Отчет по общеметаллургической практике

Примечание	Вполне сойдет за реферат
	Загрузить архив:
	Файл: ref-12535.zip (547kb [zip], Скачиваний: 124) скачать

Санкт-Петербургский государственный политехнический университет.

Факультет технологии и исследования материалов.

Отчет по общеметаллургической

практике.

Выполнил студент группы 4065/2

Жаворонков С. В.

Санкт-Петербург

2002

Оглавление.

1. Введение…………………………………………………………….3

2. Доменное производство………………………………………….6

3. Доменный процесс………………………………………………...7

4. Агломерационное производство………………………………..8

5. Коксохимическое производство………………………………..11

6. Сталеплавильное производство……………………………….12

7. Кислородно-конвертерное производство…………………….13

8. Мартеновское производство……………………………………14

9. Электросталеплавильное производство……………………..15

10. Электрошлаковый переплав………………………………..21

11. Обработка металлов давлением…………………………...21

12. Порошковая металлургия…………………………………...23

13. Термообработка………………………………………………26

14. Заключение……………………………………………………28

15. Литература…………………………………………………….29

Введение.

Роль и значение чёрной металлургии определяются в первую очередь тем, что она служит фундаментом для развития машиностроения.

          Чёрная металлургия охватывает весь процесс от добычи и подготовки сырья, топлива, вспомогательных материалов до выпуска проката с изделиями дальнейшего передела. В ее состав входят: добыча, обогащение и агломерация железных, марганцевых и хромитовых руд; производство чугуна, доменных ферросплавов, стали и проката; производство электроферросплавов; вторичный передел чёрных сплавов; коксования угля; производство огнеупоров; добыча вспомогательных материалов (флюсовых известняков, магнезита и др.); выпуск металлургических изделий производственного назначения. В этом комплексе стержнем служит собственно металлургический передел (чугун-сталь-прокат). Остальные производства – смежные, сопутствующие.

          Россия по выплавке чёрных металлов в конце 80-х годов занимала второе место после Японии. Затем произошел спад производства в связи с общей кризисной ситуацией.

          В 1994 г. Россия дала 36,1 млн. т чугуна, 48,8 млн. т стали, 35,8 млн. т готового проката, 3,6 млн. т стальных труб. Добыча железной руды составила 73,3 млн. т, а производство кокса – 25,4 млн. т.

          Для чёрной металлургии, включающей несколько переделов, особенно актуально совершенствование технологической структуры производства. Россия, где черная металлургия исторически играла приоритетную роль, заметно отстала за последнее время от США и Японии в перестройке технологической структуре. Это тем более важно учитывать, потому что металлургическое производство именно в силу специфики технологии обладает значительной инерционностью.

          В Японии, например, из общего объема выплавки стали свыше 2/3 приходиться на кислородно-конвертерную и около 1/3 – электросталь, а мартеновский способ давно уже прекратил свое существование. Между тем у нас он до сих пор господствует, давая более 1/2  стали, а электросталь составляет только 15% ее суммарного производства.

           Исключительно важно освоение в промышленных масштабах технологии производства получения железа из руд методом прямого восстановления. На территории Курской магнитной аномалии (КМА) в настоящее время уже действует Оскольский электрометаллургический комбинат, проектная мощность которого 5 млн. т металлизованных окатышей и 2,7 млн. т проката в год.

          По уровню концентрации производства черных металлов  Россия опередила многие промышленные развитые страны, в том числе США. Свыше 3/4 чугуна и 2/3 стали, примерно 3/5 проката выпускается у нас предприятиями с ежегодной производительностью более  3 млн. т каждое.

          На восьми самых крупных предприятиях – Магнитогорском, Нижнетагильском, Челябинском и Орско-Халиловском (Урал), Череповецком (Север), Новолипецком (Центрально-Черноземный район), Западно-Сибирском и Кузнецком (Западная Сибирь) комбинатах – производиться 9/10 всего чугуна, свыше 4/5 стали (в том числе вся конвертерная и более 4/5 разливаемой на МНЛЗ) и свыше 4/5 – проката. Эти предприятия перерабатывают более 9/10 железной руды и 2/5 вторичного сырья.

          Характерно также сильно развитое производственное комбинирование. Особенно большую выгоду дает комбинирование металлургического передела с коксованием угля. В России свыше 95% всего кокса выпускается металлургическими заводами. Современные крупные предприятия черной металлургии по характеру внутренних технологических связей представляют собой металлурго-энергохимические комбинаты.

          Комбинаты – основной тип предприятий черной металлургии большинства индустриально развитых стран. В России предприятия с полным циклам дают примерно 9/10 чугуна, стали и проката. Кроме того, есть заводы, выпускающие чугун и сталь или сталь и прокат (включая трубные и метизные заводы), а также раздельно чугун, сталь и прокат. Все предприятия без выплавки чугуна относятся к так называемой передельной металлургии. Особое положение по технико-экономическим параметрам занимают предприятия с электрометаллургическими производством стали и ферросплавов. Наконец выделяется <малая металлургия> (производство стали и проката на машиностроительных заводах).

          Черная металлургия с полным технологическим циклом служит важным районообразующим фактором. Кроме многочисленных производств, возникающих на основе утилизации разного рода отходов при выплавке чугуна и коксовании угля, она притягивает к себе сопутствующие отрасли.

          Наиболее типичные спутники черной металлургии: а) тепловая электроэнергетика, прежде всего установки, которые входят в состав металлургических комбинатов и могут работать на побочном топливе (излишки доменного газа, коксик, коксовая мелочь); б) металлоемкое машиностроение (металлургическое и горное оборудование, тяжелые станки, металлоконструкции, локомотива и др.).

          Металлургия полного цикла, передельная металлургия и <малая металлургия> по условиям размещения отличаются друг от друга. В размещении металлургии полного цикла особенно большую роль играет сырье и топливо, на которые приходиться 85-90% всех затрат по выплавке чугуна, из них примерно 50% - на кокс и 35-40% - на железную руду. Практически на 1 т чугуну расходуются 1,2-1,5 т угля (с учетом потерь в процессе обогащения и коксования), не менее 1,5 т железной руды (в зависимости от содержания), свыше 0,5 флюсовых известняков и до 30 м3  оборотной воды. При современных масштабах металлургического производства все это свидетельствует о важности взаимного транспортно-географического положения сырьевых и топливных баз, источников водоснабжения и вспомогательных материалов. Особенно велика роль сочетаний железных руд и коксующих углей.

          Разведанные запасы железных руд по категориям  А+В+С (на 1 января 1991 г.) составляет в России 55,6 млрд. т. Из этого количества почти 4/5 приходиться на европейскую часть и Урал, остальное – на восточные районы.

          Основные ресурсы железных руд сосредоточенны в пределах КМА (21,6 млрд. т), где находятся такие месторождения мирового значения, как Лебединское, Стойленское, Михайловское и Яковлевское. Великие железорудные ресурсы Урала (почти 7,5 млрд. т), в пределах которого особенно выделяется Качканарская группа месторождений(3,5 млрд. т).

          На третьем месте – Восточная Сибирь (5,3 млрд. т) с Коршуновским и Рудногорским месторождениями в Ангаро-Илимском бассейне и Абаканской группой месторождений. Затем идут Дальний Восток (4,5 млрд. т), Северный район (2,8 млрд. т), где известны Ено-Ковдорское, Костамукшское и другие месторождения, и Западная Сибирь (1,8 млрд. т).

          Наиболее значительные ресурсы марганцевых руд представлены Западной Сибири (Усинское месторождение), а хромитовых руд – на Урале (месторождение Сараны).

          По производству товарной железной руды (главным образом в виде агломерата, концентрата И окатышей) резко выделяется Центрально-Черноземный район (свыше 2/5 общего объема). Остальное количество приходиться на Урал (1/5), Северный район (1/5), Восточную и Западную Сибирь.

          Вместе с вовлечением в оборот бедных руд, особенно железистых кварцитов, расширился фронт открытой добычи металлургического сырья. В настоящее время таким способом разрабатывают более 4/5 всех железных руд.

          Черная металлургия с полным технологическим циклом тяготеет в зависимости от экономической целесообразности к источникам сырья (Урал, центральные районы европейской части) и топливным базам (Кузбасс) или, наконец, к пунктам, находящимся между ними (Череповец).

          Передельная металлургия ориентируется в основном на источники вторичного сырья (отходы металлургического производства, отходы от потребляемого проката, амортизационный лом) и на места потребления готовой продукции, поскольку наибольшее количество металлического лома накапливается в районах развитого машиностроения. Еще теснее взаимодействует с машиностроением <малая металлургия>.

          Особыми чертами размещения отличается производство ферросплавов и электросталей. Ферросплавы – сплавы железа с легирующими сплавами (марганцем, хромом, вольфрамом, кремнием и др.), без которых вообще немыслимо развитее качественной металлургии, - получают в доменных печах и электрометаллургическим путем. В первом случае производство ферросплавов осуществляется на металлургических предприятиях полного цикла, а также с двумя (чугун-сталь) или одним (чугун) переделом, во втором – их производство представлено специализированными заводами.

          Электрометаллургия ферросплавов из-за высоких расходов электроэнергии (до 9 тыс. кВт ч на 1 т продукции) оптимальные условия находит в тех районах, где дешевая энергия сочетается с ресурсами легирующих металлов (например, Челябинск). Производство электросталей развито в районах, располагающих необходимыми источниками энергии и металлического лома.

          При всех изменениях, происшедших в размещении производства в связи с освоением новых источников сырья и топлива в разных районов страны, Урал продолжает сохранять позиции крупнейшей металлургической базы России. Второе и третье места делят Центр и Сибирь с Дальнем Востоком. На четвертом месте находится Северный район.

Доменное производство.

В технике, быту, сельском хозяйстве черные металлы и их сплавы нашли широкое применение. Особое значение имеют сплавы железа с небольшим количеством углерода и других элементов. В зависимости от содержания углерода черные металлы делятся на железо (техническое) до 0,15% [C], сталь до 1,7% [C], чугун до 7% [C]. Доля черных металлов составляет около 95% от общего объема производства металлов. Это обусловлено двумя факторами. Во-первых, в земной коре содержится большое количество руд (оксидов железа),   а стоимость получения чугуна и стали относительно не велика. Во-вторых, черные металлы удовлетворяют большинству требований, предъявляемых к конструкционным материалам. Разнообразие свойств сталей связано с введением в них различных легирующих элементов, а также с термообработкой.

Железо в природе, как было сказано выше, встречается только в виде руд – соединений железа с другими химическими элементами, чаще всего с кислородом. Извлечение железа из руды требует решение двух задач: извлечение железа из его оксидов, и отделение восстановленного железа от пустой породы. Основным агрегатом для извлечения железа из руды является доменная печь. По принципу работы она является шахтной печью, те она вытянута вдоль вертикальной оси. Горизонтальное сечение печи представляет собой окружность, в вертикальном сечении печь состоит из пяти зон. Верхняя ее часть, служащая для загрузки шихты, называется колошником. Основной частью печи является шахта, имеющая форму усеченного конуса. Самая широкая часть (в форме обратного усеченного конуса) переходит в горн. В верхней части горна имеется большое количество расположенных равномерно по окружности фурменных отверстий, через которые в печь попадает воздух. В нижней части горна имеется несколько отверстий для выпуска чугуна.

Материал для футеровки печи обладает высокими теплоизоляционными свойствами для обеспечения минимальных потерь тепла через  стенки. Также, он достаточно прочен, чтобы противостоять механическим воздействиям печи. Такими свойствами обладает огнеупорный материал – шамот.

Доменный процесс.

При загрузке сырья на колошник, материалы попадают в область низких температур – 200-300°С. По мере опускания материалов температура растет и достигает максимальной (1900-2100°С) на уровне фурм и в горне снижается до 1450°С.

На уровне фурмы раскаленный кокс сгорает в струе горячего воздуха с выделением большого количества тепла.

С+О=2СО2+Q

Образующийся  СО2 реагирует с твердым углеродом кокса и восстанавливается до  СО. Реакция идет с поглощением тепла.

СО2+С=2СО-Q

Встречая руду, СО восстанавливает оксиды железа, превращаясь в СО2.

Восстановление железа оксидом углерода называют косвенным восстановлением. Прямым восстановлением называют восстановление твердым углеродом кокса:

FeO+C=Fe+CO-Q

После завершения процесса восстановления при t=1300-1400°C железо находится в твердом состоянии и имеет вид простой губчатой массы.

Образование шлака понижается в области распара при t=1200°C, когда пустая порода сплавляется с известью. Образующийся шлак стекает в горн, скапливается под слоем чугуна и периодически выпускается через шлаковую ленту.

Чугун из печи выпускают 4-6 раз в сутки через чугунные летки. Чугун стекает в чугуновозные ковши емкостью до 100 тонн, в которых по железнодорожным путям направляется на разливочную машину, либо, в случае передела в сталь, его сливают в специальные копилки-миксеры, выдержка в которых обеспечивает выравнивание состава чугуна.

Разливочная машина – это замкнутый конвейер из чугунных форм, в которые сливается чугун. Залитый чугун охлаждается, затвердевает, после чего  горны опрокидываются, и чугунные чушки массой до 55 кг отправляются на другие заводы.

Основными показателями работы доменной печи является коэффициент использования полезного объема и расход кокса на 1 тонну выплавленного чугуна. Чем меньше КИПО, тем лучше работает доменная печь, тем более форсировано ведется плавка. Значение КИПО лежит в интервале от 0,4 до 0,7 и зависит от содержания железа в руде, подготовки шихтовых материалов и сорта выплавляемого чугуна. Исходные материалы для доменного производства: руда, флюс, топливо и воздух.

Агломерационное производство.

Изобретение агломерационного процесса связывают с именами Геберлейна и Гунтингтона, взявших в 1887 г. Патент на «экзотермический процесс окускования пылеватых руд в смеси с коксиком, осуществляемый путем прососа воздуха через слой сверху вниз». Не менее важной датой в истории агломерации является и 1911 г. - дата пуска первой ленточной агломерационной машины Дуайт-Ллойда в Бердаборо (США). В дальнейшем процесс агломерации железных руд получил значительное распространение, и к 1963 г. мировое производство агломерата достигло 190 млн. т в год [1]. В дальнейшем наблюдается тенденция к увеличению этой цифры.

Царская Россия располагала небольшими агломерационными установками, построенными в 1906 г. на Таганрогском заводе и в 1914 г. на Днепровском заводе. В 1925 г. в Советском Союзе был пущен первый агломерационный цех, построенный по системе AIB, а в 1930 г. - первая ленточная машина на заводе им. Войкова в Керчи. В 1961 г. на агломерационных фабриках Советского Союза было произведено 74,2 млн. т агломерата, в том числе 73 млн. т офлюсованного агломерата. Доля агломерата в рудной части шихты доменных печей Советского Союза приближалась к 80%, и эта цифра не являлась предельной.

Цель агломерации состоит в окусковании пылеватых руд, колошниковой пыли и отчасти концентратов обогащения руд. При загрузке этих видов сырья в доменную печь без предварительного окускования значительная часть пылеватых материалов выносится из печи газами. Оставшаяся часть создает в печи весьма плотный столб шихты с минимальной газопроницаемостью. Интенсивность доменной плавки резко снижается, ход печи делается неустойчивым.

В ходе агломерации из шихты могут быть удалены многие вредные примеси, в том числе и сера. Эта сторона процесса может в отдельных случаях считаться наиболее важной, так как переработка сернистой руды в доменной печи связана с ухудшением технико-экономических показателей плавки. Оказывается выгодным дробить кусковатую сернистую руду и вновь подвергать ее окускованию путем агломерации, удаляя при этом из руды большую часть серы.

Несмотря на появление многочисленных разновидностей, и видоизменений процесса спекания руд, основная схема агломерационного процесса практически не изменилась за 75 лет, прошедших со времени его изобретения. Началу процесса предшествует дозировка пылеватых компонентов, входящих в состав рудной части шихты, а также коксика, извести или известняка. Соотношения между составляющими в шихте могут быть определены расчетным путем. Отметим, что эффективность агломерационного процесса значительно снижается при спекании чрезмерно мелких концентратов, если они не подвергнуты предварительному окомкованию.

 

Современное доменное производство предъявляет к железорудным материалам очень высокие требования. Шихтовые материалы должны иметь: высокое содержание железа, или минимальное содержание пустой породы; низкую концентрацию примесей; оптимальный размер куском (до 20 мм); достаточно высокую прочность; постоянный химический состав больших масс шихтовых материалов.

Железная руда – горная порода, содержащая железо в таком количестве, при котором ее технически и экономически выгодно перерабатывать. Руда состоит из смеси железосодержащих материалов с пустой породой, в состав которой входят различные соединения: кремнезем (SiO2), глинозем (Al2O3, CaO и MgO). Важную роль играет восстановимость руды, которая определяется скоростью восстановления из нее железа и зависит от природы FeO, плотности и пористости руды. Чем плотнее и пористее руда, тем хуже ее восстановимость.

Основными операциями  подготовки руд к плавке являются дробление, сортировка, обогащение, обжиг и спекание.

Целью обогащения руд является удаление пустой породы и повышения содержания железа. Обогащение получает все большее  распространение. Для  обогащения железных руд применяют промывку и магнитную сепарацию, которая состоит в  помещении в магнитное поле достаточно измельченной руды; магнит притягивает  частицы руды, содержащие оксид железа и обладающие магнитными свойствами от пустой немагнитной породы.

Получаемые после обогащения руд тонко измельченные концентраты  не могут быть направлены непосредственно в доменную печь, т.к. они не обеспечивают высокой газопроницаемости шихты. Превращение мелких частиц рудных концентратов в более крупные куски  составляет основную цель процессов окускования.

     

 Агломерационная шихта включает следующие компоненты:

1. Рудная часть (концентрат или руда 5-6 мм).

2. Топливо (мелкий кокс до 3 мм, иногда с добавкой каменного угля) содержание 36%.

3. Флюс 5-10% (известняк 0-3 мм, для того, чтобы в течение короткого периода агломерации он успел разложиться). За счет CaO улучшается работа доменных печей и уменьшается удельный расход кокса.

4. Добавки (колошниковая пыль, окалина и др.) Содержание менее 5%.

5. Возврат (мелкий  агломерат от предыдущего спекания крупностью 0-6 мм). Содержание в шихте 20-30%.

6. Вода 5-8% для улучшения процесса грануляции мелких частиц шихты.

Эти материалы смешиваются и подаются в агломерационную машину. Она состоит из большого числа паллетспекательных тележек с отверстием в днище, двигающихся по направляющим рельсам. В загруженной паллете после зажигания газовыми горелками начинается  горение топлива, причем фронт горения распространяется сверху вниз. Воздух просасывается сквозь слой шихты благодаря действию специальных вакуумных устройств – экспаустеров. Температура в слое шихты 1300-1600°С. В результате восстановления образуется:

   В зоне горения Fe2SiO4 плавится (t=1209°C) и смачивает зерна шихты, благодаря чему при охлаждении образуется твердая пористая масса – агломерат (имеет хорошую восстановимость и высокую прочность).

Коксохимическое производство.

Топливо выполняет три основные функции:

1. Тепловую (источник тепла, необходимый для разогрева рудных материалов до высокой температуры, что обеспечивает интенсивное протекание химических реакций и плавление чугуна и шлака).

2. Физическую (обеспечивает высокую газопроницаемость столба шихты) => топливо должно быть твердым и кусковым мате­риалом. С целью получения максимальног количества тепла при горении топливо должно иметь высокое содержание нелетучего углерода и минимальное количество золы. Так как восстановительный характер доменной плавки не позволяет гореть Н2 => необхо­димо высокое соотношение С:Н. Топливо должно содержать минимальное возможное количество примесей (в частности S).

3. Химическую (основной химический реагент-восстановитель Fe).

Этим условиям удовлетворяют в большей степени только два вида искусственно приготовленного топлива: древесный уголь и кокс.

Кокс, получающийся сухой перегонкой, при 1000-1200С без до­ступа воздуха, некоторых сортов каменных углей, называют ко­ксующимся. При удалении летучих веществ в специальных кокс­овых печах происходит спекание, длительность которого соста­вляет 15-20 ч. Перед коксованием уголь проходит подготовку, за­ключающуюся в измельчении в щековых дробилках до крупности зерна 2-3 мм, обогащении и смешивании. Спекшаяся пористая масса кокса при выделении газов растрескивается и распадается на куски. Выделяющийся газ собирается и направляется в химическое отделение, где из него извлекают такие ценные хи­мические продукты как бензол, аммиак и др. После этого коксо­вый газ используют в качестве топлива.

Химический состав металлургического кокса в зависимости от месторождения угля составляет, %:    [С]=80-90 зола 8-12; [S]=0,5-2 влага до 5; [Р] = 0,04 летучих 0,7-1,2.

Сталеплавильное производство.

В 1855г. Бессемер предложил продувать жидкий чугун в конве­ртере с кислой футеровкой, воздухом через днище.

В 1864г. братья Мартены осуществили плавку из чугуна и же­лезного лома в отражательной регенеративной печи, в которой тепло отходящих продуктов сгорания использовалось для подо­грева топлива и воздуха.

В 1879г. Томас разработал вариант конвертерного процесса, также для получения жидкой стали.

Мартеновский и конвертерный способы производства стали су­ществуют и сегодня и составляют основу современной черной металлургии. Наряду с ними используются процессы электроме­таллургии и спецэлектрометаллургии (ЭШП, ЭЛП, вакуумно-дуговой переплав и др.)

Кислородно-конвертерное производство.

В основе конвектерных процессов лежит обработка жидкого чу­гуна газообразным окислителем без подвода извне дополнитель­ного тепла. Процесс выплавки осуществляется только за счет хи­мической теплоты экзотермических реакций окисления примесей. Продувка чугуна производится сверху или через днище в специ­альных агрегатах-конвертерах. Конвертерную плавку характери­зует высокая производительность за счет большой рациональной поверхности Ме-окислителя и высокой скорости окисления при­месей. Применение технически чистого кислорода (не менее 99,5%) для продувки чугуна позволило за счет снижения содержания азота улу­чшить качество кислородно-конвертерной стали.

Схема КК представлена на рис. 1. Корпус КК 1 изготавливают из стальных сваренных в стыках листов. Корпус имеет среднюю цилиндрическую часть, глухое дно и симметричную сужающуюся горловину 2. У основания горловины расположено сталевыпускное отверстие 3. Такое расположение летки способ­ствует лучшему отделению стали от шлака и уменьша­ет опасность восстановления [Р] при сливе Me. Конвертер может поворачиваться в вер­тикальной плоскости благода­ря      Рис.1 Схема КК.

поясу 4  с цапфами, распо­ложенными в подшипниковых опорах. 02 обычно подается сверху через водоохлаждающую фу­рму 5. Подача сверху обусловлена образованием высокотемпера­турной реакционной зоны в месте вдувания 02 в Me. Фурма спо­собна перемещаться вверх-вниз. Исходным материалом конвер­терной плавки является жидкий чугун, лом-метал. часть шихты и шлакообразующие окислители. Перед загрузкой конвертер накло­няют, загружают Me лом, затем заливают чугун; конвертер приводят в вертикальное положение, опускают кислородную фурму и начинают продувку 02. Одновременно с началом продувки по мере ее проведения по специальному желобу загружают известь, железную руду и флюсы. Проникая в Me, 02 взаимодействует с Fe.

2Fe + 02 = 2FeO + Q

Образующийся FeO частично переходит в шлак, частично ра­створяется в Me и окисляет примеси, содержащиеся в чугуне. Одновременно с окислением примеси образуется шлак, скорость образования которого зависит от скорости растворения примеси. После окончания продувки и получения заданного содержания [С] конвертер поворачивают в горизонтальное положение, берут про­бу и выпускают металл в ковш. Во избежание заполнения фурм жидким Me и выхода из строя перед установкой конвертера в вертикальное положение через фурмы пускают дутье, используя для этого какой-нибудь инертный газ.

Мартеновское производство.

Мартеновская печь является пламенной регенеративной печью. В рабочем пространстве печи сжигается газообразное или жидкое топливо. Верхнее строение мартеновской печи состоит из плавильного пространства, головок и вертикальных каналов. Плавильное пространство ограничено передней стенкой с завалочными окнами, задней стенкой с выпускным отверстием, снизу - подиной и откосами, сверху - сводом, с торцов - головками.

Через завалочные окна загружают шихту и дополнительные материалы, по ходу плавки удаляют и наводят шлак, берут пробы Me и шла-ка.

Рабочее пространство печи футеровано огнеупорным кирпичом. В зависимости от вида футеровки различают:

1. Основные МП (подину и откосы выкладывают основным маг­незитовым кирпичом, а сверху наваривают слой магнезитово­го порошка).

2. Кислые (подину и откосы футеруют кислым динасовым кир­пичом на основе кремнезема, а верхний слой наваривают из кварцевого песка).

В торцах рабочего пространства печи расположены головки для подвода топлива и воздуха, и отвода продуктов горения. Нижнее строение МП расположено под рабочей площадкой. Оно состоит шлаковиков, в которых происходит отделение от ды­мовых газов частиц шлака и пыли из рабочего пространства, ре­генеративных камер и боровов с перекидными клапанами.

В рабочем пространстве печи топливо смешивается с воздухом и сгорает с образованием факела пламени с t = 1800-1900 °С. Газообразные продукты горения поступают в вертикальные кана­лы, шлаковики и регенераторы, температура дымовых газов, пос­тупающих в регенераторы, составляет 1500-15 50°С. МП, работа­ющий на жидком топливе (мазуте) имеют по одному регенерато­ру для подогрева воздуха (в обычных - по две паре). В качестве газообразного топлива обычно используют смесь доменного и коксового газов.

Обычно применяют стационарный МП, но для выплавки стали из фосфористых чугунов и облегчения смачивания шлака приме­няют качающиеся печи.

Стальной лом (скрап) 60-70%            стальной лом 20-40% Чушковый передельный чугун 30-40%    жидкий чугун 60-80% Известь 8-12% от массы Me

Процессы плавки одинаковы для обоих процессов и состоят из нескольких последовательных стадий: заправки печи, закалки шихтовых материалов, их плавления, периода кипения или дово­дки, раскисления и выпуска Me.

Производство стали в электропечах.

В электропечи можно получать легированную сталь с низким содержанием серы и фосфора, неметаллических включений, при этом потери легирующих элементов значительно меньше.

В процессе электроплавки можно точно регулировать температуру металла и его состав, выплавлять сплавы почти любого состава.

Электрические печи обладают существенными преимуществами  по сравнению с другими сталеплавильными агрегатами, поэтому высоколегированные инструментальные сплавы, нержавеющие шарикоподшипниковые, жаростойкие и жаропрочные, а также многие конструкционные стали выплавляют только в этих печах.

Мощные электропечи успешно применяют для получения низколегированных и высокоуглеродистых сталей мартеновского сортамента. Кроме того, в электропечах получают различные ферросплавы, представляющие собой сплавы железа с элементами, которые необходимо выводить в сталь для легирования и  раскисления.

Первая дуговая электропечь в России была установлена в 1910 г. на Обуховском заводе. За годы пятилеток были построены сотни различных печей. Вместимость наиболее крупной печи в СССР 200 т. Печь состоит из железного кожуха цилиндрической формы со сферическим днищем. Внутри кожух имеет огнеупорную футеровку. Плавильное пространство печи закрывается съемным сводом.

Печь имеет рабочее окно и выпускное отверстие со сливным желобом. Питание печи осуществляется трехфазным переменным током. Нагрев и плавление металла осуществляются электрическими мощными дугами, горящими между концами трех электродов и металлом, находящимся в печи. Печь опирается на два опорных сектора, перекатывающихся по станине. Наклон  печи в сторону выпуска и рабочего окна осуществляется при помощи реечного механизма. Перед загрузкой печи свод, подвешенный на цепях, поднимают к порталу, затем портал со сводом и электродами отворачивается в сторону сливного желоба и печь загружают бадьей. Кожух печи должен выдерживать нагрузку от массы огнеупоров и металла. Его делают сварным из листового железа толщиной 16–50 мм в зависимости от размеров печи. Форма кожуха определяет профиль рабочего пространства дуговой электропечи. Наиболее распространенным в настоящее время является кожух конической формы. Нижняя часть кожуха име­ет форму цилиндра, верхняя часть—конусообразная с расширением кверху. Такая форма кожуха облегчает за­правку печи огнеупорным материалом, наклонные стены увеличивают стойкость кладки, так как она дальше расположена от электрических дуг. Используют также ко­жухи цилиндрической формы с водоохлаждаемыми па­нелями. Для сохранения правильной цилиндрической формы кожух усиливается ребрами и кольцами жестко­сти. Днище кожуха обычно выполняется сферическим, что обеспечивает наибольшую прочность кожуха и мини­мальную массу кладки. Дни­ще выполняют из немагнит­ной стали для установки под печью электромагнитного пе­ремешивающего устройства.

Сверху печь закры­та сводом. Свод набирают из огнеупорного кирпича в металлическом водоохлаждаемом сводовом кольце, ко­торое выдерживает распираю­щие усилия арочного сферического свода В нижней части кольца имеется выступ – нож, который входит в песчаный затвор кожуха печи. В кирпичной кладке свода оставляют три отверстия для электродов. Диаметр от­верстий больше диаметра электрода, поэтому во время плавки в зазор устремляются горячие газы, которые раз­рушают электрод и выносят тепло из печи. Для предотвращения этого на своде устанавливают холодильники или  экономайзеры, служащие для уплотнения электрод­ных отверстий и для охлаждения кладки свода. Газодинамические экономайзеры обеспечивают уплотнение с помощью воздушной завесы вокруг электрода. В своде имеется также отверстие для отсоса запыленных газов и отверстие для кислородной фурмы.

 Для загрузки шихты в печи небольшой емкости и подгрузки легирующих и флюсов в крупные, печи скачивания шлака, осмотра, заправки и ремонта печи имеется загрузочное окно, обрамленное литой ра­мой. К раме крепятся направляющие, по которым сколь­зит заслонка. Заслонку футеруют огнеупорным кирпи­чом. Для подъема заслонки используют пневматический, гидравлический или электромеханический привод.

С противоположной стороны кожух имеет окно для выпуска стали из печи. К окну приварен сливной желоб. Отверстие для выпуска стали может быть круглым диа­метром 120—150 мм или квадратным 150 на 250 мм. Слив­ной желоб имеет корытообразное сечение и приварен к кожуху под углом 10—12° к горизонтали. Изнутри же­лоб футеруют шамотным кирпичом, длина его составля­ет 1—2 м.

Электрододержатели служат для подвода тока к элек­тродам и для зажима электродов. Головки электрододержателей делают из бронзы или стали и охлаждают во­дой, так как они сильно нагреваются как теплом из пе­чи, так и контактными токами. Электрододержатель должен плотно зажимать электрод и иметь небольшое контактное сопротивление. Наиболее распространенным в настоящее время является пружинно-пневматический электрододержатель. Зажим электрода осуще­ствляется при помощи неподвижного кольца и зажимной плиты, которая прижимается к электроду пружиной. Отжатие плиты от электрода и сжатие пружины происхо­дят при помощи сжатого воздуха. Электрододержатель крепится на металлическом рукаве – консоли, который скрепляется с Г-образной подвижной стойкой в одну же­сткую конструкцию. Стойка может перемещаться вверх или вниз внутри неподвижной коробчатой стойки. Три неподвижные стойки жестко связаны в одну общую кон­струкцию, которая покоится на платформе опорной люль­ки печи. Перемещение подвижных телескопических стоек происходит или с помощью системы тросов и противо­весов, приводимых в движение электродвигателями, или с помощью гидравлических устройств. Механизмы пере­мещения электродов должны обеспечить быстрый подъ­ем электродов в случае обвала шихты в процессе плав­ления, а также плавное опускание электродов во избе­жание их погружения в металл или ударов о не расплавившиеся куски шихты. Скорость подъема электродов составляет 2,5—6,0 м/мин, скорость опускания 1,0— 2,0 м/мин.

Механизм наклона печи должен плавно наклонять печь в сторону выпускного отверстия на угол 40—45° для выпуска стали и на угол 10—15 градусов в сторону рабочего окна для спуска шлака. Станина печи, или люлька, на кото­рой установлен корпус, опирается на два – четыре опор­ных сектора, которые перекатываются по горизонталь­ным направляющим. В секторах имеются отверстия, а в направляющих – зубцы, при помощи которых предот­вращается проскальзывание секторов при наклоне печи. Наклон печи осуществляется при помощи рейки и зубча­того механизма или гидравлическим приводом. Два цилиндра укреплены на неподвижных опорах фундамента, а штоки шарнирно связаны с опорными секторами люль­ки печи.

Система загрузки печи бывает двух видов: через за­валочное окно мульдозавалочной машиной и через верх при помощи бадьи. Загрузку через окно применяют только на небольших печах.

При загрузке печи сверху в один-два приема в тече­ние 5 мин меньше охлаждается футеровка, сокраща­ется время плавки; уменьшается расход электроэнергии; эффективнее используется объем печи. Для загрузки пе­чи свод приподнимают на 150—200 мм над кожухом печи и поворачивают в сторону вместе с электродами, полностью открывая рабочее пространство печи для введения бадьи с шихтой. Свод печи подвешен к раме. Она соеди­нена с неподвижными стойками электрододержателей в одну жесткую конструкцию, покоящуюся на поворотной консоли, которая укреплена на опорном подшипнике. Крупные печи имеют поворотную башню, в которой со­средоточены все механизмы отворота свода. Башня вра­щается вокруг шарнира на катках по дугообразному рельсу. Бадья представляет собой стальной цилиндр, диаметр которого меньше диаметра рабочего простран­ства печи. Снизу цилиндра имеются подвижные гибкие сектора, концы которых стягиваются через кольца тро­сом. Взвешивание и загрузка шихты производятся на шихтовом дворе электросталеплавильного цеха. Бадья на тележке подается в цех, поднимается краном и опус­кается в печь. При помощи вспомогательного подъема крана трос выдергивают из проушин секторов и при подъеме бадьи сектора раскрываются и шихта вывали­вается в печь в том порядке, в каком она была уложе­на в бадье.

При использовании в качестве шихты металлизованных окатышей загрузка может производиться непрерыв­но по трубопроводу, который проходит в отверстие в сво­де печи.

Во время плавления электроды прорезают в шихте три колодца, на дне которых накапливается жидкий ме­талл. Для ускорения расплавления печи оборудуются поворотным устройством, которое поворачивает корпус в одну и другую сторону на угол в 80°. При этом элек­троды прорезают в шихте уже девять колодцев. Для по­ворота корпуса приподнимают свод, поднимают электро­ды выше уровня шихты и поворачивают корпус при по­мощи зубчатого венца, прикрепленного к корпусу, и шестерен. Корпус печи опирается на ролики.

Большинство дуговых печей имеет основную футеров­ку, состоящую из материалов на основе MgO. Футеров­ка печи создает ванну для металла и играет роль теплоизолирующего слоя, уменьшающего потери тепла. Основные части футеровки –  подина печи, стены, свод. Температура в зоне электрических дуг достигает несколь­ких тысяч градусов. Хотя футеровка электропечи отде­лена от дуг, она все же должна выдерживать нагрев до температуры 1700°С. В связи с этим применяемые для футеровки материалы должны обладать высокой огне­упорностью, механической прочностью, термо- и химиче­ской устойчивостью. Подину сталеплавильной печи на­бирают в следующем порядке. На стальной кожух укла­дывают листовой асбест, на асбест—слой шамотного порошка, два слоя шамотного кирпича и основной слой из магнезитового кирпича. На магнезитовой кирпичной подине набивают рабочий слой из магнезитового порош­ка со смолой и пеком — продуктом нефтепереработки. Толщина набивного слоя составляет 200 мм. Общая толщина подины равна примерно глубине ванны и мо­жет достигать 1 м для крупных печей. Стены печи выкладывают после соответствующей прокладки асбеста и шамотного кирпича из крупноразмерного безобжигового магнезитохромитового кирпича длиной до 430 мм. Кладка стен может выполняться из кирпичей в же­лезных кассетах, которые обеспечивают сваривание кир­пичей в один монолитный блок. Стойкость стен достига­ет 100—150 плавок. Стойкость подины составляет один-два года. В трудных условиях работает футеровка сво­да печи. Она выдерживает большие тепловые нагрузки от горящих дуг и тепла, отражаемого шлаком. Своды крупных печей набирают из магнезитохромитового кир­пича. При наборе свода используют нормальный и фа­сонный кирпич. В поперечном сечении свод имеет форму арки, что обеспечивает плотное сцепление кирпичей ме­жду собой. Стойкость свода составляет 50 – 100 плавок. Она зависит от электрического режима плавки, от дли­тельности пребывания в печи жидкого металла, состава выплавляемых стали, шлака. В настоящее время широ­кое распространение получают водоохлаждаемые своды и стеновые панели. Эти элементы облегчают службу фу­теровки.

Ток в   плавильное пространство печи подается через электроды, собранные из секций, каждая из которых представляет собой круглую заготовку диаметром от 100 до 610 мм и длиной до 1500 мм. В малых электропе­чах используют угольные электроды, в крупных – графитированные. Графитированные электроды изготавливают из малозольных углеродистых материалов: нефтяного кокса, смолы, пека. Электродную массу смешивают и прессуют, после чего сырая заготовка обжигается в га­зовых печах при 1300 градусах и подвергается дополнительно­му графитирующему обжигу при температуре 2600 – 2800 градусах в электрических печах сопротивления. В процес­се эксплуатации в результате окисления печными газами и распыления при горении дуги электроды сгорают. По мере укорачивания электрод опускают в печь. При этом электрододержатель приближается к своду. Наступает момент, когда электрод становится настолько коротким, что не может поддерживать дугу, и его необходимо на­ращивать. Для наращивания электродов в концах сек­ций сделаны отверстия с резьбой, куда ввинчивается переходник-ниппель, при помощи которого соединяются отдельные секции. Расход электродов составляет 5—9 кг на тонну выплавляемой стали.

Электрическая дуга—один из видов электрического разряда, при котором ток проходит через ионизирован­ные газы, пары металлов. При кратковременном сбли­жении электродов с шихтой или друг с другом возника­ет короткое замыкание. Идет ток большой силы. Концы электродов раскаляются добела. При раздвигании элек­тродов между ними возникает электрическая дуга. С рас­каленного катода происходит термоэлектронная эмиссия электронов, которые, направляясь к аноду, сталкивают­ся с нейтральными молекулами газа и ионизируют их. Отрицательные ионы направляются к аноду, положи­тельные к катоду. Пространство между анодом и като­дом становится ионизированным, токопроводящим. Бом­бардировка анода электронами и ионами вызывает сильный его разогрев. Температура анода может дости­гать 4000 градусов. Дуга может гореть на постоянном и на пе­ременном токе. Электродуговые печи работают на пере­менном токе. В последнее время в ФРГ построена элек­тродуговая печь на постоянном токе.

В первую половину периода, когда катодом является электрод, дуга горит. При перемене полярности, когда катодом становится шихта — металл, дуга гаснет, так как в начальный период плавки металл еще не нагрет и его температура недостаточна для эмиссии электронов. Поэтому в начальный период плавки дуга горит неспо­койно, прерывисто. После того как ванна покрывается слоем шлака, дуга стабилизируется и горит более ровно.

Электрошлаковый переплав.

Путем переплава получают сталь и сплавы особо высокого ка­чества. Схема установки ЭШП приведена на рисунке 7. Между расходуемым электродом и напла­вляемым слитком имеется слой  электропроводящего шлака, в котором выделяется тепло при про­хождении через него электротока, и нагреве его до t = 2000 °С. Шлак плавят в электропечи и заливают в кристаллизатор. Meталл расходуемого электрода        

                                      Рис. 2. Схема электрошлакового переплава.

плавиться и каплями стекает сквозь слой шлака. Это обеспечивает большую площадь соприкосновения Me со шлаком.   

Под слоем шлака, в кристаллизаторе постепенно наплавляется слиток. Шлак должен быть электропроводным и рафинированным. С помощью ЭШП получают улучшение кристаллической структу­ры. Таким образом, для улучшения кристаллической структуры необходимо иметь низкую скорость и производительность, а, следовательно, и мелкую ванну.

Обработка металлов давлением.

Процесс ОМД- это придание материалу требуемой формы, раз­меров и физико-механических свойств без нарушения его сплошно­сти путем пластической деформации. В процессах ОМД упругая и пластическая деформации сопутствуют друг другу.

При нагреве металла его способность к пластической деформа­ции увеличивается, а сопротивление деформации падает, поэтому процессы горячей обработки являются менее трудоемкими и эне­ргоемкими. Однако изделия, полученные горячей обработкой, об­ладают худшим качеством поверхности (слой окисленного Me на поверхности - окалина) и меньшей точностью геометрических ра­змеров по сравнению с изделиями, полученными методом холо­дной деформации. Для проведения процессов горячей пластиче­ской деформации Me необходимо нагреть выше 0,65-0,75 абсолю­тной t плавления для обеспечения полного протекания разупрочняющих процессов. В интервале температур горячей деформации пласти­чность повышается в несколько раз, прочностные характеристи­ки уменьшаются в 10 раз по сравнению с комнатными. Нагрева­ть сталь до температур, близких к t плавления, нельзя, так как происхо­дит развитие явления перегрева, состоящего в интенсивном рос­те зерна нагреваемого металла и пережога, сопровождающегося окислением и плавлением граней зерен, нарушением связей между ними, и как следствие, полной потерей пластичности, что яв­ляется неисправимым браком. Нагрев желательно проводить с на­ибольшей V, то есть за возможно короткое время. При этом медленней растет зерно, снижаются отходы металлов по образованию окалины, меньше [С] выгорает с поверхности стальных заготовок.

Среди ОМД наиболее распространенными являются: ковка, штамповка, волочение, прокатка, прессование.

Прокатка заключается в обжатии заготовки между вращающимися валками.

             Рис.3. Прокатка.

Прессование заключается в продавливании заготовки, нахо­дящейся в замкнутой форме, через отверстие матрицы, причем формы и размеры поперечного сечения выдавливаемой заготовки соответствуют форме и размерам отверстия матрицы, а длина ее пропорциональна отношению площадей поперечного сечения исхо­дной.

Порошковая металлургия

Порошковой металлургией называют область техники,  охватывающую совокупность методов изготовления порошков металлов и металлоподобных соединений,  полуфабрикатов и изделий  из  них или  их  смесей  с неметаллическими порошками без расплавления основного компонента.

Из имеющихся  разнообразных  способов  обработки металлов порошковая металлургия занимает особое место, так как позволяет получать не только изделия различных форм и назначений, но и создавать принципиально новые материалы,  которые другим путем получить  или очень трудно или невозможно.  У таких материалов можно получить уникальные свойства, в ряде случаев существенно повышается  экономические  показатели  производства.  При этом способе практически в большинстве случаев коэффициент  использования материала составляет около 100%.

Типовая технология производства заготовки  изделий  методом порошковой  металлургии включает четыре основные операции:  1) получение порошка исходного материала; 2)формование заготовок;

3)       спекание и 4) окончательную обработку.  Каждая из указанных операций  оказывает  значительное  влияние   на   формирование свойств готового изделия.

В настоящее  время  используют большое количество методов производства металлических порошков,  что позволяет варьировать  их свойства, определяет качество и экономические показатели.

Свойства порошков.  Свойство металлических порошков характеризуются химическими,  физическими и технологическими свойствами. Химические свойства металлического порошка зависят от химического состава, который зависит от метода получения  порошка  и химического  состава исходных материалов.  Содержание основного металла в порошках составляет 98...99%.  При изготовлении изделий с особыми свойствами,  например магнитными, применяют более чистые порошки.  Допустимое количестве примесей в порошке определяется допустимым их количеством в готовой продукции.  Исключение сделано для окислов железа, меди, никеля, вольфрама и некоторых других, которые при нагреве в присутствии восстановления легко образуют активные атомы металла,  улучшающие  спекаемость порошков.  Содержание  таких окислов в порошке может составлять 1...10%. В металлических порошках содержится значительное количество газов (кислород, водород, азот и др.), как адсорбированных на поверхности, так и попавших внутрь частиц в процессе изготовления  или  при  последующей обработке,  Газовые пленки на поверхности частиц порошка образуются самопроизвольно из-за ненасыщенности полей силовых в поверхностных слоях. С уменьшением частиц порошка увеличивается адсорбция газов этими частицами.

При восстановлении  химических  соединений  часть газов - восстановителей и газообразных продуктов реакции  не  успевает выйти  наружу и находится либо в растворенном состоянии, либо в виде пузырей.  Электролитические порошки содержат водород, выделяющийся на катоде одновременно с осаждением на нем металла.  В карбонильных порошках  присутствуют  растворенные  кислород, окись  и  двуокись углерода,  а в распыленных порошках - газы, механически захваченные внутрь частиц.

Большое количество  газов  увеличивает хрупкость порошков и затрудняет прессование.  Интенсивное выделение газов из спрессованной  заготовки при спекании может привести к растрескиванию изделий.  Поэтому перед прессованием или  в  его  процессе применяют вакуумирование порошка, обеспечивающее удаление значительного количества газов.

При работе  с порошками учитывают их токсичность и пирофорность.  Практически все порошки оказывают вредное  воздействие на  организм  человека. Пирофорность, т.е. способность к самовозгоранию при соприкосновении с воздухом,  может привести к воспламенению порошка и даже взрыву.  Поэтому при работе с порошками строго соблюдают специальные меры безопасности. Физические свойства частиц характеризуют;   форма,   размеры  и  гранулометрический  состав, удельная поверхность, плотность и микротвердость.

Формование металлических порошков.

Целью формования порошка является придание заготовкам из порошка формы, размеров,  плотности и  механической  прочности, необходимых  для последующего изготовления изделий. Формование включает следующие операции:  отжиг, классификацию, приготовление смеси, дозирование и формование.

Отжиг порошков применяют с целью повышения их пластичности и прессуемости за счет  восстановления  остаточных  окислов  и снятия наклепа.  Нагрев осуществляют в защитной среде (восстановительной,  инертной или вакууме) при температуре  0,4...0,6 абсолютной  температуры  плавления  металла порошка.  Наиболее часто отжигают порошки, полученные  механическим  измельчением, электролизом и разложением карбонилов.

Классификация порошков - это процесс разделения порошков по величине частиц.  Порошки с различной величиной частиц используют для составления смеси,  содержащей требуемый процент каждого размера.  Классификация частиц размером более 40 мкм производят в проволочных ситах.  Если свободный просев затруднен, то применяют протирочные сита.  Более мелкие порошки классифицируют на воздушных сепараторах.

Приготовление смесей.  В производстве для изготовления изделий используют смеси порошков разных металлов. Смешивание порошков есть одна из важных  операций  и  задачей  ее  является обеспечение однородности смеси, так как от этого зависят конечные свойства изделий.  Наиболее  часто  применяют  механическое смешивание компонентов в шаровых мельницах и смесителях. Соотношение шихты и шаров по массе 1:1.  Смешивание сопровождается измельчением компонентов. Смешивание без измельчения проводят в барабанных,  шнековых, лопастных, центробежных, планетарных, конусных смесителях и установках непрерывного действия.

Равномерное и быстрое распределение частиц порошков в объеме  смеси достигается при близкой по абсолютной величине плотности смешиваемых компонентов. При  большой  разнице  абсолютной величины  плотностей  наступает  расслоение компонентов. В этом случае полезно применять  раздельную  загрузку  компонентов  по частям: сначала более легкие с каким-либо более тяжелым, затем остальные компоненты. Смешивание всегда лучше происходит в  жидкой  среде,  что не всегда экономически целесообразно из-за усложнения технологического процесса.

При приготовлении  шихты некоторых металлических порошков высокой прочности (вольфрама,  карбидов металлов) для повышения  формуемости  в  смесь  добавляют пластификаторы - вещества смачивающие поверхность частиц.  Пластификаторы должны удовлетворять   требованиям:   обладать  высокой  смачивающей  возможностью, выгорать при нагреве без остатка,  легко растворяться в органических растворителях. Раствор пластификатора обычно заливают в перемешиваемый порошок,  затем смесь сушат для  удаления растворителя. Высушенную смесь просеивают через сито.

Дозирование - это процесс отделения  определенных объемов смеси  порошка. Различают  объемное дозирование и дозирование по массе. Объемное дозирование  используют  при  автоматизированном формовании  изделий.  Дозирование по массе наиболее точный способ,  этот способ обеспечивает одинаковую плотность  формования заготовок.

Для формования изделий из  порошков  применяют  следующие способы:  прессование  в  стальной  пресс-форме,  изостатическое прессование,  прокатку порошков, мундштучное прессование, шликерное формование, динамическое прессование.

При прессовании, происходящем в закрытом объеме возникает  сцепление частиц, и получают заготовку требуемых формы и размеров. Такое изменение объема происходит в результате смещения  и деформации отдельных частиц и связано с заполнением пустот между частицами  порошка  и  заклинивания  -  механического сцепления частиц.

Термическая обработка.

       Термической обработкой называется совокупность технологических операций ее нагрева, выдержки и охлаждения в твердом состоянии с целью изменения ее структуры и создания у нее необходимых свойств: прочности, твердости, износостойкости, обрабатываемости или особых химических и физических свойств.

       Термообработка бывает предварительная и окончательная.

       Предварительная термообработка (отжиг поковок) проводится непосредственно после ковки с целью предотвращения появления флокенов, снижения твердости, для облегчения последующей механической обработки, уменьшения остаточных напряжений и подготовки структуры под окончательную термообработку.

       Окончательная термообработка (нормализация, закалка с высоким отпуском и т.д.) придает металлу требуемый уровень механических свойств, обеспечивает необходимую структуру.

       Отжигом называется процесс термообработки, состоящий из нагрева стали до заданной температуры, выдержки при этой температуре и последующего медленного охлаждения (рис. 4).

       

                 Рис. 4. Отжиг.

Закалка стали – процесс, состоящий из нагрева стали до определенной температуры, выдержки при этой температуре и быстрого охлаждения (рис. 5).

Рис. 5. Закалка

     

Цель закалки – придание высокой твердости и прочности за счет получения неравновесных структур. Эти неравновесные структуры можно получить лишь при очень высоких скоростях охлаждения.

Длительность выдержки при нагреве под закалку зависит от размеров гуделий и массы садки.

 В качестве закалочных сред (для быстрого охлаждения) используются вода, масло индустриальное и раствор щелочи.

Охлаждающая способность жидкостей различна.

Отпуск стали заключается в нагреве до определенных температур (более низких им при закалке), выдержке и охлаждении.

Цель отпуска – перевести структуру стали в более равновесное состояние, придать стали требуемые свойства. Кроме того, при отпуске снимаются внутренние напряжения, полученные при закалке.

В зависимости от температуры, отпуск бывает низкий, средний, высокий.

При низком отпуске сталь нагревается до температуры 150-300⁰С. Это приводит к снижению внутренних напряжений в стали. При низком отпуске твердость стали снижается незначительно.

При среднем отпуске сталь нагревается до температуры 300-500⁰С. средний отпуск значительно понижает твердость и обеспечивает высокую вязкость стали. Среднему отпуску подвергают пружины, рессоры, штампы для холодной обработки.

Высокий отпуск проводят при температуре 500-680⁰С. высокий отпуск значительно понижает твердость и сопротивление разрыву и повышает пластичность и ударную вязкость. Высокому отпуску подвергают валы, оси и т.д.

Химико-термическая обработка.

Химико-термической обработкой называют поверхностное насыщение стали соответствующим элементом (например, – углеродом, азотом и т.д.) путем его диффузии в атомарном состоянии из внешней среды при высокой температуре.

Цементацией называется процесс насыщения поверхностного слоя стали углеродом.

Цель цементации – получение твердой и износостойкой поверхности. Цементация бывает двух видов: газовая цементация и цементация в твердом карбюризаторе.

В качестве твердого карбюризатора применяется активированный уголь (древесный уголь или каменноугольный полукокс) с активаторами.

Газовую цементацию осуществляют нагревом изделия в среде газов, содержащих углерод: синтин, керосин и т.д.

Окончательные свойства цементированных изделий достигаются в результате термической обработки, выполняемой после цементации – закалки и низкого отпуска. Это высокая твердость в цементированном слое и хорошие механические свойства сердцевины.

Заключение.

В данном отчете была сделана более или менее успешная попытка провести обзор металлургических производств. Для составления отчета была привлечена различная литература, ресурсы сети internret. Отчет достаточно краток, и делать его больше по объему вряд ли имеет смысл.

Литература.

I.Бальшин М.Ю., Кипарисов С.С. М. Металлургия  1978 .184с.

2.Раковский B.C., Саклинский В.В. Порошковая металлургия в машиностроении. М.Машиностроение. 1973.126с. Справочное пособие.

3.Либенсон Г.А. Основы порошковой металлургии. М. Металлургия, 1975. 200с.

Ресурсы интернет:

1. Официальный сайт ОАО «Северствль»

2. Молодечненский завод порошковой металлургии. Официальный сайт.

3. http://www.kompozit.spb.ru Официальный сайт ЗАО «Композит».

4. htttp://www.referat.ru Коллекция рефератов.

©Zhav_. 9.09.02. szhav@mail.ru