Способ выплавки подшипниковой стали Советский патент 1981 года по МПК C21C5/52 

Описание патента на изобретение SU865925A1

(54) СПОСОБ ВЫПЛАВКИ ПОДШИПНИКОВОЙ СТАЛИ

Похожие патенты SU865925A1

название год авторы номер документа
Способ производства стали 1982
  • Комельков Виктор Константинович
  • Хохлов Олег Алексеевич
  • Трахимович Валерий Иванович
  • Мулько Геннадий Николаевич
  • Кулаков Вячеслав Викторович
  • Харламов Анатолий Яковлевич
  • Тарынин Николай Геннадьевич
  • Ряхов Тимофей Наумович
SU1057554A1
Способ производства подшипниковой стали 1982
  • Ефименко Сергей Петрович
  • Житник Георгий Гаврилович
  • Пилюшенко Виталий Лаврентьевич
  • Легостаев Геннадий Семенович
  • Крикунов Борис Петрович
  • Бондаренко Анатолий Герасимович
  • Комельков Виктор Константинович
  • Мазуров Евгений Федорович
  • Шахнович Валерий Витальевич
  • Каблуковский Анатолий Федорович
  • Листопад Владимир Иванович
SU1057553A1
Способ рафинирования подшипниковой стали 1987
  • Денисенко Владимир Петрович
  • Максутов Рашат Фасхеевич
  • Чернышев Евгений Яковлевич
  • Черный Алексей Владимирович
  • Иванов Александр Владимирович
  • Волощук Николай Андреевич
  • Ефремов Виктор Георгиевич
  • Мельников Юрий Яковлевич
SU1520109A1
Способ производства стали 1977
  • Ширер Григорий Бенционович
  • Комельков Виктор Константинович
  • Каблуковский Анатолий Федорович
  • Баканов Константин Павлович
  • Зырянов Юрий Евгеньевич
  • Быков Владимир Игнатьевич
  • Тюрин Евгений Илларионович
  • Сивков Сергей Сергеевич
SU692862A1
Способ выплавки стали в мартеновской печи 1989
  • Симонов Игорь Николаевич
  • Плохих Владимир Андреевич
  • Гуджен Федор Ильич
  • Гордиенко Михаил Силович
  • Висторовский Николай Трофимович
  • Харченко Борис Васильевич
  • Долгань Владимир Митрофанович
  • Рубан Вячеслав Иосифович
  • Танцюра Сергей Николаевич
SU1726531A1
Способ выплавки стали 1982
  • Гладышев Николай Григорьевич
  • Косырев Лев Константинович
  • Зубарев Алексей Григорьевич
  • Клюев Михаил Маркович
  • Ивашина Евгений Нектарьевич
  • Римкевич Виктор Станиславович
  • Костяная Флюра Гулямовна
SU1032024A1
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ РЕЛЬСОВОЙ СТАЛИ В ДУГОВОЙ ЭЛЕКТРОПЕЧИ 2007
  • Юрьев Алексей Борисович
  • Годик Леонид Александрович
  • Козырев Николай Анатольевич
RU2350661C1
Способ предварительного раскисления стали 1980
  • Ширер Григорий Бенционович
  • Комельков Виктор Константинович
  • Салаутин Виктор Александрович
  • Петров Борис Степанович
  • Зырянов Юрий Евгеньевич
  • Катаев Владимир Михайлович
  • Бушмелев Владимир Матвеевич
  • Комов Юрий Флегонтович
  • Морозов Сергей Сергеевич
  • Данилин Владимир Владимирович
SU863659A1
Способ производства стали 1983
  • Комельков Виктор Константинович
  • Хохлов Олег Алексеевич
  • Трахимович Валерий Иванович
  • Тиняков Владимир Викторович
  • Кацов Ефим Захарович
  • Кривошейко Аркадий Александрович
  • Кулаков Вячеслав Викторович
  • Харламов Анатолий Яковлевич
SU1121299A1
Способ выплавки титансодержащих сталей и сплавов 1990
  • Коровкин Евгений Николаевич
  • Бережко Борис Иванович
  • Соболев Михаил Юрьевич
  • Александрович Владимир Иосифович
  • Майоров Владимир Алексеевич
  • Мокейков Геннадий Иванович
  • Палеха Юрий Герасимович
SU1822424A3

Реферат патента 1981 года Способ выплавки подшипниковой стали

Формула изобретения SU 865 925 A1

1

Изобретение относится к черной мёталлурги 1, а именно к выплавке в электродуговых печах стали для последующих рафинирующих переплавов.

Известен способ получения подшипниковой стали, по которому металл выплавляют в сталеплавильном агрегате с основной футеровкой с предварительным раскислением и рафинированием в ковше синтетическим шлаком.

Для получения в стали неметаллических включений сульфидного и силикатного типа сталь перед выпуском раскисляют в печи до содержания; кислорода не более О,О06% и рафинируют в ковше синтетическим шлаком на основе кремнезема J.

Недостатком указанного способа выплавки стали является необходимость обеспечения в алектрюсталеплавильном цехе специальной электрюдуговой печи для получения синтетического шлака на основе кремнезема.

Известен также способ получения стали, включающий выплавку стали с проведением доводки по температуре и химическому составу под шлаком с основностью 2,5-3,5 и последующую обработку кислыми шлаками. Отличие указанного способа заключается в проведении доводки плавки под шлаком, составляющим 0,7-1,2% от веса садки, а за 5-10 мин до выпуска плавки основность шлака снижают до 0,3-0.7 присадкой кремнеземсодержащих материалов, при этом вводимую

10 мощность повышают на 2О-ЗО% от оптимальной f2j.

Недостатком этого способа выплавки является наведение в конце периода доISводки в печи с основной магнезитовой футеровкой кислого шлака, т.е. шлака с основностью меньше 0,7. Это приводит к сильному разъеданию магнезитовой футеровки по шлаковому поясу к может

х вызвать аварийное проедание печи, в осо бенности в случае задержки плавки с вьнпуском из печи, что бывает доЬтаточнр часто в производственных условиях. Вторым недостатком известного способа является необходимость проплавления выпуском плавки значительного количества кремнеземсодержащего материала для снижения основности печного шлака с 2,5-3,5 до О,3-О.7. Это требует дополнительного расхода электроэнергии и повышения вводимой в печь мощности на 20-30% от оптимальной. Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту к описываемому изобретению является способ выплавки шарикоподшипниковой icTanH, включающий расплавление шихты, наведение восстановительного известкового шлака, введение в печь кварцитсодержащего материала и выпуск стали з. Недостатками известного способа являются:1. Нанэдение в основной электродуговой печи кислого шлака с основностью 0,7-О,9, Это приводит к дополнительноNfy износу магнезитовой футеровки, повышению содержания окиси магния в печном шлаке, увеличению удельного расхода магнезитового порошка на заправку футеровки .ванны электродуговой печи,. 2.Пониженная жидкснгодвижность шлаков с основностью 1,0-1,3 в системе СаОSi 02-МЛ)-АЕ2О являющейся основой электропечных шлаков. В особенности рез ко возрастает вя-экость таких шлаков при снижении температуры до 15ОСГС и ниже, что затрудняет слив шлака из печи в ковш, перемещение стопора во разливки, слив шлака из ковша после конца разливки и вызывает загрязнение стали экзогенными включениями алюминатов кальция и магнезиальной шпинели, образуюпшхся в металле на основе запутавшихся в стали капель вязкого печного шлака Очень низкая десульфур1фующая способ ность шлаков осясвносгыо 6,7-0,9. Цель изобретения - получение в стали окисных неметаллических уЬкгаочений преимущественно в вщ1е корунда, повышение десульфурааки стали и увелнчение выхода годного проката. Поставленная цель достигается тем, что в саюсобе ш гшхавкв тюдштагаиковой гал включеиощем расплавление шихты, наведекие восстановительного известкового пошка, введение в печь кварцитсодержашего материала в юьшуск стали, в печь вводят фпюорвтсодержаший матервал в количеств 0,3-О,5% от веса стали рагаымв порпнями, П1шчем первую порцию ввооят за 46 мвя до присадки к рпитсодержащего . MsrepiKai, а осташлое количество через -8 мни после присадки кварцитсодержаего материала и выпускают из печи перую четверть плавки со скоростью равной /2-1/3 СКОРОСТИ выпуска остальной плаки, а после /выпуска раскисляют сталь в овше алюминием в количестве О,03,О6% от веса стали. В качестве кварцитсодержащего матеиала может быть использован дробленный варцит, кварцевый песок и др., в качесте фгаооритсодержащегб материала - дробенный плавиковый шпат, окатыши флюориового концентрата и др. При основности печного шлака 1,О1,3 и количестве его около 4% от веса стали введение фпюоритсодерй ашего материала в количестве менее 0,3% от веса стали обеспечит увеличение в шлаке содержания фтористого кальция менее чем на 7,5%, что недостаточно для получения оптимальной жидкоподвижности такого шлака. Введение флюоритсодержашего материала в количестве более 0,5% от веса стали вызывает увеличение в шлаке содержания фтористого кальция более, чем на 12,5%. Такой шлак обладает уже излишней жидкоподвижностью и будет не экономичным. Введение флюоритсодержащего материала в печь за 4-6 мин перед присадкой кварцитсодержащего материала и через 5-8 мин после присадки кварцитсодержащего материала, т.е. за 2-10 мин до выпуска плавки, обусловлено кратковременностью разжижающего действия на шлак ионов фтора, образующихся при диссоциации фтористого кальция в шлаке. Такой способ введения фпкюритсодержащего материала с еспечивает, во-первых, достаточную жидкоподвижность шлака перед присадкой в него кварашсоаержащего материала ,что существенно ухжоряет растворение последнего в шлаке и, во-вторых, необходимую жидкотекучесть печного шлака непосредственно перед и во время выпуска плавки. Введение передприсадкой кварцитсодержащего материала менее половины всего количества фгаооритсодержащего материала обеспечивает достаточное разжижение шлака для быстрого растворения в нем кварцитсодержашего материала. С другой стороны, введение в Лечь более половины всего количества флюоритсодержащего материала перед присадкой Еварцитсодержащего материала уменьшает степень жидкоподвижности 1Ш1а1са перед выпуском плавки, что вызывает загрязнение стали во время слива в ковш шлаковыми включени ями. Введение флюорит содержащего матери ала менее, чем за 4 мин до присадки кварцитсодержашего материала не достато но для получения гомогенного жидкоподвижного шлака, С другой стороны, введе ние фпюоритсодержащего материала более чем за 6 мин до присадки кварцитсодержашего материала приведет , к снижению разжижающего воздействия фтора на шла Введение остального количества фпюо- ритсодержащего материал менее, чем че рез 5 мин после присадки кварцитсодержашего материала нецелесообразно., так как при присадке кварцитсодержашего ма териала за 15 мин до выпуска плавки флюоритсодержащий материал будет приса жен более, чем за 1О мин до выпуска плавки. За это время произойдет снижение разжижаюшего воздействия ионов фтора на I шлак, С другой стороны, введение остального количества фпюоритсодержащего материала более, чем через 8 мин после присадки кварцитсодержащего материала не обеспечит оптимальной жидкоподвижности шлака перед выпуском плавки, так как при присадке кварцитсодержащего материала за Ю мин до выпуска на усвоение шлаком фпюоритсодержащего материала остается менее 2 мин что недостаточно для получения однородного жидкоподвижного шлака. Для десульфурации стали шлаком необ ходимо обеспечить активную обработку металла в ковше печным шлаком. Длй этого шлак должен быть спит в ковш в на- чале выпуска плавки. Слив шлака из печи происходит наиболее полно, когда первую четверть плавки выпускают со скоростью равной 1/2-2/3 скорости выпуска остальной плавки, так как при этом во время медленного наклона печи в сторону сливного желоба не прюизводит перекрытия метешлом всего сечения выпускного отверстия и металл не препятствуе сливу шлака. TlpH сливе первой четверти плавки со сксфостью менее 1/2 скорости слива остальной плавки произойдет излишнее увеличение времени выпуска плавки, что вызовет дополнительное окисление струи ме талла и снизит-интенсивность перемешивания шлака с металлом в ковше. При сливе первой четверти плавки со скоро стью более 2/3 скорости слива остальной плавки произойдет перекрытие всего сечения выпускного отверстия металла и СЛИВ шлака вместе со сталью станет невозможен. Раскисление стали ггосле выпуска ;в ковш алюминием в количестве О,03-О,06% от веса стали обеспечивает присутствие в металле окисных неметаллических вюпочений преимущественно в виде корунда, как это было установлено на опытных плавках. Расхода алюминия менее 0,ОЗ% от веса стали недостаточно для полного раскисления металла. При расходе алюминия более 0,06% ш веса стали остаточное содержание алюминия в металле превышает оптимальное значение, что отрицательно сказывается на качестве стали. Преимущество данного способа определяется важностью повышения выхода годных слитков подшипников стали после рафинирующих переплавов. В настоящее время, например, методом электрошлакового переплава получают слитки весом до 5,5т, используя литые расходуемые электроды. Это обстоятельство налагает высокие требования к природе окисных неметаллических включений в исходном металле для рафкнирующа переплавов и к содержанию в нем серы.. Наиболее полно снижение загрязнения окисными включениями в процессе рафинирующих переплавов проискоциг, когда в исходном металле окисная неметаллическая фаза представлена, oбpaзo /t, корундом. Выплавка подшипниковой стали по предложенному изобретению обеспечивает присутствие в ней окисных неметаллических включений преимущественно в виде корунда и содержание серы не более О,О15%. Это объясняется тем, что получают к выпуску плавки рафинировочный шлак высокой жидкоподвижности. Последнее гарантирует от попадания в металл экзогенных шлаковых включений на основе окиси кальция и магния. Во-вторых, обработку стапи шлаком с основностью не выше 1,3 преггятствует развитию процесса восстановления из шлака кальция и магния из-за низкой активности окиси кальция и магния, в таком Ш1лаке. Это предохраняет металл от последукицего загрязнения окисиыми включениями на основе кальция и магния. аким образом, в рюзультате конечного раскисления стали в ковше алюминием основным типом окисных включений в ней вляется корунд. Изобретение за счет нормирования корости слива плавки обеспечивает акивную обработку металла в ковше печым шлаком Это особенно важно дляолучения в стали содержания серы не более 0,015%, имея ввиду, что основность печного шлака не более 1,3. Нормирование скорости слива плавки создает возможность выплавки подшипниковой стали на свежей шихте, после расплавления которой металл может содержать до 0,О40% серы. Выплавка подшипниковой стали по изобретению позволяет увеличить быход годного проката электрошлаковых слитков на 12-18%. Выплавка подшипниковой стали со снижением основности рафинировочного шлака перед выпуском плавки минимум до 1,0 не уменьшит стойкости магнезитовой футеровки современных сверхмощных элеV ктродуговых печей с удельной мошностыс печных трансформаторов 500-600 вВА/т,. Для таких печей стойкость футеровки является важным вопросом из-за работы их на ьысоких рабочих напряжениях, т.е. на длинных электрических дугах. 1 Пример. В25т электродуговой печи выплавляют подшипниковую сталь марки IUX15 на свежей шихте с полным окислением. После расплавления шихты, проведения окислительного периода и скачивания окислительного шлака наводят восстановительный известковый шлак из извести в количестве 14 кг/т, кварцита 4 кг/т и плавикового шпата 4 кг/т. Шлак по ходу восстановительного периода раскисляют порошком кокса. За 15 мин до выпуска плавки в печь присаживают прокаленный кварцевый песок в количестве 11 кг/г, т.е. 275 кг на плавку. За 4 мин до присадки кварцевого песка в печь вводят плавиковый шпат в количестве 0,15% от веса стали, т.е. 38 кг на плавку. Через 8 мин после присадки кварцевого п&ска вводят в печь плавиковый шпат в количестве 0,15% от веса стали, т.е. 38кг на плавку. Перед сливом в ковш шлак со держит, вес.%: СаО 37,8| iO 37,8; 13,8;CaFi 7,5; FeO 3,0. Основность шлака 1 О. Выпуск первой четверти плавки производят со скоростью равной 1/2 скорости выпуска остальной плавки, а именно первую четверть плавки выпускают со скоростью 4 т/мин, остальную плавку со ско ростью 8 т/мин. После выпуска сталь раскисляют в ковше алюминием в количестве О,О6% от веса стали, т.е. 15 кг на плавку. Содержание серы в готовой стали О,О15%, содержание алюминия О,ОЗ%. Металл разлит на установке полунепрерывной разливки стали в две заготовки 8 5 из которых приготовлены 4 расходуемые электроды для ЭШП. После проката слитков ЭШП на трубную заготовку 0 180мм при контроле на загрязненность неметаллическими включениями в Q 120 мм выход готовой стали с первого испытания увеличился на 18%. Пример 2. В 25 т электродуговой печи выплавляют подшипниковую сталь марки ШХ15 на свежей шихте с полным окислением. После расплавления шихты, проведения окислительного периода и скачивания окислительного шлака ввод1йт в металл 45%-ный ферросилиций на 0,250,27% кремния, углеродистый феррохром на нижний предел содержания хрома и наводят восстановительный известковый шлак из извести в количестве 15 кг/т, кварцита 4 кг/т и плавикового шпата 4 кг/т. Шлак по ходу восстановительного периода раскисляют порошком кокса 2-3 порциями обшим количеством 3-4 кг/т. За 12 мин до выпуска плавки в печь присаживают прокаленны и кварцевый песок в количестве 10 кг/т, т.е. 250 кг на плавку. За 5 мин до присадки кварцевого песка в печь вводят окатыши флюоритового концентрата в количестве 0,2% от веса стали, т.е. 5О кг на плавку. Через 6 мин после присадки кварцевого песка вводят в печь окатыши флюоритового концентрата в количестве 0,2% от веса стали, т.е. 50 кг на плавку. Корректировку содержания кремния в стали производят присадкой 65%-ного ферросилидия в ковш. Перед сливом в ковш печной шлак содержит, вес.%: СаО 41,0; SlO 35,6; /v 11,2; CaPl 10,0; FeO 2,8. Основность шлака СаО 1.17. 5-1 О 2 Выпуск первой четверти плавки производят со скоростью равной 3/5 скорости выпуска остальной плавки, а именно первую четверть плавки выпускают со скоростью 5 т/мин, остальную плавку со скоростью 8 т/мин. После выпуска сталь раскисляют в ковше алюминием в количестве 0,О4% от аеса стали, т.е. 10 кг на плав1су. Содержание серы в готовой стали 0,О12%, содержание алюминия О,О2%. Металл разлит на установке полунепрерывной разливки стали в заготовки сечением квадрат 370 мм. Литые заготовки разрезаны пополам на расходуемые электроды, которые переплавлены в печах электрошлакового переплава в слитки весом 5,5 т. После проката слитков получен готовый прокат cpifHHp 1О5-13О мм. Вы

SU 865 925 A1

Авторы

Ширер Григорий Бенционович

Комельков Виктор Константинович

Салаутин Виктор Александрович

Петров Борис Степанович

Зырянов Юрий Евгеньевич

Катаев Владимир Михайлович

Бушмелев Владимир Матвеевич

Комов Юрий Флегонтович

Морозов Сергей Сергеевич

Данилин Владимир Владимирович

Даты

1981-09-23Публикация

1980-01-24Подача