Особенности протекания металлургических процессов при ВДП

Рафинирование при ВДП основано на процессах вакуумной обработки металла и механического отделения неметаллических фаз в условиях капельного наплавления слитка.

Обычно в дуговой вакуумной печи поддерживают разрежение (по замерам на входе в вакуумную магистраль) в пределах 1,3—1,3 x 10^-2 Па (10^-2 – 10^{-4 мм рт. ст.). Давление газов в зоне плавления всегда выше. Эта разность тем больше, чем глубже кристаллизатор и меньше зазор между его стенкой и электродом, чем больше в переплавляемом металле содержится газов, а также элементов с высокой упругостью пара. Согласно опытным и расчетным данным, давление над поверхностью ванны может на порядок величины превышать показания вакуумного манометра, т. е. находиться в пределах 0,13-13,3 Па (10-1} – 10^{-3 мм рт. ст.).}

Как указывалось, даже при разрежении 0,1—1 кПа степень дегазации сталей должна быть весьма высокой (табл.2.1). Однако, несмотря на более низкое давление в плавильном пространстве печи, на практике удается значительно уменьшить концентрацию только водорода. Равновесие между расплавом, азотом и кислородом в разреженной атмосфере печи, как правило, не достигается.

Таблица 2.1 Равновесные концентрации газов в железе при 1600°С

Степень завершенности дегазации зависит от термодинамических и кинетических факторов: влияния раскислителей, поверхностно-активных и нитридообразующих элементов; удельной площади межфазной поверхности металл-газ и интенсивности перемешивания расплава. Необходимо учитывать также технологические особенности рафинирующего процесса. Так, при вакуумно-индукционном переплаве (ВИП) вакуумируется сразу весь находящийся в тигле расплав. В общем случае при неизменной площади межфазной поверхности измене­ние содержания примесей в расплаве пропорционально продолжительности выдержки в вакууме. Одна из особенностей рафинирования при ВДП, как и при любом из «квазиравновесных» процессов переплава расходуемых электродов или заготовок, состоит в непрерывном обновлении металла в ванне. В нее непрерывно поступают новые порции металла с высоким содержанием примесей, и определенное количество металла затвердевает, фиксируя их концентрацию в слитке. Причем рафинирование происходит не только на поверхности ванны, но и в пленке на торце электрода, а также в капле.

Учет различия термодинамических и кинетических факторов рафинирования на этих этапах при расчетном анализе поведения газов и примесей сложен, и чаще для этого используют упрощенные аналитические зависимости, из которых следует ряд выводов. При постоянной скорости переплава снижение содержания и конечная концентрация примеси прямо пропорциональны ее исходной концентрации. При отсутствии источников загрязнения степень рафинирования металла обратно пропорциональна скорости переплава. При одноразовом переплаве степень рафинирования не может быть сколь угодно высокой, но повышается при многократном переплаве. Практические результаты подтверждают эти выводы.

Изучение закономерностей поведения водорода при ВДП затруднительно. Организовать отбор и закаливание проб из металлической ванны невозможно, и о степени удаления водорода судят по результатам анализа проб из расходуемых электродов и слитков переплавленного металла, часто даже из деформированных. При таком сопоставлении отмечают 4-5-кратное уменьшение содержания водорода в сталях, а его остаточные концентрации регистрируются в диапазоне (1-2,5) 10^-4% и даже меньше. В результате ВДП механические свойства металла перестают быть зависимыми от содержания водорода, и его вредное влияние не обнаруживается даже по отношению к низколегированным высокопрочным (флокеночувствительным) сталям. Это объясняют высокой диффузионной подвижностью водорода, коэффициент диффузии которого в жидких металлах примерно на порядок превышает этот показатель для таких элементов, как азот и кислород.

Обобщение многочисленных экспериментальных данных в части поведения азота приводит к выводу, что ВДП сопровождается удалением этого элемента из большинства сталей и сплавов на основе железа и никеля. Степень деазотации сталей, как правило, не превышает 50 %. Но при низких концентрациях азота в сталях и сплавах (особенно в хромистых и хромоникелевых) степень снижения его содержания очень мала. Определены критические концентрации газа, измеряемые несколькими тысячными долями процента, по достижении которых деазотация расплава прекращается.

Некоторые исследователи причину этого усматривают в специфических особенностях ВДП, в частности, в повышенном (по отношению к остальному объему вакуум-камеры) давлении газов в межэлектродном пространстве, увеличенной растворимости азота в металле в условиях дугового разряда и др. Однако аналогичное явление обнаружено и при ВДП хромистых расплавов. Здесь также отмечается заметное снижение концентрации азота только при высоком исходном его содержании (0,03-0,05 %). Если начальная концентрация азота мала (0,007-0,01 %), заметного ее уменьшения не фиксировали даже после продолжительной (около 2 ч) выдержки расплава в вакууме. Было установлено, что до определенных (критических) концентраций азота закономерности его удаления из расплава в вакууме соответствуют реакции 1-го порядка. Для указанных марок сталей эти концентрации составляют 0,0045-0,0055 %. Ниже их кинетика деазотации изменяется и описывается уравнением реакции 2-го порядка. Это означает, что при высоких концентрациях азота скорость его удаления лимитируется диффузией в пограничном слое расплава. По достижении критических концентраций деазотация идет в смешанном режиме. В дальнейшем деазотация контролируется скоростью химической реакции - молизации азота и десорбцией его в газовую фазу.

Характеризуя поведение азота при ВДП, мы ограничивались рассмотрением случая экстракции газа из раствора, хотя он может присутствовать в сталях и сплавах в составе нитридов. Однако такой подход к анализу поведения азота не противоречит опыту ВДП не только низколегированных (конструкционных) сталей, но и сплавов, легированных элементами с высоким сродством к азоту. Степень деазотации примерно одинакова для обеих указанных групп сплавов. Это дает основание полагать, что нитриды диссоциируют даже при переплаве высоколегированного металла, и большая часть содержащегося в электроде азота удаляется по механизму экстракции газа из раствора.

В отличие от азота концентрация кислорода в переплавленных сталях и сплавах слабо зависит от исходного его содержания, обычно не превышает 0,003 %, а во многих случаях снижается примерно до 0,001 %. Достижению таких низких концентраций кислорода способствуют благоприятные условия рафинирования при отсутствии дополнительных источников загрязнения, как, например, футеровка при ВИП.

Изменение содержания кислорода при ВДП тесно связано с поведением неметаллических включений. Количество оксидов в металле уменьшается путем механического выделения их на межфазную границу, а также их диссоциацией с переходом кислорода в раствор или газовую фазу. Важное значение имеет возрастание в вакууме раскислительной способности углерода, который при взаимодействии с растворенным кислородом образует удаляющийся из расплава газообразный оксид углерода. В условиях ВДП возможно и восстановление углеродом твердых оксидов:

МеО+ [С] = [Ме]+ {СО}. (2.1)

Этот процесс может протекать в объеме расплава, но более вероятен на его поверхности.

Точная количественная оценка роли вакуумно-углеродного раскисления (ВУР) металла при ВДП затруднительна. Возможность удаления кислорода по такому механизму подтверждает, в частности, наличие углерода в конденсате на стенках кристаллизатора. Испарение углерода из сталей при температурах ВДП маловероятно. Полагают, что выделяющийся из расплава оксид углерода разлагается по реакции Белла с осаждением углерода на конденсате, который служит катализатором указанной реакции.

Косвенным подтверждением участия углерода в раскислении металла при ВДП можно рассматривать и результаты специальных опытов. Стали с содержанием углерода от 0,02 до 0,7 % были подвергнуты дуговому переплаву в вакууме, а также в аргоне при давлении 1,3*10⁴ Па (приблизительно 100 мм рт. ст.). Оказалось, что независимо от концентрации углерода и способа раскисления исходной стали степень ее раскисления при переплаве в вакууме всегда выше, чем в аргоне. Так, если при ВДП удаляется около 70-80 % кислорода, то во втором случае - примерно в 2-3 раза меньше.

Полагают, что из раскисленных сталей основное количество кислорода удаляется при ВДП с неметаллическими включениями и лишь 20-30 % - в результате ВУР.

Результаты экспериментов и расчетов показывают, что включения глинозема и кремнезема в условиях ВДП термодинамически неустойчивы. Кинетические возможности их диссоциации достаточно высоки. Размеры оксидов в глубоко раскисленных сталях обычно не превышают 30 мкм. Расчетная продолжительность диссоциации таких включений не более 3 мин. Время падения капли составляет 0,3-0,4 с, на порядок меньше, чем время существования металла в пленке на торце электрода. Продолжительность пребывания металла в ванне значительно больше (20-40 мин). С учетом этих данных полагают, что эффектом рафинирования в капле можно пренебречь. Но этап пребывания расплава на торце является весьма существенным в аспекте удаления из него газов и включений. Установлено, что не только нитриды, но и крупные оксиды исчезают в пленке металла еще до образования капли (табл. 2.2). При этом важное значение имеет не только диссоциация, но и выделение включений на границу газ - металл, где они частично или полностью восстанавливаются по реакции ВУР.

Остальное количество кислорода удаляется путем всплывания оксидов на поверхность металлической ванны. При переплаве стали на ней часто наблюдается тонкая шлаковая пленка, в составе которой преобладает глиноземно-шпинельная фракция. О высокой стабильности таких комплексных оксидов (по сравнению с глиноземом и кремнеземом) в вакууме при высоких температурах свидетельствуют и результаты термодинамических расчетов. Примечательно, что химический состав шлаковой пленки на поверхности ванны близок к составу включений исходной, раскисленной алюминием стали. Это подтверждает возможность ее рафинирования флотацией оксидов.

Характерно также, что всплывшие включения обогащены глиноземной фракцией, а фиксируемые в теле слитка - силикатной составляющей. Такого рода трансформацию оксидов объясняют двояко. Она может быть вызвана, во-первых, диссоциацией термодинамически непрочных оксидов (силикатов) при плавлении электродного металла с повторным их образованием при кристаллизации. Это подтверждается расположением включений в дендритной структуре стали. Термодинамически непрочные оксиды, а также нитриды находятся преимущественно в межосных участках. Причем они значительно мельче и расположены равномернее, чем в исходном металле.

Изменение состава оксидов, во-вторых, может быть объяснено избирательным рафинированием стали из-за неодинаковой скорости удаления включений. Более полная очистка расплава от глинозема характерна не только для ВДП, но и для других рафинирующих переплавов.

Таблица 2.2

Примечание. Перед чертой приведено содержание примеси до переплава, после черты – после ВДП.

Худшие условия удаления силикатов объясняют либо замедленным выходом их на поверхность, либо малой скоростью растворения в шлаковой фазе.

Неодинаковая степень удаления различных оксидов учтена при разработке мероприятий, направленных на достижение максимального эффекта раскисления. Они предусматривают получение в металле электрода (наряду с высокой общей его чистотой) оксидной фазы с преобладанием глиноземной фракции. При ВДП содержание кислорода стали уменьшается на 80 % и более.

При низком остаточном давлении газов над расплавом имеются условия для рафинирования его от вредных цветных примесей. Однако дистилляционные возможности ВДП,как и дегазации, подвержены влиянию термодинамических и кинетических факторов, а также технологических особенностей процесса.

Анализом металла трудно уловить изменение концентрации цветных примесей, так как абсолютное их содержание часто близко к нижнему пределу методов измерений. Поэтому представление о поведении олова, свинца, мышьяка и других элементов получают из результатов анализа конденсата и даже загрязнений масла насосов.

В составе тонких пленок конденсата на кристаллизаторе содержание цветных примесей на два-три порядка величины превышает их концентрацию в сталях и сплавах. Здесь же регистрируют повышенное содержание серы и меди. Концентрация меди после ВДП снижается на 10-30 %, серы - на 6-20 %. Другие исследователи считают, что десульфурация не характерна для ВДП. С этим мнением можно согласиться, если учесть, что по абсолютной величине содержание серы изменяется всего на несколько тысячных долей процента, причем в случае высокой исходной концентрации. В настоящее время принято, что процессы десульфурации и дефосфорации при ВДП не имеют практического значения.

Основную причину слабой эффективности дистилляции при ВДП усматривают в весьма низкой активности вредных примесей в расплаве. Движущая сила γ_iN_ip⁰i испарения мала, несмотря на очень высокую упругость пара фосфора, серы, цинка и других элементов в чистом виде при температурах ВДП стали.

Поскольку рассчитать изменение химического состава сталей при ВДП трудно из-за неопределенности факторов испарения, при анализе поведения элементов довольствуются обобщением эмпирических данных. В этом аспекте представляет интерес вывод о том, что решающую роль в изменении состава сплавов играет температура расплава, а не различия в глубине вакуума или отклонения поведения металлических систем от идеальных растворов Экспериментальные данные убедительно свидетельствуют о том, что при значительном (в тысячу градусов) изменении температуры расплава температурный фактор действительно является решающим. Однако его абсолютизация не приносит большой пользы, поскольку для объяснения поведения некоторых элементов приходится учитывать и их активность. Так, хром, олово, медь в титановых сплавах занимают промежуточное положение: при больших содержаниях этих элементов могут иметь место существенные отклонения от исходной концентрации, при малых - отклонения невелики. Поэтому эти данные создают лишь общее представление о возможных изменениях химического состава расплава.

Кроме указанного испарения меди, при ВДП сталей и сплавов на основе никеля отмечают относительное уменьшение исходного содержания кремния и хрома до 6 %. Но наиболее существенны потери марганца, составляющие 15-25 %, а при повышенном его содержании - до 50%.

Испарение марганца представляет собой серьезную металлургическую проблему. Для ее решения, в частности, осуществляют ВДП при максимальном коэффициенте заполнения кристаллизатора, оптимизируют ток дуги, следовательно, температуру и производительность процесса. Но негативные последствия испарения заключаются не только в потере марганца, которую компенсируют избыточным легированием исходного металла.

При ВДП на внутренней поверхности кристаллизатора образуется корка (гарнисаж). Внешний по отношению к слитку ее слой представляет собой конденсат, в состав которого входят все испаряющиеся элементы. Внутренний слой состоит из небольших частичек металла, сходных по составу с переплавляемой сталью, вероятно - брызг. При подъеме уровня металла гарнисаж частично растворяется в нем и сплавляется со слитком. Из-за характерного вида этой корки на головной части слитка гарнисаж получил наименование «корона».

Рыхлый конгломерат конденсата и брызг металла значительно ухудшает качество поверхности слитка ВДП. В состав гарнисажа входят все элементы, присутствующие в переплавляемом материале. Но концентрация марганца здесь в 20-100 раз выше, чем в слитке, а иногда его наружный слой содержит до 80 % этого элемента.

Гарнисаж интенсивно поглощает азот, выделяющийся из переплавляемого металла. Он взаимодействует с титаном, алюминием, другими элементами и образует большое количество нитридов, которые при подъеме расплава частично растворяются. В результате, содержание азота на периферии слитка ВДП до глубины 8—10 мм значительно выше его концентрации в основном металле. Если количество азота в исходном металле принять за 100 %, то его содержание в поверхностном слое толщиной 10 мм - 45 %, в слитке без поверхностного слоя -21 %, а десорбция в газовую фазу - 34 % . Это означает, что геттерный механизм гарнисажа в части деазотации соизмерим с действием вакуумной системы.

Неудовлетворительное качество поверхности слитка ВДП едва ли не основной его дефект. Однако конденсат на стенке кристаллизатора может являться причиной и внутреннего дефекта слитка ВДП. Из-за интенсивного вращения расплава и нестабильного горения дуги тонкий и недостаточно прочный гарнисаж разрушается. Его падающие кусочки погружаются в ванну и фиксируются в двухфазной зоне. При травлении металла они выявляются в макроструктуре как дефект характерной формы, в виде спирали, поэтому его именуют «улитка» или «корона». Этот дефект чаще встречается в сплавах на основе никеля, легированных титаном и алюминием, и представляет собой крупное скопление нитрид карбонитридов и оксидов титана, алюминия, ниобия.

Возможность достижения нерасплавившимися кусочками гарнисажа фронта кристаллизации подтверждена опытами по искусственному их введению в металлическую ванну при ВДП. Установлено, что дефект «улитка» появляется при падении сравнительно крупных кусочков с линейными размерами более 5 мм.

Шлак на поверхности ванны является причиной образования в слитках ВДП и другого дефекта. Тонкая тугоплавкая пленка оксидов оттесняется на периферию и прилипает к гарнисажу. Если пленка достаточно прочна, то при подъеме уровня расплава она погружается в ванну и фиксируется в слитке в виде шлаковых включений. Пораженность слитка ВДП такими дефектами усиливается с возрастанием загрязненности исходного металла, а также при чрезмерном снижении производительности переплава, вызывающем охлаждение металла на периферии ванны.

Кроме шлаковых загрязнений, в слитке ВДП обнаруживается еще один вид подкорковых дефектов - газовые поры (свищи). Их диаметр составляет 3—7 мм, глубина проникновения может быть значительной, иногда более 70 мм. Образование свищей связывают с газовыделением (азота или оксида углерода) из короны при прогреве ее жидким металлом. Этот дефект присущ конструкционным сталям, а в нержавеющих и жаропрочных сталях и сплавах свищи встречаются редко. Вероятность их появления возрастает с повышением газонасыщенности переплавляемого металла.

Повышенная загрязненность поверхностного слоя металла металлическими включениями, чрезмерное обогащение легирующими элементами, примесями, газами, а также наличие подкорковых дефектов обусловливают необходимость обдирки слитков ВДП на глубину 25 мм. Особые затруднения при обработке слитка лезвийным или абразивным инструментом вызывает повышенное содержание марганца в гарнисаже, увеличивающее сопротивляемость металла удалению, что значительно усложняет подготовку слитков к дальнейшему переделу.

Большую пользу в деле повышения качества поверхности слитка должно оказать применение флюсов при ВДП. Небольшие их присадки на зеркало расплава будут ассимилировать и разжижать тугоплавкие шлаковые пленки, предотвращать сплавление слитка с короной, предупреждать образование в нем шлаковых включений, свищей. В некоторых случаях это позволит смягчить требования к подготовке поверхности расходуемых электродов и даже использовать для переплава заготовки с неудаленной окалиной.

Обобщая изложенное, отметим еще раз, что потенциальные возможности рафинирования металла при ВДП реализуются далеко не полностью. Дегазация в наибольшей мере проявляется по отношению к водороду, концентрация которого в металле снижается до необходимого безопасного уровня. Значительное уменьшение содержания кислорода в переплавляемом металле, почти не зависящее от исходной концентрации, происходит в основном за счет флотации оксидов. Есть все основания полагать, что остаточная окисленность металла контролируется равновесием реакции взаимодействия кислорода с наиболее термодинамически активным в данных условиях элементом-раскислителем. Удаление азота в наибольшей мере подвержено влиянию неблагоприятных кинетических и термодинамических факторов. Относительная загрязненность металла ВДП азотом выше, чем водородом и кислородом. Достигнуть низкого содержания азота в слитке удается за счет использования чистого исходного металла. Возможности дистилляции при ВДП ограничены недостаточно высокой температурой и вакуумом, а также низкой активностью вредных примесей в расплаве. Несмотря на регистрируемое их испарение, большого практического значения рафинирование сталей и сплавов от цветных примесей, серы и фосфора при ВДП не имеет. Поэтому чистоту переплавленного металла в отношении перечисленных элементов обеспечивают в основном на этапе выплавки металла для расходуемых электродов.

Вышеизложенное помогает понять тесную взаимосвязь качества расходуемого электрода и слитка ВДП. Подготовка к переплаву предусматривает не только производство как можно более чистого по вредным примесям и включениям, а также химически однородного металла по высоте и сечению электрода. Уделяется пристальное внимание, и затрачиваются значительные усилия на обеспечение высокого качества и необходимой геометрии его поверхности.

В зависимости от сортамента (марки стали или сплава, требований к качеству, массы будущего слитка и др.) металл для электродов выплавляют в дуговых, индукционных или вакуумных индукционных печах. Реже электроды изготовляют из мартеновской и даже конвертерной стали. При очень высоких требованиях к качеству металла расходуемым электродом служит слиток ВДП (т.е. применяют двойной и даже тройной ВДП) или другого процесса СЭМ, например ЭШП.

При выплавке исходного металла основное внимание уделяют корректировке его состава, рафинированию и раскислению. Химический состав металла корректируют, главным образом, по марганцу. Иногда также несколько увеличивают содержание хрома и кремния. Количество вредных цветных примесей, меди, серы и фосфора в переплавляемом металле должно быть минимальным, что достигается использованием чистых шихтовых материалов, тщательным рафинированием в печи или в ковше. Правильное раскисление стали необходимо для уменьшения содержания кислорода и формирования в металле электрода включений, в наибольшей мере удаляемых при ВДП. При этом учитывают и их влияние на свойства переплавляемого металла. Поскольку при ВДП металл легче очищается от глинозема, чаще раскисляют сталь повышенным количеством алюминия.

Производство специальных сплавов (жаропрочных или «суперсплавов») представляет собой область металлургии, отличающуюся от массового производства металла в традиционных агрегатах. Особо чистые шихтовые материалы переплавляют исключительно в вакуумных индукционных печах. Из-за взаимодействия металла с футеровкой тигля продолжительность выдержки расплава при ВИП ограничивают несколькими минутами. Хотя за это время в нем уменьшается содержание вредных цветных примесей и газов, ВИП используется в основном для плавления шихты, предохранения расплава от влияния атмосферы, доведения его до кондиции, а также для разливки таких сплавов в вакууме.

Стоимость электродов составляет значительную долю затрат на ВДП. На раннем этапе его освоения их изготовляли только из деформированного металла. Теперь кованые или катаные электроды применяют лишь в случаях, когда переплав литого металла затруднителен. Например, при ВДП инструментальных (быстрорежущих) и подшипниковых сталей от литых электродов откалываются куски. Необходимость деформации металла электрода диктуется также технологическими особенностями получения прямоугольного слитка ВДП, переплава в кристаллизатор малого диаметра и производства очень крупных слитков.

К электродам ВДП предъявляются повышенные требования в части однородности химического состава по длине, отсутствия крупных экзогенных НВ, газовых пор и раковин, трещин. Окалина и крупные включения являются причиной образования шлаковых включений в слитке ВДП. Трещины, особенно поперечные, вызывают скалывание кусков электрода и падение их в ванну. При обнажении пор, раковин, различного рода несплошностей и в случае падения кусков электрода нарушается стабильность электрического режима переплава, может возникнуть тлеющий разряд, привязка дуги к стенке кристаллизатора. Это отрицательно сказывается на формировании слитка, а иногда приводит к аварии. Поэтому подготовка электродов к ВДП предусматривает тщательную обработку их поверхности: кислотное травление, дробеструйная очистка, обдирка на абразивных и токарных станках. Последние два способа используются чаще как наиболее надежные и эффективные. Однако при этом уменьшается выход годного металла, и возрастают затраты на передел. При обработке поверхности электродов удовлетворяют также требованиям по соблюдению необходимой геометрии электродов (цилиндрических): малая кривизна по длине, незначительная овальность поперечного сечения, плавное сопряжение участков поверхности с разной глубиной местной выборки дефектного металла, от которых в значительной мере зависит стабильность электрического режима ВДП и, следовательно, качество слитка.

Как и при обсуждении особенностей формирования слитка при ВДП, необходимо упомянуть о критериях оптимальности режимов переплава. В общем случае показатели дегазации и дистилляции металла улучшаются при уменьшении производительности ВДП. Однако одновременно усиливается испарение легирующих элементов, следовательно, заметнее изменяется химический состав переплавляемого металла и больше пара конденсируется на кристаллизаторе с образованием короны. Кроме того, замедление процесса переплава чревато охлаждением и окислением металла на периферии поверхности ванны. Вместе с последствиями испарения это приводит к значительному ухудшению качества поверхности слитка ВДП. Поэтому, как и при создании наиболее благоприятных условий формирования слитка, оптимальный режим ВДП существует и в аспекте наибольшего эффекта рафинирования расплава, а также минимальной пораженности слитка дефектами металлургического происхождения.

Анализ технико-экономических показателей ВДП и качества вакуумного дугового металла показывает, что метод ВДП имеет ряд серьезных недостатков:

1) сравнительно сложное и дорогостоящее оборудование (высоковакуумные насосы большой производительности, уникальные источники постоянного тока);

2) проведение плавки только на постоянном токе снижает электротехнические возможности ВДП; трехфазные печи переменного тока, созданные фирмами «Лектромелт» и «Титаниэм Метлз» в 1965г., не получили распространения вследствие серьезных недостатков;

3) наличие жесткой связи источника нагрева и переплавляемой заготовки при малых диапазонах варьирования параметров плавки затрудняет в ряде случаев получение слитков без дефектов; указанное обстоятельство является принципиальным препятствием при получении слитка большого диаметра (больше 1,5 м);

4) методом ВДП нельзя улучшать качество сталей, легированных марганцем и азотом, вследствие удаления последних при переплаве;

5) низкое качество поверхности слитка ухудшает экономическую эффективность ВДП;

6) сложность производства слитков квадратного или прямоугольного сечения; круглые слитки ВДП перед прокатом необходимо перековывать на квадратную или прямоугольную заготовку, что усложняет схему передела и повышает себестоимость металла.

Отсутствие схем крупных печей, работающих по принципу переплава двух и более электродов, не позволяет исключить при производстве крупных слитков методом ВДП дефект типа зональной ликвации, который органически присущ переплавляемому электроду.

Эти обстоятельства обусловили рождение других процессов вторичного рафинирующего переплава и, в частности, более простого и экономичного электрошлакового переплава (ЭШП).

2.2.1. Возможные пути повышения технико-экономических показателей ВДП

1. Механизация вспомогательных операций по обслуживанию печей, применение двух сменных кристаллизаторов.

2. Повышение скорости кристаллизации слитков при переплаве сталей, склонных к ликвационным дефектам, за счет использования гелия, жидкого висмута и других эффективных охладителей.

3. Широкое применение средств воздействия на структуру слитка (ультразвуковая обработка, знакопеременное магнитное поле соленоида).

4. Переплав под слоем шлака (за счет специального покрытия – обмазки поверхности кристаллизатора).

5. Применение фигурных поддонов, дифференцированных токовых режимов и рациональных режимов выведения усадочной раковины, позволяющих исключить обрезь «хвостовой» и «головной» частей слитка.

6. Применение электродов, полученных с МНЛЗ, пригодных для переплава без предварительной обдирки.

2.3. ЭЛЕКТРОШЛАКОВЫЙ ПЕРЕПЛАВ (ЭШП)

2.3.1. Общая характеристика ЭШП

Процесс разработан в СССР институтом электросварки им. Е.О.Патона АН СССР. Первая промышленная печь пущена в 1958 г. на заводе “Днепроспецсталь” (d =300 мм, Р= 500 кг).

Характерной особенностью ЭШП является отсутствие электрической дуги. Электрическая цепь между расходуемым электродом и наплавляемым слитком, к которым подается разность потенциалов, замыкается через слой расплавленного шлака. Шлак в твердом виде ток не проводит, а в жидком состоянии становится электропроводным, но при этом обладает высоким электросопротивлением. На этом участке электрической цепи выделяется значительная часть тепла Q = kI²Rτ. Шлак нагревается до температуры 1700-2000 °С, в результате чего начинает оплавляться погруженный в него конец расходуемого электрода. Металл электрода в виде капель перетекает в жидкую ванну в кристаллизаторе и спустя некоторое время затвердевает.

При нормальном течении процесса ЭШП оплавляющийся торец электрода имеет форму правильного конуса, на вершине которого образуется капля. Отрыв капли происходит в момент, когда гравитационные и динамические силы превысят силы межфазного натяжения. После отрыва капля проходит межэлектродный промежуток за 0,1 - 0,3 сек.

Важнейшее влияние на металлургические процессы и электротехнические параметры переплава оказывает состав и свойства шлаков (флюсов).

Состав и свойства шлаков ЭШП. Шлак при ЭШП не только рафинирует металл от нежелательных примесей, но и является генератором тепла, формирует поверхность слитка, защищает металл от взаимодействия с газами, участвует в замыкании электрической цепи и выполняет ряд других функций.

Поэтому к шлаку предъявляют особые требования по химическому составу, физическим и физико-химическим свойствам.

Основные требования сводятся к следующему:

1.Состав шлака должен обеспечивать протекание определенных физико-химических процессов, связанных с рафинированием металла от нежелательных растворенных примесей и неметаллических включений, защиту активных легирующих элементов (Al, Ti и др.) от окисления, стабильность химического состава по высоте наплавляемого слитка.

2. При рабочих температурах теплопроводность шлака должна составлять порядка 1-6 1/Ом.см. Слишком высокая проводимость шлака может не обеспечить необходимую концентрацию тепла, а слишком малая - привести к дуговому разряду.

3. Шлак должен быть легкоплавким, иметь высокую температуру кипения и мало изменять вязкость в широком интервале температур т.е. быть «длинным» . Такой шлак образует ровную тонкую корочку гарнисажа и позволяет получить слиток с весьма хорошей. Использование тугоплавких «коротких» шлаков приводит к появлению ряда поверхностных дефектов.

4. Шлаки должны отличаться высоким межфазным натяжением на границе с металлом и обладать высокой адгезией к неметаллическим включениям. Это способствует хорошему отделению шлака от металла, предотвращает его запутывание в металлической ванне и обеспечивает хорошее отслоение корочки шлака от поверхности слитка, а также способствует извлечению шлаком неметаллических включений.

Электрошлаковый переплав позволяет получать наплавляемый слиток высокого качества за счет снижения содержания вредных примесей, особенностей кристаллической структуры и однородности по химическому составу.

Основные параметры наиболее распространенных флюсов, используемых в России и Украине приведены в таблице 2.3, состав зарубежных флюсов различных марок в таблице 2.4.

Таблица 2.3 Основные параметры флюсов ЭШП Росси и Украины.

Таблица 2.4 Химический состав флюсов ЭШП, применяемых за рубежом.

2.3.2. Конструкция установок ЭШП

Общая схема электрошлаковой печи представлена на рис. 2.13.

Рис. 2.13. Схема электрошлаковой печи.

1 – тележка механизма подачи электрода, 2 – привод тележки 1, 3 – электрододержатель, 4 – направляющая колонна, 5 – тележка для подъема кристаллизатора, 6 – привод тележки 5, 7 – расходуемый электрод, 8 – кристаллизатор, 9 – поддон, 10 – тележка для выкатки слитка.

Схемы ЭШП, работающих на переменном токе показаны на рис. 2.14.

Рис. 2.14. Схема электрошлаковой печи.

а – однофазная, б – трехфазная в одном кристаллизаторе, б – трехфазная в трех кристаллизаторах.

Наибольшее распространение получили установки ЭШП с расходуемым электродом (рис. 2.15).

Рис. 2.15. ЭШП с расходуемым электродом

1 - понижающий трансформатор

2 - переплавляемый электрод

3 - кристаллизатор

4 - шлак

5 - жидкий металл

6 - гарнисаж

7 – слиток

8 - поддон

Установки ЭШП могут работать и на переменном и на постоянном токе. Применение постоянного тока было вызвано возможностью использовать электролиз расплавленной ванны и таким образом добиться очистки металла от некоторых примесей (серы, кислорода, водорода и др.), а также использовать одно и тоже оборудование для ЭШП и ВДП. Отечественные установки ЭШП работают на более дешевом переменном токе. Практика показала, что переплав на переменном токе способствует более глубокому рафинированию металла, в частности от серы. Печи ЭШП могут быть однофазные и трехфазные.

Конструкции ЭШП имеют различные схемы перемещения электрода, кристаллизатора и слитка:

1 -. кристаллизатор и поддон неподвижные, электрод опускается по мере его оплавления.. В конструкциях таких печей кристаллизатор имеет большую высоту, чем слиток.

2 - кристаллизатор неподвижен, опускаются по ходу плавки электрод и слиток.

3 - слиток неподвижен, электрод и кристаллизатор перемещаются навстречу друг другу.

В печах (2-го и 3-го типа) применяется короткий кристаллизатор.

Кристаллизатор. Кристаллизатор - является наиболее ответственной частью печи. Именно в кристаллизаторе происходит плавление металла, его рафинирование и формирование слитка. Температура шлака во время плавки достигает весьма высокого значения, что обуславливает тяжелые условия его работы. При этом работа кристаллизатора осложняется тем, что через него протекает большой электрический. Кристаллизаторы разделяются по форме поперечного сечения или фасонного профиля. Вследствие высокой тепловой нагрузки все кристаллизаторы охлаждаются водой.

Поддон является основанием кристаллизатора, как правило, охлаждается водой. Верхнее основание изготавливают из медного листа толщиной 10-40 мм. Кожух - сварной из нержавеющей стали к нему приварены патрубки, для входа и выхода воды. Поддон устанавливается на специальную тележку.

Расходуемый электрод.Чаще всего металл для расходуемого электрода ЭШП получают в ДСП, но экономически в ряде случаев выгоднее выплавлять в мартеновских печах или конвертерах. Электроды изготавливают методом ковки, прокатки, литья на МНЛЗ и в специальные изложницы. Электроды изготавливают в виде круглого, квадратного и прямоугольного сечения d_эл = (0,6 - 0,8) D_кр.

Механизм перемещения электродов. Механизм перемещения электродов состоит из электродной тележки, электрододержателя (чаще всего в виде консоли) и привода.

В конструкциях отечественных ЭШП применяются в основном электромеханический реечный или цепной механизм перемещения электрода и кристаллизатора. Диапазон регулирования рабочих скоростей привода кристаллизатора равен 0,02 — 2 м/ч.

2.3.3. Технология переплава

Существуют две технологии начала процесса:

- с твердым стартом

- с жидким стартом.

В первом случае шлак расплавляют непосредственно в кристаллизаторе. Предварительно на дно кристаллизатора укладывают затравочную шайбу. Это весьма ответственный момент, т.к. ее назначение, во-первых, предохранить днище от разрушения и второе, обеспечить необходимый уровень тока и протекание всего энергитического режима процесса. После этого на затравочную шайбу укладывают стружку (1% от количества шлака) и засыпают термическую смесь (16 – 18%), состоящую из алюмомагниевого порошка и калиевой селитры. В качестве наполнителя используют рабочий флюс (82 - 84%).

Электрод опускают до соприкосновения со стружкой и в зазор между электродом и кристаллизатором засыпают флюс (3 - 4% от массы плавки). При подаче напряжения цепь замыкается на стружке, по которой проходит большой силы ток. Стружка оплавляется и воспламеняет термическую смесь. За счет экзотермического тепла реакции и возникающей между электродом и поддоном дуги плавится рабочий флюс. В момент, когда жидкий шлак замыкает цепь между электродом и поддоном, процесс из дугового переходит в электрошлаковый переплав.

Более распространена плавка с жидким стартом, когда электрод опускается на определенное расстояние к поддону и на них подают напряжение. После этого сифоном заливают расплавленный в специальной печи шлак. В момент касания шлаком поверхности электрода цепь замыкается и в ней появляется ток. Процесс сразу идет в электрошлаковом режиме. Схема поддона, используемого для работы с жидким стартом представлена на рис. 2.16.

Рис. 2.16. Схема поддона для сифонной заливки шлака.

1 – кристаллизатор, 2 – поддон, 3 – сифонная приставка с приемным корытом, 4 – паз в поддоне, 5 – охлаждаемая промежуточная плита, 6 – вырез (канал) в промежеточной плите.

При правильном режиме переплава торец электрода имеет форму правильного конуса с основанием, равным диаметру электрода, при этом скорость подачи электрода равна скорости плавления.

К концу плавки уменьшается длина электрода и, следовательно, его сопротивление. Для поддержания постоянной скорости плавления проводится соответствующая корректировка электрического режима, по заранее разработанной программе. В конце плавки, не отключая питания установки, прекращают подачу электрода, выдерживают его до оплавления погруженной в шлак части, это сопровождается постепенным! снижением силы рабочего тока до нуля.

График изменения мощности (а), вторичного напряжения (б), силы ток (в), глубины металлической ванны (г) по ходу процесса ЭШП приведен на рис. 2.17.

После окончания плавки слиток выдерживают в кристаллизаторе до полного затвердевания металла и шлака.

Рис. 2.17. График изменения мощности (а), вторичного напряжения (б), силы ток (в), глубины металлической ванны (г) по ходу процесса ЭШП

1 - период формирования металлической ванны; 2 - рабочий период; 3 - период выведения усадочной раковины.

Операция выгрузки слитка определяется типом. При стационарном высоком кристаллизаторе, последний поднимается механизмом перемещения выше уровня шлака, а тележка со слитком выкатывается в пролет.

Здесь слиток очищают от шлака, снимают клещевым зажимом с поддона и далее в зависимости от марки стали либо на склад слитков, либо на термическую обработку. Т.к. слиток формируется в шлаковой оболочке (гарнисаже), то он имеет без дефектную поверхность.

Структура и качество слитка ЭШП в значительной мере отличаются от структуры и качества металла, получаемого в изложнице, что объясняется следующими особенностями:

1) непрерывный подвод тепла к верхней части слитка каплями расплавленного и перегретого металла, а также тепла от шлаковой ванны;

2) усиленный направленный теплоотвод в поддон и стенки кристаллизатора;

3) наличие шлаковой ванны, играющей роль тепловой надставки, обеспечивает образование гарнисажа между слитком и стенкой водоохлаждаемого кристаллизатора;

4) нарушение контакта между стенкой кристаллизатора и слитком по ходу плавки, что приводит к уменьшению радиального и увеличивает осевого теплоотвода.

2.3.4. Физико-химические процессы между металлом и шлаком

Процессы окисления

Преимуществом ЭШП пред другими процессами спецэлектрометаллургии является то, что процесс проводится на воздухе. Однако, это приводит к окислению электрода и, соответственно, к окислению металла и шлака. На расстоянии h=20 - 50 мм вверх от поверхности шлака электрод разогревается до 800 - 1200 °С. При наличии над ванной свободного кислорода оксиды переменной валентности (железа, марганца, титана и др.) являются переносчиками кислорода из атмосферы в металлическую фазу. На поверхности раздела шлак - атмосфера оксиды окисляются до высших, которые затем попадают на границу раздела шлак - металл. Там они вновь восстанавливаются до низших оксидов, отдавая кислород металлу.

Механизм окисления. На поверхности шлаковой ванны происходит адсорбция кислорода

1/2{О₂}= (О)_адс.

Адсорбция сопровождается ионизацией атомов кислорода и присутствующих в шлаке катионов низшей валентности до катионов высшей валентности

(О)_aдc+2(Me²⁺)+3(О^2-) = 2(MeО^-₂), (где Mе³⁺).

В роли металла с переменной валентностью могут быть Fe, Mn, Ti и др. Анионы Fe0₂^-, Mn0₂^-, ТiO₂^- диффундируют через шлак к металлу. Конвективные потоки ускоряют подход анионов к металлу. На границе шлак - металл анионы трёхвалентных металлов восстанавливаются до двухвалентных:

2(MeO^-₂) + [Fe] = 2(Me ²⁺) + (Fe ²⁺) + 4(О ^2-).

С учетом переноса кислорода из шлака в металл по реакции:

(Fe²⁺) + (О^2-) = [Fe] + [O]

Суммарный процесс “перекачки” кислорода имеет вид:

1/2{О₂}=[О]

Возможна также транспортировка кислорода из газовой фазы в металл в результате растворения в шлаке водяных паров. При этом в металл поступает как кислород, так и водород. Таким образом, всегда имеются источники появления в металле (даже предварительно раскисленным) растворенного кислорода, который может стать причиной образования вторичных включений.

Способы защиты от окисления:

Способы защиты от окисления. Использование крышек и защитной атмосферы аргона, подача раскислительной смеси (Alпорош.+SiCa+ раб. шлак) на поверхность флюса и другие.

Десульфурация. Степень удаления серы при ЭШП составляет 50 - 75%. Процесс протекает по двум схемам:

1. Стандартная - (CaO)+[S]=CaS+(О)

2. Только для ЭШП - удаление серы под действием электрического тока (электролиза).

L=(S)/[S];

Для фторидных флюсов АНФ-1 и АНФ-6 L=4-5, а для флюсов АНФ-7

(СаО=30%) L=25 - 35;

CaS+3/20₂=S0₂+CaO

Т.е. CaO является переносчиком S из металла в газовую фазу.

Удаление неметаллических включений. При ЭШП очень благоприятные условия для удаления НВ, т.к.:

1. Отсутствует контакт с огнеупорным материалом;

2. Процесс протекает так, что шлак не имеет возможности запутываться в металле;

3. Жидкоподвижный шлак, т.к. более высокая температура, чем в ДСП, а, следовательно, более низкая вязкость шлака;

4. Мелкая ванна жидкого металла, следовательно, большая эффективная поверхность;

5. Совмещение плавки и кристаллизации в одном месте;

6. Интенсивная обработка металла шлаком (поверхность взаимодействия металл - шлак -70-80 м²/т в ДСП – 1 м²/т). Это позволяет улучшить адсорбционные и ассимиляционные процессы.

При ЭШП имеются три границы взаимодействия жидкого металла со шлаком: торец электрода - шлак, металлическая капля - шлак, поверхность жидкой ванны в кристаллизаторе - шлак.

По данным многочисленных исследований наиболее вероятным механизмом удаления неметаллических включений (рис. 2.18) является их экстракция из металла шлаком на границе металлическая пленка на электроде - шлак. Содержание НВ снижается в 1,5-2 раза.

Во-первых, для включений, основой которых является Al₂O₃, Ti0₂, СaO, MgO на границе со шлаком σ_в-ш невелико. Поэтому при выходе включений на границу металл - шлак соблюдается условие:

σ_м-в + σ_м-ш ≥ σ_в-ш

Во-вторых, скорость смачивания оксидов флюсом АНФ- 6 очень велика и включения поглощаются шлаком.

Очистка происходит в тонком слое металла, примыкающем к шлаку и имеющем толщину δ, равную размеру включений.

Рис. 2.18. Механизм удаления неметаллических включений

1 – электрод; 2 – пленка жидкого металла; 3 - включенеие; 4 – шлак.

Очистка зависит от соотношения между объемом металла W, протекающего в пленке толщиной δ, и объемом Q всей пленки толщиной h:

С/C₀ = Q-W/ Q = 1 – w·(h) δ/v·h, где

W - средняя скорость течения металла в слое δ;

v - средняя скорость течения металла в слое h;

С₀ - исходная концентрация включений;

С - концентрация после обработки пленки шлаком.

С увеличением h степень очистки стремится 1, следовательно, очистка ухудшается. В свою очередь толщина пленки зависит от скорости плавления электрода. Чем больше линейная скорость плавления электрода, тем толще пленка на его торце и хуже очистка металла от неметаллических включений.

Таким образом, снижение содержания кислорода связано в основном с физическим процессом очистки исходного металла от неметаллических включений. Содержание кислорода уменьшается в 1,5 - 2 раза. Однако, полного удаления кислорода не происходит. Источником НВ. в металле ЭШП могут быть включения исходного металла. При движении пленки по конусу электрода часть включений небольшого размера может не выйти на контактную поверхность металл - шлак и с каплями металла попадет в объем жидкой ванны в кристаллизаторе. Эти включения в последующем являются подложками для протекания на них химических реакций.

Поведение азота

Поведение азота зависит от многих факторов, в частности от исходного его содержания в металле и формы, в которой он в нем присутствует, от состава шлака, режима переплава и т.д.

Для сталей, не содержащих нитридосодержащих элементов, степень удаления азота тем выше, чем больше его исходное содержание. Для сталей, содержащих такие нитридосодержащие элементы как,Ti, Nb, азот из металла практически не удаляется. Определяющим моментом в данном случае является способность шлака адсорбировать нитридные включения. Фторидные шлаки типа АНФ - 1П и АНФ - 6 обладают слабой адсорбирующей способностью по отношению к нитридам ниобия и титана.