнуто требуемое существенное снижение стоимости металла. Это объясняется
тем, что основную долю (60–70 % и более) себестоимости чугуна и стали
составляет стоимость сырья. Расходы собственного передела обычно
не превышают 15–20 %. Поэтому существенно снизить стоимость чугуна и
стали невозможно только интенсификацией производства.
Кроме того, наблюдается повсеместное существенное удорожание
металлопродукции и в случаях выплавки металла без дополнительной внепечной обработки. Всё это связано с повышением стоимости сырья и топлива, вызываемым снижением их качества (запасы высококачественного
сырья истощены или находятся в необжитых районах), требующим дорогостоящей подготовки, а также с ухудшением горно-геологических условий добычи и необходимостью организации дальних перевозок.
Таким образом, в течение многих лет наблюдается непрерывное повышение себестоимости металлопродукции не только повышенного качества, но и той, качество которой осталось на прежнем уровне или даже
снизилось. А потому все перспективные направления в этой отрасли должны
быть направлены на разработку ресурсо- и энергосберегающих технологий
без потери качества металлопродукции.
216
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК
1. Справочник по чугунному литью / под ред. Н. Г. Гиршовича. –
М.–Л. : Машиностроение, 1978. – 758 с.
2. Трухов, А. П. Литейные сплавы и плавка : учеб. для студентов
высш. учеб. заведений / А. П. Трухов, А. И. Маляров. – М. : Академия,
2005. – 336 с.
3. Леви, Л. И. Основы теории металлургических процессов и технология плавки литейных сплавов / Л. И. Леви, Л. М. Мариенбах. – М. : Машиностроение, 1970. – 496 с.
4. Лахтин, Ю. М. Материаловедение / Ю. М. Лахтин, В. П. Леонтьева. – М. : Машиностроение, 1990. – 525 с.
5. Миляев, А. Ф. Проектирование новых и реконструкция действующих литейных цехов : учеб. пособие / А. Ф. Миляев. – Магнитогорск :
МГТУ им. Г. И. Носова, 2001. – 410 с.
6. Меркер, Р. А. Сталь в литейном производстве : учеб. пособие /
Р. А. Меркер, Т. Н. Тюнева ; ГАЦМиЗ. – Красноярск, 2000. – 92 с.
7. Филиппенков, А. А. Стальные отливки : учеб. / А. А. Филиппенков, В. М. Миляев. – Екатеринбург : УрО РАН, 2002. – 276 с.
8. Начала металлургии : учеб. для вузов / В. И. Коротич [и др.]. –
Екатеринбург : УГТУ, 2000. – 392 с.
9. Общая металлургия : учеб. для вузов / В. Г. Воскобойников [и др.]. –
4-е изд., перераб. и доп. – М. : Металлургия, 1985. – 480 с.
10. Литейные сплавы и технология их плавки в машиностроении /
В. М. Воздвиженский [и др.]. – М. : Машиностроение, 1984. – 432 с.
11. Абрамов, Г. Г. Справочник молодого литейщика / Г. Г. Абрамов,
Б. С. Панченко. – 3-е изд. – М. : Высш. шк., 1991. – 319 с.
12. Иванов, Б. С. Охрана труда в литейном и термическом производстве / Б. С. Иванов. – М. : Машиностроение, 1990. – 224 с.
217
ОГЛАВЛЕНИЕ
ВВЕДЕНИЕ .......................................................................................................... 3
Г л а в а 1. ПРОИЗВОДСТВО ОТЛИВОК ИЗ ЧУГУНА............................. 4
1.1. Общие сведения о структуре и свойствах чугунов .............. 4
1.2. Технологические основы получения отливок
из чугуна ................................................................................ 23
1.3. Плавка чугуна ......................................................................... 65
Г л а в а 2. ПРОИЗВОДСТВО ОТЛИВОК ИЗ СТАЛИ ........................... 112
2.1. Общие сведения о структуре и свойствах стали ............... 112
2.2. Теория сталеплавильного процесса ................................... 129
2.3. Плавка стали ......................................................................... 168
ЗАКЛЮЧЕНИЕ ............................................................................................... 216
БИБЛИОГРАФИЧЕСКИЙ СПИСОК .......................................................... 217
218
Учебное издание
Булгакова Алифтина Ивановна
Гильманшина Татьяна Ренатовна
Баранов Владимир Николаевич
Степанова Татьяна Николаевна
ОСНОВЫ ПОЛУЧЕНИЯ ОТЛИВОК
ИЗ СПЛАВОВ НА ОСНОВЕ ЖЕЛЕЗА
Редактор А. А. Гетьман
Корректор В. Р. Наумова
Компьютерная верстка Н. Г. Дербенёвой
219
Подписано в печать 30.05.2014. Печать плоская. Формат 60×84/16
Бумага офсетная. Усл. печ. л. 13,75. Тираж 500 экз. Заказ № 3656
Издательский центр
Библиотечно-издательского комплекса
Сибирского федерального университета
660041, Красноярск, пр. Свободный, 79
Тел./факс (391) 206-21-49, e-mail: [email protected]
Отпечатано Полиграфическим центром
Библиотечно-издательского комплекса
Сибирского федерального университета
660041, Красноярск, пр. Свободный, 82а
Тел./факс (391) 206-26-49, тел. 206-26-67
E-mail: [email protected]; http:// lib.sfu-kras.ru
220
Документ
Категория
Без категории
Просмотров
1 228
Размер файла
6 073 Кб
Теги
175, обучающихся, вузов, направл, железы, отливов, сплавов, основы, учебно, получения, студенов, пособие
1/--страниц
Пожаловаться на содержимое документа