Металлургия и литейное производство: Учебное пособие - Грачев В.А., Расулов С.А.

Автор: Грачев В.А. Расулов С.А.

Теги: отдельные машиностроительные и металлообрабатывающие процессы и производства металлургия обработка металлов металлы литейное производство термическая обработка металлов учебное пособие

Год: 1987

Похожие

Литейное производство

Литейные сплавы и технология их плавки в машиностроении: Учебное пособие для машиностроительных вузов

Технология литейного производства

Текст

В. А. ГРАЧЕВ, С. А. РАСУЛОВ

ГЦ

МЕТАЛЛУРГИЯ
ЛИТЕЙНОГО

ПРОИЗВОДСТВА

Допущено Министерством высшего
и среднего специального образова-
ния УзССР в качестве учебного
пособия для студентов высших
учебных заведений по специально-
сти .Машины и технология литей-
ного производства"

•>г* . Д- У

ТАШКЕНТ «УКИТУВЧИ» 1987
Рец ензенты: кафедры литейного производства Гомельского
и Пензенского политехнических институтов.

В учебном пособии изложены основные принципы и методы металлур-
гии литейного производства, даны физико-химические основы металлур-
гических процессов, охватывающие современные представления о строении
металлургических фаз, термодинамику, механизм и кинетику процессов
взаимодействия фаз. Рассмотрены теоретические основы печных процессов,
изложена технология плавки литейных сплавов.

к Пособие предназначено Для студентов высших учебных заведении по
специальности 0502 «Машины и технология литейного производства»
и может быть использовано при изучении курсов «Фнзико- химические
основы литейного производства» и «Металлургические печи и плавка».

Г 78

Грачев В. А., Расулов С. А.

Металлургия литейного производства: Учеб,
пособие для студ. вузов по спец. «Машины и
технология литейного производства».— Т.: Уки’
тувчи, 1987.—304 с.

1. Соавт.

ББК 34.61

26010)0000 — 88 54_87 © Издательство «Укитувчи», 1987 г.

Г 353(04)—87
ПРЕДИСЛОВИЕ

Литейное производство является основной заготовительной
базой машиностроения. Литье — наиболее универсальный спо-
соб получения заготовок заданной формы с требуемыми меха-
ническими и эксплуатационными свойствами. От других заго-
товительных производств литейное производство отличается тем,
что металл или сплав расплавляют и в жидком виде используют
для получения отливок. Комплекс процессов, связанных с при-
готовлением жидких сплавов, объединяется общим понятием
«металлургия литейного производства».

Металлургия литейного производства как наука и учебная
дисциплина охватывает физико-химические основы металлурги-
ческих процессов, теоретические основы работы металлургиче-
ских печей литейных цехов, конструкции этих печей и техноло-
гию плавки в них литейных сплавов.

В данном учебном пособии отражены основные вопросы мс-
таллургии литейного производства. Порядок рассмотрения воп-
росов и методика их изучения несколько изменены. В отличие от
традиционной схемы (физхимия — плавка — печи), сначала рас-
сматриваются основные принципы и методы металлургии ли-
тейного производства, затем их физико-химические" основы.
В пособии даются современные представления о строении ве-
щества в твердом, жидком и газообразном состояниях, рассмат-
риваются термодинамика, механизм и кинетика процессов
и ошмодействия фаз, а также теория печных процессов, охваты-
вающая принципы генерации теплоты, газодинамика и тепло-
передача в печах литейных цехов. Затем описаны конструкции
плавильных печей и технология плавки. Приведены сведения о
рафинировании, легировании и модифицировании литейных
сплавов, а также о получении высококачественных чугунов,
сталей в цветных сплавов. Рассмотрена оптимизация процессов
нивки и технико-экономическое обоснование выбора плавиль-
ных шрегатов.

При определении принципов построения и методики изложе-
нии материала авторы руководствовались фундаментальными
трудами Г. Ф. Баландина.

Главы I, II, V написаны В. А. Грачевым, главы IV, VIII —
С. А. Расуловым, главы III, VI, VII — совместно.
ГЛАВА I

ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ И МЕТОДЫ МЕТАЛЛУРГИИ
ЛИТЕЙНОГО ПРОИЗВОДСТВА

I. ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕТАЛЛУРГИИ
ЛИТЕИНОГО ПРОИЗВОДСТВА

Металлургия — это область науки и техники и отрасль про-
мышленности, охватывающие процессы получения металлов из
руд и других материалов, а также процессы, связанные с изме-
нением химического состава, структуры, а следовательно, и
свойств металлических сплавов*.

В литейном производстве к металлургии относятся процессы
приготовления литейных сплавов в жидком виде и их доведе-
ния до определенного состава и требуемых свойств.

Основные методы металлургии литейного производства — это
плавка и обработка жидких литейных сплавов различными ви-
дами внешнего воздействия.

Плавкой называется процесс переработки материалов, глав-
ным образом металлов, в плавильных печах с получением ко-
нечного продукта в жидком виде.

Плавкой называют также разовый цикл этого процесса и
полученный в результате продукт («проведена плавка», «выпу-
щена плавка» и т. п.).

В литейном производстве термином «плавка» обозначают
весь комплекс физических и химических процессов, связанных
с приготовлением сплава, имеющего определенный химический
состав, температуру и свойства, обеспечивающие получение от-
ливки требуемого качества.

В связи с этим различают понятия метод и способ плавки.

Методом плавки называется совокупность физических и хи-
мических закономерностей, лежащих в основе процессов. Метод
плавки определяется основным принципом ее осуществления.
Например, метод ваграночной плавки основан на применении
вагранки в качестве плавильного агрегата, метод дуговой плав-
ки — на применении дугового разряда в качестве источника ге-
нерации теплоты и т. д.

Способом плавки называется совокупность средств (обору-
дование, технология, режимы и т. п.) для реализации опреде-
ленного метода плавки на требуемом уровне с целью получе-
ния жидкого сплава с необходимыми температурой, химическим

• БСЭ, изд. 3-е, т. 16, с. 128.
составом и свойствами, обеспечивающими получение отливка
требуемого качества.

Например, использование для плавки чугуна индукционного
принципа превращения электрической энергии в тепловую ле-
жит в основе метода индукционной плавки. Плавка при этом
может производиться различными способами: с загрузкой ших-
ты в пустой тигель либо в остаток жидкого металла (способ
плавки с «болотомэ), соблюдением определенного режима на-
грева, строгой последовательности проведения операций и т. д.

Главной особенностью плавки литейных сплавов является то,
что требуемые свойства должны быть получены в отливке сразу,
без последующего металлургического передела. Например, сталь,
выплавляемую на металлургических заводах, разливают в слит-
ки, которые затем подвергают обработке давлением (третий
металлургический передел), а сталь, выплавляемую в литейном
производстве, используют непосредственно для получения литой
детали с требуемыми свойствами, которые могут быть улучше-
ны термообработкой, но без металлургического передела'

Плавку литейных сплавов иногда называют вторичной в
отличие от первичной плавки, представляющей собой металлур-
гический процесс получения металлов и сплавов. Для чугуна,
например, первичной является доменная плавка, а вторичной —
плавка в вагранках или электропечах.

В качестве исходных материалов для вторичной плавки ис-
пользуются не руды, как в металлургии, а металлы и сплавы,
которые являются либо продуктом первичной плавки, либо вто-
ричными металлами', представляющими собой металлический
лом. Иногда этим же термином обозначают цветные сплавы в
чушках, полученные на специализированных предприятиях
«Вторцветмета» переплавом лома цветных металлов.

В плавильный агрегат загружают твердые материалы, а по-
лучают жидкий металл или сплав и шлак, являющийся побоч-
ным продуктом плавки (рис. 1). Смесь твердых материалов
называют шихтой. Состав ее определяется требуемыми свойст-
вами готового металла или сплава. Основой шихты являются
металлические материалы. Для создания определенных условий
||юрмирования сплава в плавильный агрегат загружают также
флюсы — материалы, применяемые в металлургических процес-
сах для образования шлака или регулирования его состава.

При плавке многих литейных сплавов в виде отдельной фазы
используется углерод, который является топливом в вагранке,
карбюризатором (науглсроживателем) в электропечах, а также
футеровкой в некоторых видах плавильных агрегатов. Во всех
процессах плавки участвует газовая фаза, которая формируется
ти газов, продуктов сгорания топлива, элементов взаимодейст-

’ Чистые металлы применяют для изготовления отливок очень редко,
пни му термином «металл» часто обозначают литейный сплав (жидкий ме-
♦ • • ' вторичные металлы и т. п.)
Рис. 1. Обобщенная схема правильного агрегата.

вня других фаз, а также окружающей атмосферы, если пла-
вильная печь не герметизирована. В некоторых случаях плавка
проводится в вакууме.

Внутреннее пространство плавильных печей, в котором про-
текает процесс плавки, ограничено огнеупорной футеровкой,
способной выдерживать температуры до 1800°С. Футеровка во
время плавки может частично оплавиться и вступить в хими-
ческое взаимодействие с другими фазами.

В результате плавки получают жидкий сплав, который мож-
но использовать для заливки в формы. Однако для большинства
отливок сплав подвергают обработке в жидком виде с целью
доведения его качества до требуемого уровня. Обработку произ-
водят непосредственно в печи или вне ее (внепечная обработка).
При обработке сплав очищается от вредных примесей, модифи-
цируется и легируется.

2. ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ И МЕТОДЫ ПЛАВКИ

Классификация процессов плавки и методы их осуществле-
ния. В зависимости от стадийности все существующие процессы
делятся на монопроцессы и полипроцессы (рис. 2). Наибольшее
Рис. 2 Классификация процессов плавки литейных
сплавов.

распространение в литейном производстве получили монопро-
цессы. При монопроцессе все операции производятся в одном
плавильном агрегате, при полипроцессе плавка осуществляется
последовательно в двух или нескольких плавильных агрегатах.
Особую группу составляют переплавные процессы, при которых
исходный слиток (а не шихта, как обычно) переплавляется в
отливку, приобретающую более высокое качество благодаря
определенным условиям при переплаве. При этом отливка фор-
мируется либо непосредственно в процессе плавки (непрерыв-
ный процесс), либо в результате заливки в форму в специальных
условиях, например в вакууме.

Полипроцсссы разделяют на дуплекс-процессы и триплекс-
процессы. При дуплекс-процессе используются две печи: одна
для расплавления и частичного перегрева, другая —для окон-
чательной доводки и выдачи па заливку. При триплекс-процес-
се, кроме двух описанных, используется печь, являющаяся спе-
циальным разливочным устройством.

Физическая сущность методов плавки сплавов в литейном
производстве состоит в переводе кристаллических исходных ма-
териалов в жидкое состояние. Этот переход сопровождается
поглощением теплоты. По принципу генерации теплоты, необ-
ходимой для протекания процесса, различают процессы плавки
в топливных и в электрических печах.
Процессы плавки могут быть непрерывными, при которых
операции загрузки и выпуска происходят одновременно, и перио-
дическими, при которых одновременное проведение этих опе-
раций невозможно. Источник генерации теплоты может нахо-
диться в контакте с реагирующими при плавке фазами или быть
изолированным от них; в связи с этим различают контактные и
бесконтактные процессы плавки (см. рис. 2). В одном плавиль-
ном агрегате возможно использование двух источников генера-
ции теплоты. В этом случае процессы плавки будут комбиниро-
ванными.

Для осуществления процесса плавки необходимы два основ-
ных элемента, образующих процессор: рабочее пространство и
источник генерации тепловой энергии. При непрерывных процес-
сах используется шахтная форма рабочего пространства Ш
(рис. 3, а), при периодических контактных способах — ванная
форма ВП (рис. 3, б), а при бесконтактных — тигельная Т
(рис. 3, в).

К источникам генерации тепловой энергии (см. рис. 3) отно-
сятся: К — сжигание твердого топлива (обычно кокса), Г —
сжигание газового или жидкого топлива, Д — электрический
дуговой разряд, П — плазменно-дуговой разряд, С — сопротив-
ление спирали (из нихрома и т. п.), И — индуктор вокруг тигля,
ИК — индуктор канального типа, СШ — сопротивление слоя
шлака, ЭП — электронная пушка.

Варианты объединения (0)* типа рабочего пространства и
устройства для генерации теплоты позволяют получить следую-
щие основные плавильные агрегаты:

I. Топливные: Ш 0 К=В — вагранка, Ш I) Г=ГВ — газовая
вагранка, ВП 0 Г = Пл — пламенные печи, которые делятся на
стационарные ПлС, поворотные ПлП и вращающиеся ПлВ и
Т О Г=ТП — тигельные плавильные печи.

2. Электрические: ВП 0 Д=ДП—дуговые печи, которые де-
лятся на печи с зависимой дугой ДЗ, когда дуга горит между
электродом и металлом, и с независимой дугой ДН, когда дуга
горит между двумя электродами; ВП 0 П = ПП — плазменные пе-
чи; ВП 0 С = ПСВ — ванные электропечи сопротивления, Т 0 И»
ИТП—индукционные тигельные печи; Т 0 ИК = ИКП — индук-
ционные канальные печи; Т 0 С = ПСТ — тигельные электропечи
сопротивления.

При объединении двух источников теплоты с одной формой
рабочего пространства или двух форм рабочего пространства
получаются комбинированные плавильные печи. Например,
Т0И 0 П = ИПП — индукционно-плазменная печь, Ш 0В0 Г=*
ШП — шахтно-пламенная печь и т. д.

Выплавка металла с использованием двух плавильных агре-

* Символом 0 условно обозначается здесь и далее объединение рабо-
чего пространства печи и источника генерации теплоты.
Рис. 3. Технологические схемы основных типов рабочего пространства
плавильных печей: а — шахтная (Ш), <5 — ванная (ВП). « — тигельная (Т), г, д — переплавные (ПрП) и источников генерации теп-
лоты: (К — кокс, Г — газ, Д — дуговой разряд, П — плазменно-луговой разряд, С — сопротивление спирали, И - индуктор, ИК —
индуктор канальный, СШ — сопротивление слоя шлака, ЭП — электронная пушка).
Рис. 4. Классификация полипроцессов плав-
ки литейных сплавов.

гатов называется дуплекс-процессом (рис. 4). Одним из вариан-
тов дуплекс-процесса является получение стали в конверторе
(К, рис. 4) с заливкой чугуна из вагранки. Чугун в конверторе-
продувается воздухом или кислородом, в результате чего полу-
чается сталь. Конвертор — единственный бестспливный агрегат..

При объединении источников генерации теплоты с переплав-
ными формами рабочего пространства (ПрП, рис. 3, г, д) проис-
ходят переплавные процессы, например ПрП и СШ = ЭШП—
электрошлаковый переплав и т. д. В литейном производстве
применяется ЭШП в форму (водоохлаждаемый кристаллиза-
тор). Другие виды переплавов предполагают наличие вакуума
(В): ПрП ОДО В = ВДП — вакуумно-дуговой переплав, ПрП и
ЭП и В=ЭЛП — электронно-лучевой переплав. К переплавным
процессам можно отнести также индукционную плавку в ваку-
уме (ИПСВ = ИВП).

В соответствии с приведенной классификацией процессов,
для каждой группы сплавов существуют различные методы
плавки. Например, для плавки чугуна применяют ваграночную-
плавку, индукционную и дуговую электроплавки, плавку дуп-
лекс-процессами, плавку с применением комбинированных источ-
ников генерации теплоты (например, индукционно-плазменную
плавку).

Параметры процесса плавки. Интенсивными параметрами
процесса плавки являются температура и давление. Они зави-
сят от вида сплава и типа плавильного агрегата. Для плавки
одного и того же сплава могут использоваться разные плавиль-
ные агрегаты с различными параметрами. В большинстве слу-
чаев давление газовой фазы при плавке равно атмосферному
или несколько превышает его. Температуры газовой фазы, жид-
кого сплава и шлака играют важную роль в процессе плавки и
определяются требуемой температурой жидкого сплава, которая
для чугуна составляет 1400—1450°С, для стали 1500—1650°С,
для медных сплавов 1000—1250°С, для алюминиевых 700—750°С,
для магниевых 650—700сС, для цинковых 420—480°С, для нике-
левых 1400—1650°С и для титановых 1650—1800°С. Температура
газовой фазы и шлака зависит от типа печи. В топливных печах
она выше, чем температура сплава, в электропечах может быть
как выше, так и ниже, в частности в дуговых печах шлаки
имеют более высокую температуру, чем в индукционных.

Основными технологическими параметрами процесса плавки
являются удельная вводимая мощность и удельная производи-
тельность. Например, для вагранки это, соответственно, расход
кокса по отношению к металлозавалке и производительность на
1 м2 площади сечения вагранки; для электропечи — удельная
электрическая мощность на 1 т номинальной массовой емкости
печи и производительность в т/час или по отношению к емко-
сти и т. д.

3. ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ СОСТАВЛЕНИЯ И РАСЧЕТА ШИХТЫ,
МАТЕРИАЛЬНОГО И ТЕПЛОВОГО БАЛАНСА ПЛАВКИ

Общая характеристика состава шихты

При плавке литейных сплавов в машиностроении шихта со-
стоит из первичных и вторичных металлов, специально приго-
товленных лигатур, флюсов и топлива (если оно твердое). Со-
ставляющие шихты называют шихтовыми материалами, или
компонентами шихты. По назначению их целесообразно разде-
лить на металлическую шихту, флюсы и топливо. Таким обра-
зом, множество шихтовых материалов состоит из трех множества
мш = |М;, м-ш, м*),

где М“— множество металлических шихтовых материалов;

~ множество применяемых видов топлива;

МФ — множество флюсов.

Множество металлических шихтовых материалов

М- = [МИ м„м3........М/ |,
где Мь М2 и т. д. — множества составляющих шихты.

М, = {Э,. Э» ..... Э/ }; М/ = {Эп Э, ,. .. , Эр} характери-
зуют каждый из компонентов шихты; Э, ,. . .Э/. Эр—символы

наличия определенных элементов (1-го. /-го, р-го) в компонен-
тах шихты.

Подбор шихтовых материалов осуществляется по принципу
наличия в выбираемом множестве химсоставов требуемых эле-
ментов. Например, если М’^—множество шихтовых материалов
для плавки чугуна, то

Му М/ = {Э< |/€ Ре} и МуМ/ « {Э< |/$Ее) «= 0.

В состав шихты в качестве основных компонентов вв одят
элементы, входящие в пересечение множеств, образующих
шихту:

Мо = М1 П Ма, Э, €Ма.

Например, для чугуна и стали М; = {Ре, С, 81, Мп, 8, Р},
для латуни М*= {Си, 2п} и т. д.

Шихтовые материалы могут иметь одинаковый набор элемен-
тов, тогда по признаку наличия элементов Ма — Ма, но содер-
жание элементов может быть различным.

Множество элементов, составляющих шихту Мш= {Эь Э2,...,
Эр}, является объединением множеств компонентов шихты:

Мш = Ц М/ . Если во время плавки элементы из шихты в сплав
не попадают (например, в результате испарения какого-либо элемен-
та), то состав сплава представляет собой объединение множеств
шихтовых материалов:

Мс = ОМ/ = МШ.

/-1

Расчет состава шихты

Расчет состава шихты производится исходя из требуемого
химического состава выплавляемого сплава и имеющихся шихто-
вых материалов. В общем случае имеется п видов компонентов
шихты, в том числе П( видов шихтовых материалов, в каждом
из которых содержится определенная концентрация /-го элемен-
та К,, т. е. множество концентраций /-го элемента:

. . .. , К/(чП}.

Число таких множеств равно числу расчетных элементов р.
Задачей расчета шихты является определение массовой доле
каждого из ее компонентов, т. е. Х(, ..... Хл .

В связи с тем, что концентрация элемента в процессе плавки
меняется, т. е. происходит угар или пригар, первым этапом рас-
чета шихты является определение ее среднего химического со-
става, исходя из требуемого состава жидкого сплава. Если угар
принимается по опытным данным как среднестатистическое зна-
чение, то расчет производится по формуле

К/(Ш) = КцЖ)

100

100 +У/ •

(1.1)

где К/(Ш) — среднее содержание 4-го элемента в шихте, % по
массе; К/<ж> — требуемое содержание /-го элемента в жидком
сплаве, %; У/—угар (—), пригар (4-) /-го элемента вовремя
плавки, 96 от первоначального содержания.

Затем по среднему составу шихты высчитываются массовые
доли ее компонентов, составляющих X, , . . . , Хп • Этот расчет
можно производить тремя методами: графическим, аналитическим
и методом подбора. Все три метода являются способами решения
системы линейных уравнений:

Х1 КцI) 4- Х2 Кц2) 4- • • • 4* Хя К1<я> в Кцш),
Я: 4- Х2 К?<2) ~г . . . -4- Хп Кр(Я) =

Х14-Х2+ ... «1.

(1.2)

Практически при расчете состава шихты чаще всего исполь-
зуют метод подбора. При этом массовые доли компонентов
обычно выражают в %, а решение выполняют в виде таблицы
(см. табл. 1).

Решение системы (1.2) можно легко выполнить с помощью
ЭВМ. При этом расчет состава шихты можно совместить с его

Расчет шихты методом подбора

Таблица 1

Показателя расчета состава шахты Содержа- мае ком- понентов шахты, 0 4 по массе Элемент /, где 1—1 р
содержание в компонен- тах шихты внос и гея с шихтой
Компонент /*, где /=1. . .. п Л7 К/(л) а. К«д)Ха * 100
Итого в шихте Угар (пригар), % от первона- чального содержания элемента 100 — и ж 1+ д Ч Б
Итого в жидком сплаве — — Кцж) -Кцш) X у юо+Л 100'

1 Сплавы в чушках, возврат, лом и др.
оптимизацией |30], используя метол линейного программирования.
Для этого систему (1.2) дополняют рядом ограничений, а каждое
из уравнений системы представляют в виде двух неравенств,
обозначающих верхний К’(11) и нижний К“ш) пределы содержания
данного элемента в шихте:

Х1 1<к1> 4 Х1 К о 4- ... + .

Х1 Кц1) 4- Х-2 К1<2) 4- . • • 4-Хл К](Л) > К(н1)ш I

Критерием оптимизации обычно выбирают стоимость шихты.
Тогда задача оптимизации сводится к отысканию минимума
функционала:

= (1-4)

где С, — пена /-го компонента шихты;

X/ —содержание у-го компонента в шихте.

Если угары элементов из различных компонентов шихты су-
щественно отличаются друг от друга, расчет шихты производят
не по средним угарам, а по их конкретным значениям для каж-
дого из компонентов, определяя приведенное содержание эле-
мента в шихте:

(.пр .. 100—У/

~ юо * '

Полученные значения используют в системах (1.2) и (1.3)
вместо !</(/>. Программа решения задачи линейного программиро-
вания симплскс-методом составляется применительно к решению
конкретной задачи.

Функцией плавки является преобразование состава шихты в
состав сплава, с учетом того, что каждый из компонентов имеет
свой состав. В различных условиях плавки те или иные элемен-
ты переходят из одних фаз и компонентов в другие. При этом
соблюдается закон сохранения массы, на основе которого произ-
водится расчет материального и теплового балансов.

Принципы расчета материального и теплового балансов

Для расчета материального баланса необходимо знать массу
и химический состав металлических материалов, загружаемых в
плавильную печь; песка и окислов, попавших с шихтой; флю-
сов; твердого топлива; футеровки до и после плавки; газов, по-
ступивших в печь; газов, ушедших из печи; жидкого сплава и
жидкого шлака.

Химический состав всех составляющих обычно известен, мас-
су же их (по статьям прихода и расхода) не всегда можно опре-
делить. Например, трудно определить массу песка и окислов,
попавших с шихтой, количество жидкого шлака, массу оплавив-
шейся футеровки и т. д. В таких ситуациях используют косвен-
ыые методы расчета. Например, при плавке в электропечи не-
возможно определить массу шлака, но известен его химический
состав. В этом случае целесообразно выполнить частный баланс
по элементу, который переходит из металла в шлак.

Масса /-го элемента в шихте определяется по формуле

М(ш) =• , (1.6)

где —общая масса шихты.

Масса этого же элемента в жидком сплаве—по формуле

Л/цж) - Кд» ~ . (1.7)

Содержание /-го элемента, перешедшего в шлак, определяет-
ся по формуле

ЛЛ!/ = Мцш) —-/Иц*).

Масса окисла в шлаке — по формуле

Л4 А ММеО,

М/(МеО)------—

где Л1(МеО)“~ молекулярная масса окисла МеО;

Аме — атомная масса Ме.

С другой стороны, ЛТцмеО) = КцМеО)^,
где Кц мео) — содержание МеО в шлаке.
Отсюда можно определить массу шлака:

1. .М<(МеО)’100 »Л<м<о100 л

ш КцМеО) К/ (МеО)'Аме * '

Кроме метода частных балансов, можно применить метод
пропорции, который был использован Л. М. Мариенбахом для
разделения масс окислов, вносимых песком, приставшим к воз-
врату и оплавившейся футеровке. На основе разного соотноше-
ния АЬОз: 810г в этих материалах нетрудно составить два урав-
нения с двумя неизвестными и решить их.

Тепловой баланс рассчитывается па основе материального,
из которого берутся данные о массах компонентов, с учетом экс-
периментальных замеров температур. Количество тепла, вноси-
мого или уходящего с каким-либо компонентом, определяется по
формуле

<?/ «= С/ 6 , (1.9)

где С* , 6 , М/ — теплоемкость, температура и масса /-го ком-
понента.

Итогом теплового баланса является таблица пли диаграмма,
показывающая, сколько тепла (в кДж/ч или кВт и в%) пошло
на нагрев и расплавление шихты, перегрев металла, шлакооб-
разование, окислительно-восстановительные процессы и т. д.
Анализируя эти данные, можно судить об эффективности того
или иного процесса плавки.
Во всех видах плавильных агрегатов соблюдаются следую-
щие уравнения материального и теплового баланса:

л*;+ Л4У + м; + Л7ф + = лгм+ мш + м;+(1. ю)

где /М'м и масса металлической шихты и полученного жид-
кого металла;

/Иу — масса загружаемого углерода (кокса, карбюризатора);

ЛГг и М* —массы подаваемых и уходящих газов;

Л1ф — масса загружаемых флюсов;

Л1фТ и — масса футеровки до и после плавки;

М И1 — масса получаемого шлака.

<?; + <?, н- <?;+ + <?;+о"ф+с»»1±<?«, и.п)

где <?' , (?> .<?', <?;, <?;, <Эш , <?;, — теплосодержание соответ-

ствующих массопотоков;

(?игг —тепло, поступающее от источника;

Рпот — потери тепла в окружающее пространство;

(?мз —тепло, выделяемое или поглощаемое при взаимодействии
различных фаз и компонентов при плавке.

По результатам расчета теплового баланса определяют важней-
ший показатель экономичности процесса плавки, ее КПД:

СТ —Р'
т; =_±____11100%.

4. ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПЛАВКИ ЧУГУНА

В вагранках операции, характерные для любого процесса
плавки, реализуются в соответствующих зонах (рис. 5). В зоне
нагрева горячие газы нагревают металл, который при этом
вступает во взаимодействие с газовой фазой, в результате чего
происходит его окисление; кокс, нагреваясь, теряет летучие ве-
щества и т. д. Операция плавления характеризуется переходом
металла из твердого состояния в жидкое и сложным взаимодей-
ствием фаз в этой зоне. В зоне перегрева жидкий металл и
образующийся жидкий шлак реагируют между собой, а также с
газовой фазой, коксом и футеровкой печи. И, наконец, в зоне
накопления жидкий металл реагирует со шлаком и коксом.

При плавке чугуна в электропечах процесс делится на два
основных периода: нагрев — расплавление и перегрев — довод-
ка. На рисунке 5, б показана реализация операций плавки в
индукционной печи. Вслед за операцией загрузки следуют опе-
рации нагрева и расплавления, осуществляемые одновременно.
Шихту обычно загружают в остаток жидкого металла от преды-
дущей плавки, поэтому нагрев и расплавление связаны со взаи-
модействием жидкого металла с твердым. Присутствующая при
этом газовая фаза окисляет металл. В период перегрева весь
металл находится в жидком состоянии и взаимодействует со шла-
Рис. 5. Схема взаимодействия фаз по зонам (а) и периодам плавки (0):

7—твердый металл, кокс или карбюризатор, 3—флюсы, 4 — подаваемый газ, б — фу-
теровка печи. 6 - жидкий металл. 7 — жидкий шлак, 8 — газовая фаза печ».

I ааи ! I дай—-

Тмиыкжя и

-И4 -л
ком и футеровкой печи. В итоге процесса получается жидкий
сплав.

В процессе плавки в результате взаимодействия фаз происхо-
дит формирование химсостава чугуна. На формирование химсостава
влияют следующие виды взаимодействий между фазами: окисление
твердого металла газовой фазой (обозначим 1 Ох), окисление жид-
кого металла газовой фазой (И Ох), окисление металла шлаком
(111 Ох), восстановление элементов углеродом кокса или карбю-
ризатора (I Кей), растворение углерода (I /?), восстановление
одних элементов чугуна другими (II Соответственно мас-
сопередача может быть охарактеризована коэффициентами к? Ох,
к*1'Ох и т. д.

В итоге для каждой зоны или периода может быть найден
суммарный видимый коэффициент массопередачи, характери-
зующей изменение химсостава сплава. На его величину влияют
термодинамические условия при плавке (состав атмосферы,
шлака и механизм протекающих процессов, связанный с осу-
ществлением конкретных методов плавки).

В первой зоне (в первом периоде, рис. 5, б) твердые шихто-
вые материалы реагируют с газовой фазой. При этом атмосфера
воздействует на железо и оно окисляется:

Ге Ь СО2 = ЕеО Ч-СО. (1.12)

На поверхности металлических кусков шихты возможно окисление
и других элементов чугуна. Кроме того, металл может насыщать-
ся серой из газа:

ЗРе 4- 5О3 = Ре8 4- 2РеО. (1.13)

Известняк в этой зоне разлагается по реакции

СаСО3 = СаО 4-СОа. (1.14)

При этом топливо теряет влагу и летучие вещества.

Во второй зоне (зоне плавления) металлические компоненты
шихты расплавляются и процессы окисления, насыщения серой
и обезуглероживания протекают более интенсивно, чем в первой
зоне. При этом происходят вторичные реакции окисления эле-
ментов закисью железа ГеО, которая, стекая вместе с расплав-
ленным металлом, реагирует с 51, Мп и С по реакциям типа:

Ме 4- ГеО = Ре + МеО. (1.15)

В третьей зоне (зоне перегрева) жидкий металл стекает по
кускам кокса в виде капель и струек и перегревается. В резуль-
тате начинаются процесы науглероживания, а также растворе-
ния С и 8 из кокса и восстановления элементов по реакциям
типа:

<С>4-(МеО) = [Ме]-ИСО). (1.15 а)

В этой золе начинается шлакообразование.
Благодаря свободному кислороду в зоне фурм'может происхо-
дить интенсивное окисление элементов по реакциям типа Ме4-
-Р/а О2 = МеО. В первую очередь окисляется железо. При этом за-
кись железа окисляет 81, Мп, С (реакции 1.15). При контакте
капель металла с коксом, происходит энергичное науглероживание
н восстановление элементов по реакциям типа (1.15), после чего
заканчивается образование шлака.

В четвертой зоне (зоне накопления) металл и шлак несколько
охлаждаются. Металл скапливается в горне и, контактируя с
коксом, растворяет углерод и серу кокса. Вагранки, в которых
накопление металла производится в горне, дают чугун с повы-
шенными С и 8.

В итоге всех физико-химических процессов угорает 15—25%
81 и 25—30% Мп от первоначального их содержания в шихте.
Количество углерода и серы в итоге увеличивается. Угорает так-
же некоторое количество железа. Его окислы, окислы 81 и Мп,
зола топлива и оплавившаяся футеровка образуют ваграноч-
ный шлак.

Б. ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПЛАВКИ СТАЛИ

Поскольку требуемые свойства в отливке должны обеспечи-
ваться без дальнейшего металлургического передела, в литейном
производстве особенто важно получить сталь с минимальным
содержанием вредных примесей. Особенно важно снизить содер-
жание кислорода, серы и фосфора, так как эти элементы обра-
зуют в стали оксидные, сульфидные и оксисульфидные включе-
ния. Чем ниже содержание вредных примесей, тем выше качест-
во стали. Снижение содержания фосфора упрочняет металличе-
скую матрицу, а снижение содержания серы с 0,03 до 0,01%
увеличивает ударную вязкость стали в 2—3 раза [38,39].

В подготовленную сталеплавильную печь загружают шихту,
затем ее нагревают и расплавляют, в результате чего образуют-
ся жидкий металл и шлак. Далее следует обработка жидкого
металла под шлаком и удаление этого шлака, после чего берут
пробу и доводят сталь до требуемого состава. Во время доводки
возможно наведение нового шлака, например, с целью удаления
вредных примесей. Во всех случаях на заключительном этапе
производят раскисление стали. Для получения высококачествен-
ных сталей целесообразно модифицировать их силицидами ред-
коземельных металлов (РЗМ) [39].

Формирование состава стали происходит в результате взаи-
модействия фаз при плавке (рис. 6). Рассмотрим отдельно каж-
дый период. Шихта для плавки стали содержит большое коли-
чество стального лома. Передельного чугуна у нас в стране
расходуется около 150 кг на 1 т годных стальных отливок.
Стальной лом уже во время нагрева окисляется, так как печная
атмосфера, взаимодействующая с металлом, содержит газы-
Периоды

Взаимодейстби? (раз

НогрМа
и
плоб^ия

Рис. 6. Схема взаимодействия фаз при плавке стали:

1 — твердой металл, з — восстановители (раскислители), 3 - флюсы» 4— газовая
фаза, 5 - футеровка, б - жидки» металл, 7 —шлак.

окислители О2, С02 и Н2О, окисляющие в первую очередь же

лезо:

I Ре] + ('/,О2} = (РеО), (1.16)

[Ре] I {СО2} = (РеО) + {СО}. (1.17)

[Ре] 4 {Н2 О} = (РеО) 4 (Н2}. (1.18)

При взаимодействии газовой фазы с металлом окисляются
также другие элементы:

[81] + (О2 ) = (8Юа). (1.19)

[81] 4- {2СО2 } = (ЭЮ2) 4 {2СО), (1.20)

[81] 4 {2На О} = (8Ю1) 4 {2Н2 }, (1.21)

[Мп] 4 {'ММ = (МпО), (1.22)

I Мп] 4- {СОа} - (МпО) 4- {СО}. (1.23)

[Мп] 4 {Н2 О} = (МпО) 4- {На}, (1.24)

1С] + {’ 2О2 } = {СО}, (1.25)

[С]+ {СО2} = {2СО}. (1.26)

[С] 4- {Н2 О} = {СО} + {Н2}. (1.27)

Элементы, обладающие большим сродством к кислороду, чем
железо, окисляются закисью железа:

[81] 4- (2РеО) = (810а ) 4 [2Ре], (1.28)
]Мп] 4- (ЕеО) = (МпО) + [Ее], (1.29)

[С] + [ЕеО] « {СО} 4- [Ре]. (1.30)

Выше приведены реакции только для основных элементов.
Аналогично может быть описано окисление любого элемента,
если оно термодинамически возможно. Окислительный период
характеризуется высокими окислительными свойствами шлака.
Наиболее активно протекают реакции (1.28) — (1.30). По окон-
чании окислительного периода и особенно при проведении вос-
становительных процессов (например, под белым или карбидным
шлаком) термодинамика их резко изменяется, в чем и состоит
принципиальное отличне плавки стали.

Реакции (1.16)—(1.30) в зависимости от вида сталеплавильно-
го агрегата и состава шихты имеют различную степень активно-
сти. Так, для конверторного процесса характерны реакции
(1.16), (1.19), (1.22), (1.25). В мартеновской печи более активно
развиваются реакции (1.17) и (1.18), так как атмосфера печи
содержит много СО2 и Но О (углеводороды газа или мазута,
сгорая, образуют эти газы). Реакции окисления элементов за-
кисью железа (1.28) —(1.30) развиваются лишь тогда, когда ме-
талл покрывается слоем окислов. Эти реакции характерны для
периода перегрева и доводки металла под окислительным шлаком.

В соответствии с общими физико-химическими закономер-
ностями под окислительным шлаком более активно выгорают
81 и Мп по реакциям (1.28) и (1.29), затем начинается кипение
ванны по реакции (1.30) за счет выделения пузырьков СО. Если
для кипения ванны недостаточно образовавшейся ранее РеО, то
в печь вводят железную руду. В зависимости от разновидности
сталеплавительного процесса, реакции (1.28) —(1.30) доводятся
либо до полного окисления примесей, либо на какой-то стадии
прекращаются. Под окислительным шлаком в основном процессе
удаляется фосфор, для чего необходимо наличие РеО и СаО:

2Р 4- 5РеО = Р2 О5 4- 5Ее, (1.31>

Р2 О5 4- ЗРеО - (РеО)з Р2 О5, (1.32)

(РеО)з Р2 О5 4- 4СаО = (СаО)4 Р2 О5 4- ЗРеО. (1.33)

Для успешного удаления фосфора высокой температуры не тре-
буется.

По окончании обработки стали под окислительным шлаком
этот шлак скачивают. Перегрев и доводку металла в печи осу-
ществляют с участием специально наводимых восстановитель-
ных шлаков и ферросплавов, способствующих получению задан-
ного химсостава стали. Для удаления серы наводят шлак с вы-
сокой основностью, т. е. содержащий большое количество СаО.
При этом сера, находящаяся в виде сульфидов, удаляется в
шлак:

[Ее8] 4- (СаО) = (Са8) 4- (ЕеО), (1.34)

[Мп8] 4- (СаО) - (Са8) 4- (МпО). (1.35>
Для более полного удаления серы требуется значительное
содержание СаО в шлаке и высокая температура. При этом
через шлак можно производить раскисление металла, для чего
необходимо ввести 81 и С, которые взаимодзйствуют с закисью
железа по реакциям (1.28) и (1.30), резко снижая ее содержание
в шлаке и смещая равновесие распределения |ЕеО| 72 (РеО)
вправо, т. е. способствуя переходу закиси железа из металла
в шлак.

По окончании обработки металла под шлаком, последний
скачивают, после чего сталь выпускают. Во время выпуска ее
раскисляют, применяя различные раскислители, содержащие
51, Мп и А1. При этом протекают следующие реакции:

2РеО 4- 51 = 51О2 4- 2Ре, (1.36)

РеО 4- Мп == МпО + Ре, (1.37)

ЗРеО + 2А1 = А12 Оз 4- ЗРе. (1.38)

Между содержанием элемента-раскислителя [Эд] и остаточного
кислорода [О] имеется связь, которая трактуется как раскисли-
тельная способность элементов.

Механизм процессов, происходящих при плавке стали, связан
прежде всего с передачей кислорода из газовой фазы и шлака
металлу. Кремний, марганец, фосфор и другие элементы, которые
образуют при окислении шлакообразующие соединения, окисля-
ются по реакциям, протекающим на поверхности раздела металл—
шлак. Окисление углерода может протекать по всему объему.
Профессором С. Й. Филипповым создана теория критических
концентраций [8]. Так, при [С] > [Скр] процесс лимитируется
диффузией окислителя с поверхностным окислением углерода.
При [С] < [Скр] наблюдается объемное окисление углерода. Пу-
зырьки СО в этом случае вероятнее всего возникают на подложке,
например на границе металл—футеровка. Механизм кипения
аналогичен возникновению пузырьков пара на стенках сосуда, в
котором кипятят какую-либо жидкость. Закись железа постепенно
вырабатывается из шлака. Она идет на окисление элементов на
границе раздела металл — шлак и сама окисляется на поверхности
раздела шлак —газ. Если шлак имеет высокую вязкость и низкую
температуру, то механизм окисления может полностью замкнуться
на выработку ЕеО по схеме:

О2--2е"= О, (1.39)

О 4- С = СО, (1.40)

Ре’++ 2е = Ее. (1.41)

Таким образом, для успешного протекания окислительных
процессов необходимо, чтобы температура, вязкость шлака и
содержание в нем РеО поддерживались на высоком уровне.

В последнее время с целью интенсификации десульфурации
стали операции по ее обработке под специально создаваемым
шлаком и по улучшению ее качества стремятся вынести из пла-
пильной печи и осуществить при помощи внепечной обработки.
Например, обработка жидкой стали в ковше белым шлаком
обеспечивает снижение содержания серы на 70% от первона-
чального. Для этого необходимо лишь иметь специальные шла-
коплавильные печи [39].

Кроме раскисления внепечпая обработка может включать
также модифицирование. Ю. А. Шульте и другие исследователи,
доказали, что значительную часть отливок из сталей, легиро-
ванных, например, дорогими и дефицитными 141, Мо, XV, можно-
успешно заменить экономнолегированными сталями, модифици-
рованными щелочноземельными и редкоземельными элементами,
в виде комплексных лигатур.

6. ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПЛАВКИ ЦВЕТНЫХ СПЛАВОВ

Все печи для плавки цветных сплавов, за исключением шахт-
но-пламенной, являются печами периодического действия. В ра-
бочее пространство, т. с. в ванну печи или тигель, загружают
шихту расчетного состава, включают источник энергии, шихту
расплавляют, перегревают расплав до необходимой температу-
ры, затем сплав доводят до заданного состава, рафинируют и
модифицируют (рис. 7). Процесс плавки делится на два перио-
да: нагрев и расплавление, перегрев и доводка.

При плавке цветных сплавов особенно важно соблюдать по-
следовательность загрузки и режим плавки, а также произво-
дить эффективное рафинирование сплава, так как многие ком-
поненты сплавов имеют повышенную склонность к окислению и
поглощению газов (растворение газов, образование соединений
с газами).

Компоненты, входящие в цветные сплавы, могут реагировать
с газовой фазой (рис. 7), образуя окислы

Ме + 7А =МеО, (1 42>

Ме + СО- = МеО 4- СО, (1.43)

Ме 4- Н2 О = МеО 4- Н2, (1.44)

нитриды Ме 4- 7^2 = МеМ, (1.45)

гидроокиси Ме 4- Н2 О = МеОН 4- 7»Н2 (1.46)

н другие соединения.

Кроме того, многие цветные металлы склонны к повышенному
газопогл ощению:

{О2} - [20], [МеО], (1.47>

{.4} - [2М], [МеМ], (1.18)

{Н2}-[2Н]. (1.49)

При окислении алюминия и цинка образуется плотная равно-
мерная пленка из окислов А120з и 7пО, которая обладает
хорошими защитными свойствами, а при окислении магния —
Рис. 7. Схема взаимодействия фаз при плавке цветных сплавов:

а — расплавление из твердого состояния, б — расплавление при растворении в жил-
кой ванне, а — доводка под флюсом, г - рафинирование; 1 — твердый металл,
2 — флюс покровный, 2 — флюс рафинирую пай, 4 — газовая фаза, 5 — футеровка
печи, 6 — жидки! сплав, 7 — шлак.
пленка, не обладающая ими. Поэтому магний можно плавить
только под покровным флюсом или в защитной атмосфере. Еще
более активен титан. Его можно плавить только в вакууме.

При плавке цветных сплавов взаимодействуют не только ме-
талл с газовой фазой, но и твердый металл с жидким. Твердые
составляющие шихты обычно растворяют в жидком сплаве. Это
могут быть чушки того же сплава, лигатуры или другие добавки.
Жидкий сплав реагирует с покровными флюсами и образующи-
мися шлаками. Составы флюсов подбирают таким образом,
чтобы ограничить реакции окисления. В заключительной стадии
приготовления сплава (в печи, в ковше или в раздаточной печи)
во время рафинирования флюсы или другие добавки реагируют
со сплавом.

Выпуск металла из печей осуществляется четырьмя метода-
ми: через летку, посредством наклона печи, магнитогидродина-
мическими насосами и вычерпыванием, которое производят
специальные роботы-манипуляторы, зачерпывающие порцию ме-
талла из рабочей печи и заливающие ее в форму. При произ-
водстве мелких отливок в небольших литейных цехах готовый
расплав вычерпывают ручными ковшами непосредственно из
раздаточных печей или из специальных раздаточных камер, сое-
диненных каналами с основной ванной в пламенных или шахтно-
пламенных печах.

Важнейшей технологической операцией при плавке цветных
сплавов является рафинирование, во многом определяющее ка-
чество отливки. Способы рафинирования выбираются в зависи-
мости от типа сплава, его состава, условий плавки и разливки,
применения специальных флюсов и других добавок.

7. ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ И МЕТОДЫ ОБРАБОТКИ
ЛИТЕЙНЫХ СПЛАВОВ В ЖИДКОМ СОСТОЯНИИ

Классификация процессов обработки литейных сплавов в
жидком состоянии и методы ее осуществления. Обработка спла-
ва может производиться в печи или вне ее (на желобе, в ковше,
в специальных устройствах) с целью модифицирования, легиро-
вания или рафинирования (рис. 8). Она осуществляется введе-
нием различных добавок или внешним воздействием (перемеши-
ванием, вибрацией, вакуумом и т. п.). Введение добавок может
производиться непосредственно в металл или шлак либо комби-
нированно. Также обстоит дело и с методами внешнего воздейст-
вия.

Внепечная обработка осуществляется введением добавок в
жидкий металл непосредственно или с помощью специальных
устройств для ввода или внешнего воздействия на жидкий ме-
талл (рис. 9). Добавки могут быть газообразными (О — кисло-
род, X — азот, НГ — нейтральные газы), твердыми (М — метал-
лы и другие технически чистые вещества, элементы или соеди-
нения, С — смеси, Л — лигатуры, т. е. сплавы нескольких М,
Ф — флюсы) и жидкими (Ф — флюсы, Ш — шлаки). Для ввода
Рис. 8 Классификация обработки литейных сплавов в жид-
ком состоянии.

добавок используются различные устройства: Д — дозатор,
ПГВ —труба с отверстиями для продувки газами сверху,
ЛГУ — пористое днище или пробка для продувки газами снизу,
МВ _ устройство для механического ввода модификатора, на-
пример прутка, ЗК —зарядная камера, И — испаритель, К —
колокол, в который помещают модификатор.

Местом обработки может быть плавильная печь П, а при
внепечпон обработке — желоб плавильной печи ВЖ, открытый
ковш ОК, герметичный ковш ГК и литейная форма Ф, в литни-
ковой системе которой устроена рабочая камера РК, где разме-
щают модификатор (см. рис. 9). Для внешнего воздействия
применяют специальные устройства: УФ — устройство для фильт-
рации, А —автоклав, ВК — вакуумная камера (по устройству
они аналогичны, но в А может быть избыточное давление), ВУ,
ВЗ, МП — вибрационные ультразвуковые и перемешивающие
устройства, ЭУ — электрические устройства.

Внепечная обработка получается объединением элементов,
показанных на рисунке. 9. Например, существуют следующие
методы модифицирования: Л 0 ВЖ — модифицирование лигатурой
на желобе, ЛI) Д 0 ВЖ — то же, но с применением дозатора,
М03К0ГК — модифицирование металлом (например магнием) в
герметичном ковше, Л О РК I) Ф — модифицирование лигатурой в
т'Ф ф‘1 Ст 1 30«э 1 к =4Ш1 > И
II ГК ф Н ?Г“:5 • !: яг. 7 Т и ь % •' 5 1 п ! * л
Гцш Т6ер& О, Ы. НГ и. С, X д пгв пгн 1 8 М - 1 ' § и1— и гххХ/х ГХ//Л о ООО 0°00 О ООО ЕН2222 «О * ’Ч,
ххх^х
/ Е ЛЙ /рМ / 1|,Г/1 «с
Ж 1 *

! > 'Ъ •о <ъ Устрс.истЛа (/ля Лбойа Место б йод а епдшэпарсод поп Специальные устройстба

Рис. 9. Элементы синтеза методов обработки литейных сплавов в жидком состоянии.
форме и т. д. Число возможных сочетаний здесь довольно
значительно.

Рафинирование. Очистка металлов от вредных примесей на-
вивается рафинированием. Оно широко применяется как в пер-
вичной металлургии, так и при вторичной плавке металлов и
сплавов. Различают пнрометаллургический, электролитический
и химический методы рафинирования.

В литейном производстве получили распространение в ос-
новном пиромсталлургические методы, которые осуществляются
при высокой температуре и связаны с переходом вредных при-
месей из одной фазы в другую, что достигается при помощи
окислительно-восстановительных реакций, адсорбции примесей
другой фазой (адсорбционные методы) или изменения условий
их существования в металле, например применения вакуума (эти
методы иногда называют неадсорбционными).

Удаляемые вредные примеси можно разделить на три вида:
растворенные в металле и находящиеся в виде неметаллических
включений или газов. Примеси, растворенные в металле, уда-
ляют окислительным рафинированием, которое основано на спо-
собности некоторых примесей образовывать с О, 8, С1, Р более
прочные соединения, чем соединения основного металла с теми
же элементами. Этот способ используют, например, для очист-
ки Си. Так, при продувке жидкой меди воздухом примеси Ре,
Й1, 2п, РЬ, 8Ь, Ая, 8п, имеющие большее сродство к кислороду,
чем Си, образуют окислы, которые всплывают на поверхность
ванны и легко удаляются.

Удаление из расплавов железа 8 и Р производится при
помощи элементов или соединений, обладающих большим срод-

ством к сере, чем железо:

Ре8 4- СаО = Са8 4- РеО, (1.50)

Ре8 + = М^8 4- Ре. (1.5 1)

Окислительным рафинированием удаляется фосфор:

2Р 4- 5ГеО = Р2 О5 4- 5Ре, (1.52)

ЗРеО 4- 2Р2 О5 = (РеО)з Р2 О5, (1.53)

(РеО)3 Р2 О5 4- 4СаО = (СаО)4 Р2 О5 4- ЗРеО. (1.54)

Рафинирование при помощи окислительно-восстановительных
реакций осуществляется непосредственно в плавильных печах.
Например, рафинирование (рис. 10, а) в печи /, в которой нахо-
дится расплавленный металл 2, осуществляется наведением шлака
3 определенного состава (ПР=Ш 0 П). Внепечное рафинирование
можно осуществлять при помощи синтетического шлака (рис. 10,б),
который выплавляют в специальной шлакоплавильной печи, затем
сливают в ковш 1 и переливают в него из ковша 2 металл.
Перемешиваясь со шлаком «?, он очищается от вредных примесей.

Удаление растворенного в металле кислорода называется
раскислением. Оно производится после окислительного рафини-
28
д е

Рис. 10. Методы рафинирования литейных сплавов:

а — печное (/ — печь, 2 - металл, 3 — шлак), б — шлаком (7 — ковш, 2 — металл из другого
копта, 3 — синтетический шлак), я - флюсами (/ — ковш, 2 - колокол с флюсом), г — про-
дувкой газами (/ — ковш, 2 — пористая пробка), д — фильтрацией с продувкой газами (I — ти-
гель, 2 — фильтр, 3 — труба), е — вакуумом с продувкой (/ - пакуумно-ародудочная каме-
ра, 2 — коиш, 3 - труба дли продувки газами).

рования. Растворенный кислород при этом связывают в нераст-
воримые окислы с помощью добавок, называемых раскислите-
лями.

Очистка от примесей, находящихся в металле в в и де "не ме-
таллических включений и газов, может производиться введением
различных добавок или внешним воздействием. Флюсы или
другие добавки, очищающие металл от вредных ,Г приме сей, вво-
дятся в металл либо на его поверхность (тогда это равносильно
шлаковой обработке), либо под поверхность при помощи колокола
2 в ковше 1 (РФ=Ф0 КII ОК, рис. 10, в). Добавки флюса при
этом реагируют со сплавом и образуют газы или испаряются.
Образующиеся газы захватывают вредные примеси и выносят их
на поверхность.

Продувка газами (рис. 10, г) имеет тот же механизм очистки.
Газ продувают либо через трубку сверху, либо через пористую
пробку 2 в ковше /. В пузырьках нейтрального газа парциальное
давление газов, растворенных в металле, первоначально равно
нулю и поэтому они переходят в него. Кроме того, пузырьки
газа захватывают и механически уносят неметаллические вклю-
чения.^ О чистка.от неметаллических включений производится также
фильтрацией в специальных устройствах УФ (см. рис. 9). При
этом неметаллические включения адсорбируются на фильтрах.
Возможно комбинирование фильтрации с продувкой газами НГ Ц
ПГВОУФ-УФГ (рис. Ю,д). Для этого в специальном устройстве
1 располагается фильтр 2 и труба для продувки газами 3.

Эффективной мерой очистки от растворенных газов является
вакуумирование. Создание над металлом вакуума нарушает рав-
новесие, в результате чего газы удаляются. На рисунке 10,е по-
казана вакуумно-продувочная камера (ВПК-НГ В ПГВ 0 ВК В ОК).
В камеру 1 помещают ковш 2, вакуумируют металл и до-
полнительно*продувают его газом. Нарушение равновесия можно
вызвать также ультразвуком УЗ (см. рис. 9). При этом в рас-
плаве происходит кавитация и в образующиеся пустоты устремля-
ется растворенный в расплаве газ, создающий пузыри, которые
затем всплывают, очищая расплав.

Электрохимическая природа жидких шлаков, солевых рас-
плавов и ионное состояние примесей в них позволяют исполь-
зовать с целью рафинирования электрическое поле или различ-
ные его сочетания с пирометаллургическими процессами на
основе электролиза расплавов и движения ионов.
ГЛАВА II

ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ
ПРОЦЕССОВ

1. ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА СТРОЕНИЯ, СВОЙСТВ
И ВЗАИМОДЕЙСТВИЯ ВЕЩЕСТВ

Формирование состава и свойств литейных сплавов при их
плавке и обработке в жидком состоянии происходит в результате
химических и физико-химических процессов, протекающих в
плавильных печах.

Химические процессы представляют собой превращения, свя-
занные с изменением состава участвующих в плавке веществ.
Процессы плавки тесно связаны с изменением агрегатного со-
стояния вещества, которое является физическим превращением.
Возможны и другие физические превращения, например, изме-
нение структуры. Таким образом, физико-химическими процес-
сами являются превращения, при которых изменяются состав и
агрегатное состояние, или структура веществ.

Основные понятия и определения

При изучении физико-химических процессов важное значе-
ние имеют понятия вещество, компонент, фаза.

Вещества характеризуют по их свойствам, подразделяе-
мым па физические и химические. К физическим относятся
внешний вид вещества, его агрегатное состояние, температуры
плавления и кипения, способность проводить тепло или элект-
рический ток, плотность. При установлении или измерении фи-
зических свойств состав веществ не меняется. При определении
же химических свойств состав вещества подвергается измене-
нию. Например, устанавливается, что вещество способно гореть,
реагировать с кислотой или образовывать при нагревании но-
вые вещества.

Таким образом, химические свойства веществ определяются
по их способности сопротивляться химическому воздействию
различных активных сред.

Образец какого-либо вещества может состоять из двух или
нескольких веществ, т. е. быть смесью. Смеси не имеют опре-
деленного состава и могут быть разделены на отдельные ве-
щества (составные части) в результате физического превраще-
ния. Новые вещества при этом не образуются. Смеси могут
быть гомогенными и гетерогенными. В гомогенных смесях сколь
угодно малая часть имеет такой же состав, как и любая другая.
Гетерогенные смеси не имеют одинакового состава. Обычно
одна часть такой смеси заметно отличается по физическим и
другим свойствам от соседних частей. Если смешение достигает
молекулярного уровня, т. е. перемешанные частицы обладают
молекулярными размерами, смесь называется раствором. Та-
ким образом, все вещества, участвующие в процессах плавки,
разделяются на чистые вещества и смеси. Чистые вещества мо-
гут быть либо элементами (железо, углерод, кремний и т. п.),
либо соединениями (оксиды, нитриды, карбиды и т. п.).

Понятие компонент идентично понятию вещество, но в
физической химии число веществ и компонентов, участвующих
в реакции, различно. Количество компонентов определяется как
число веществ минус число реакций, связывающих эти вещества
Так, в реакции Ог + Н2 « НаО число веществ три, а количество
компонентов — два.

Фазой называется совокупность веществ, отделенная от
окружающей среды поверхностью раздела и характеризуемая
определенным комплексом свойств.

Элементы и соединения обозначаются химическими формулами.
Некоторые соединения состоят из отдельных частиц или молекул.
Их формулы указывают на число атомов различного сорта в
молекуле. Например, молекула ССЬ имеет измеримую массу и
существует как отдельная частица в газовом, жидком и твердом
состояниях. Другие соединения состоят из электрически заряжен-
ных частиц, называемых нонами. Ион — это атом или группа
атомов, представляющая собой единое целое и несущая электри-
ческий заряд. Положительно заряженные ионы называются катио-
нами, а отрицательно заряженные — аннонами. Формулы соеди-
нений, состоящих из ионов, выражают простейшее соотношение
между катионами и анионами в макроскопическом объеме вещества.
Например, кристалл поваренной соли №С1 состоит из ионов №
и С1~ в соотношении 1 :1, а кристалл А1Ез состоит из ионов
А13+и Е- в соотношении 1:3. Ни в одном из этих ионных
соединений нельзя обнаружить молекул ЫаС! или А1Рз • Соотно-
шение катионов и анионов в ионных соединениях всегда таково,
что указываемая формулой группа ионов в целом является элек-
трически нейтральной.

Формулы соединений, состоящих из гигантских молекул (мо-
лекул, в которых содержится огромное число атомов), выражают
простейшее соотношение атомов в данном веществе. Например,
оксид кремния 81О2 представляет собой трехмерный каркас, со-
стоящий из атомов кремния и кислорода в отношении 1 :2. Весь
кристалл подобного вещества, например кристалл кварца, можно
рассматривать как одну гигантскую „молекулу*, содержащую
число атомов порядка 1023.

Способ записи формулы химического соединения позволяет
дать дополнительную информацию о его структуре. Например,
формула сульфата алюминия может быть записана в виде АЬ $з О12,
но больше сведений о структуре этого соединения позволяет дать
запись А1г ($Оц )а, где индекс 3 относится к частице, указанной
и скобках. Такая запись означает, что группа атомов, заключен-
ная в скобки, ведет себя во многих химических превращениях
как единое целое. Приведенная выше формула указывает
простейшее соотношение ионов А13+ и 8О2- , которые обеспечи-
вают электрическую нейтральность соединения и показывают,
что сульфат-ион ведет себя во многих химических реакциях как
неделимая группа.

В формулах более сложных веществ используются также
квадратные скобки, позволяющие дать расширенную информацию
о строении вещества. Например Ее< [Ее(СЫ)б Ь содержит шесть
групп СЫ в каждой частице Ее(СЫ)<~ , которая в свою очередь
образует электрически нейтральное соединение с нонами Ге3+ в
отношении 3:4. Такая запись дает более полную информацию о
строении вещества, чем простая формула Ее7 СвЫи- В некоторых
случаях в формулах соединений используются точки. Например,
формула Хаг 8О4 • 101Ь О показывает, что вещество состоит из
двух более простых веществ Иа28О4 и Н2О в отношении 1:10.
Подобный способ записи формул всегда используется для гид-
ратов (соединений, в которые входит вода) типа Ха28О4-ЮН2О
и минералов, подобных бериллу ЗВеО-А13О3 -бЗЮ?, так как он
позволяет дать дополнительную информацию об их составе.
Закон постоянства состава применим к подобным веществам в
той же мере, как и к СО2, т. е. формульная единица соединения
в любом случае указывает вполне определенное соотношение
атомов всех видов, входящих в конкретное соединение.

Химические превращения записываются в виде химических
уравнений, которые отражают изменение состава и массовые
соотношения реагирующих веществ. Молекулярные вещества
записываются в уравнении в молекулярной форме, а ионные
вещества — в ионной. Так, в реакции между кислородом и уг-
леродом, протекающей с образованием диоксида углерода, все
вещества находятся в атомарной или молекулярной форме, по-
этому уравнение записывается следующим образом:

С 4~ Ог —* СО?.

Однако в уравнении реакции между веществами, находящими-
ся в ионной форме, должно быть отражено, что они ионизиро-
ваны. Например, при плавке чугуна протекает реакция

ЕеО + Мп » МпО 4- Ее. (2.1)

Такая запись не раскрывает электрохимического механизма реакции,
где ионы Ее и атомы Мп меняются местами (ион железа стано-
вится атомом, а атом марганца становится ионом). Поэтому запись
Мп — 2е = Мп2+, (2.2)

Ее+ 4- 2е = Ее (2.3)
больше отражает суть протекающей реакции. Однако для ра-
счетов химических превращений запись (2.1) удобнее, так как
отражает исходные и конечные массовые соотношения веществ.

Расчеты относительных весовых количеств веществ, участ-
вующих в химических реакциях, называются стехиометрией.
Стехиометрия используется в различных областях химии, по-
этому знание ее необходимо для решения задач, связанных с
процессами плавки.

Установление массовых соотношений в химических реакциях
производится на основе использования понятия моль. Коэффи-
циенты, стоящие перед формулами, определяют соотношение
молей, в котором образуются и расходуются вещества в резуль-
тате химического превращения. Поскольку масса моля вещест-
ва непосредственно связана с его молекулярной массой, полное
химическое уравнение позволяет также определить массовое
соотношение веществ, участвующих в реакции.

Для реакции (2.1) находим, что 1 моль ЕеО имеет массу
564-16 = 72 г, точнее 55,8474-15,9994 (табл. 2), однако для
практических расчетов можно брать округленные молекулярные
массы (1 моль Мп—55 г, 1 моль МпО—71 г и 1 моль Ге—56 г).
Таким образом, уравнение (2.1) свидетельствует, что 72 г ГеО
при определенных условиях окисляет 55 г марганца и при
этом получается 71 г МпО и 56 г Ге. Запись (2.2 и 2.3) пока-
зывает, как это происходит. Кроме того, она свидетельствует

Таблица 2

Атомные массы химических элементов, используемых в металлурги
литейного производства

Элемент Символ Поряд- ковый номер Атомная масса Элемент Символ Поряд- ковый номер Атомная масса
Азот М 7 14,0067 Медь Си 29 63,5460
Алюминий А1 13 26,9815 Молибден Мо 42 95,9400
Аргон Аг 18 39,9480 Натрин .\а 11 22,9898
Барий Ва 56 137,3400 Никель 28 58,7100
Бериллий Ве 4 9,0122 Ниобий ыь 41 92,9064
Бор В 5 10,8110 Олово 8п 50 118,6900
Ванадий V 23 50,9414 Свинец РЬ 82 207,2000
Висмут В1 83 208,9806 Сера 5 16 32,0600
Водород Н 1 1.0080 Тантал Та 73 180,9480
Вольфрам XV 74 183,8500 Тиган Т1 22 47,9000
Железо Ре 26 55,8470 Углерод С 6 12,0110
Иттрий Г 39 88,9059 Фосфор Р 15 30,9738
Калин К 19 39,0983 Фтор Р 9 18,9984
Кальций Са 20 40,0800 Хлор С! 17 35,4530
Кислород О 8 15,9994 Хром Сг 24 51,9960
Кобальт Со 27 58,9332 Церий Се 58 104,1200
Кремнии 51 14 28,0860 Цинк 2п 30 65,3700
Магний Мк 12 24,3050 Цирконий 2г 40 91,2200
Марганец Мп 25 54,9380
об ионном строении веществ. Реакция эта, как показывает
опыт, происходит, если вещества находятся в жидком состоя-
нии.

Строение вещества

Из курсов химии и физики известно, что элементарной ячей-
кой всех веществ считается атом. Молекулы, комплексы, кла-
стеры и составляющие их ионы являются элементарными ячей-
ками металлургических фаз, которые сохраняют определенное
сочетание свойств и представляют собой различные комбинации
томов.

Корпускулярно-волновой дуализм позволяет лишь условно
представить модель атома, в той или иной степени отражающую
его реальное строение. Движение микрочастиц в атоме описы-
вается известным уравнением Шрёдингера. Однако точное его
решение возможно только для атома водорода. Для многоатом
ных же молекул используют различные методы приближения.

Одноэлектродные волновые функции называют атомными
орбиталями. Это математическое понятие отражает состояние
электрона в атоме, а не орбиту электрона в наглядном его
изображении.

Наибольшее значение для изучения процессов взаимодейст-
вия веществ имеет электронное строение внешних, валентных
уровней атомов. По их строению различают $, р, с! и /- элемен-
ты. Строение молекул и сложных образований их атомов, осно-
ванное на существовании химической связи, в настоящее время
рассматривается с точки зрения двух теорий: валентных связей
(ВС) н молекулярных орбиталей (МО).

Теория ВС позволяет наглядно показать образование и
структуру многоатомных частиц, однако не в состоянии объяс-
нить, например, магнитные свойства вещества. Связи между
томами, в частности в кристаллах, теория ВС представляет
слишком упрощенно.

Теория МО основана на представлении о том, что каждый
электрон молекулы описывается своей функцией — молекуляр-
ной орбиталью. Теория эта рассматривает образование химиче-
ских связей как результат движения всех электронов в сум-
марном поле, созданном ядрами и электронами исходных ато-
мов. Однако, поскольку основной вклад вносят электроны
валентных оболочек, обычно ограничиваются рассмотрением
только их электронов. Волновые функции при этом находят
решением уравнения Шрёдингера различными приближенными
методами.

Таким образом, энергетические уровни отдельных атомов в
различных соединениях в своем сложном сплетении образуют
энергетические уровни в молекулах. Далее мы увидим, какие
практические выводы можно сделать из этого.

Известно, что свойства элементов обладают периодичностью,
Таблица 3

Зависимость свойств от строения веществ

Элемент Кристаллическая модификация Плотность при 20" С. г/см* Атомный объем, см* моль
Углерод Олово Алмаз Графит Белое Серое 3,51 2,26 7,31 5,75 3,42 5,31 16,2 20,6

которая отражена в Периодической системе элементов
Д. И. Менделеева. Современная формулировка Периодического
закона гласит: при расположении элементов в последователь-
ности возрастания порядковых (атомных) номеров их физичес-
кие и химические свойства обнаруживают периодические изме-
нения.

Строение веществ и их свойства связаны не только с их
составом, но и с их структурой. Многие элементы существуют
в различных кристаллических модификациях, которые могут
значительно отличаться по плотности, и в таком случае каждой
форме элемента соответствует свой атомный объем (объем
1 моля в см3). В качестве примера приведем данные об атом-
ных объемах углерода и олова (табл. 3).

Строение веществ в значительной степени обусловлено ти-
пом химической связи между частицами (атомами, ионами),
образующими вещество. Рассмотрим два основных типа связи:
иоппую и ковалентную.

Образование ионной связи характеризуется такими поня-
тиями, как потенциал ионизации, сродство к электрону и элект-
роотрицательность.

Первым потенциалом ионизации атома называется энергия,
затрачиваемая на полное удаление наиболее слабо связанного
электрона от этого атома. Рассматриваемый процесс представ-
ляет собой реакцию ионизации:

Ме — е = Ме+.

Ионизация играет важную роль во многих химических превра-
щениях и определяет способность металлических элементов обра-
зовывать катионы. При дальнейшей ионизации от иона Ме1 можно
удалить следующие электроны. По аналогии с определением первого
потеициала ионизации легко ввести определения второго, треть-
его и последующих потенциалов, соответствующих последова-
тельному удалению очередных электронов данного атома. По-
тенциалы ионизации обычно выражают в электронвольтах
(1 эВ=1,6-10-19 Дж).

Сродство к электрону — это энергия, выделяемая или погло-
щаемая при присоединении электрона к нейтральному атому:
Х4-е = Х-.
Ионная связь возникает при переносе одного или нескольких
электронов от одного атома к другому, в результате чего атомы
превращаются в ионы. Такой процесс оказывается энергети-
чески благоприятным при условии, что атом, отдающий элект-
рон, обладает низким потенциалом ионизации, а атом, присое-
диняющий электрон, обладает большим сродством к последне-
му. Поскольку изменение этих характеристик атомов зависит
от природы элементов и соответствует Периодическому закону,
можно связать способность элементов к реакциям с переносом
электронов и их положением в Периодической системе.

Самые низкие значения потенциала ионизации присущи эле-
ментам группы 1А, а самые высокие значения сродства к элект-
рону— элементам группы УПА. Если учитывать только эти два
свойства элементов, можно сделать вывод, что наиболее благо-
приятные условия для протекания реакций с переносом элект-
родов создаются при соединении между собой элементов двух
указанных групп.

Электроотрицательностью элемента называют относительную
способность его атомов притягивать электроны. Для оценки
этой способности устанавливается условная шкала. Крайние
значения электроотрицательности равны 0,7 для цезия и 4,0
для фтора (табл. 4).

Данные об электроотрицательности элементов позволяют су-
дить о характере связи между элементами в соединении. В част-
ности, соединения из элементов, сильно отличающихся по элек-
троотрицательности, считаются более ионными, чем соединения
из элементов с близкими значениями электроотрицательности х.

Так, используя данные об электроотрицательности кислорода
(3,50), кальция (1,04) и кремния (1,90), можно сделать вывод о
том, что соединение СаО (Дх = 2,44) является Солее ионным,
чем 8Ю2 (Дх = 1,54). За предельное значение Д*, выше которого
соединение считается ионным, принято считать 1,9.

Ковалентная связь возникает в результате обобществления
электронов, когда они оказываются одновременно под влиянием
двух ядер. Ковалентная связь обусловливается довольно слож-

Таблица 4

Электроотрицательность элементов

Элемент ж Элемент Ж Элемент в
н 2,10 Х’а 0,93 К 0,91
1Л 0,98 1,20 Са 1,04
Ве 1,50 А1 1,60 6а 1,80
В 2,00 81 1,90 Се 2,00
С 2,50 Р 2,20 Аз 2,10
К 3,07 5 2,60 5е 2,50
о 3,50 5г 2,80
р 4,00 С1 3,00 Сз 0,70
Атомная Молекулярная Атомная

орбиталь орбиталь орбиталь

Рис. 11. Схема образования молекулярных орбиталей в моле-
куле кислорода.

ным взаимодействием между ядрами и электронами, поэтому
представить ее значительно труднее, чем ионную. Устойчивость
ковалентной связи может быть объяснена одновременным при-
тяжением пары обобществляемых электронов к ядрам двух
атомов. Необходимо также учитывать наличие сил отталкива-
ния между двумя ядрами и между электронными облаками
двух связанных между собой атомов.

При образовании ковалентной связи электроны, обобществ-
ляемые двумя атомами, занимают так называемую связывающую
орбиталь. Рассмотрим образование молекулярных орбиталей в га-
зовой фазе. В формировании газовой фазы участвуют С, О, Н и
Г4. Азот не оказывает активного влияния на окислительно-восста-
новительные процессы. Углерод и водород являются восстанови-
телями, а их соединения СОз и Н2О — окислителями.

Связи в газовых молекулах системы С — О — Н явно кова-
лентные, так как разности электроотрицательностей равны:

Дхс-п =0,4; Дхс-о = 1 >0; Д*н-о = 1.4.

Электронное строение молекулы кислорода приведено на ри-
сунке 11. Для кислорода характерно наличие двух неспаренных
электронов, а, как известно, частицы (атомы, ионы, молекулы),
содержащие неспаренные электроны, обладают высокой реак-
ционной способностью. В молекулах же Нз и СО неспаренные
электроны отсутствуют.
В молекуле СОг электроны располагаются парами последова-
тельно на ку, к2 и двух а, - несвязанных орбиталях, а также на
«у » Ъ и двух ах - связывающих орбиталях. Неспаренных элек-
тронов в этой молекуле нет. Аналогично расположение электронов
и для Н2О. Отсутствие неспаренных электронов на молекулярных
орбиталях позволяет заключить, что такие газы, как окислители,
обладают меньшей реакционной способностью, чем кислород.

Агрегатные состояния. Растворы

Все твердые тела делятся на два больших класса: кристал-
лические и аморфные. Твердое кристаллическое состояние ха-
рактеризуется правильным, повторяющимся расположением
частиц. Существует четыре тина твердых кристаллических тел:
молекулярный кристалл (например, двухмерный аргон), ион-
ный кристалл (КС1), ковалентный кристалл (углерод) и ме-
талл. Связь между частицами в молекулярном кристалле осу-
ществляется за счет вандерваальсовского взаимодействия, в
ионном — за счет кулоновского взаимодействия. В ковалентном
кристалле существует ковалентная связь, в металлическом —
металлическая, которая осуществляется за счет обобщения
электронов.

Каждый тип кристаллов обладает определенными характер-
ными свойствами. Для молекулярного кристалла характерна
низкая температура плавления, склонность к сублимации, хруп-
кость, отсутствие электропроводности. Ионный кристалл имеет
высокую температуру плавления, хрупок, электропроводен
только в расплавленном состоянии. Примерно такие же свойст-
ва имеют ковалентные кристаллы. Для металлических кристал-
лов характерна высокая электропроводность, пластичность.
В зависимости от взаимного расположения атомов различают
типы кристаллической решетки (табл. 5).

Твердые аморфные вещества являются переохлажденными
жидкостями. В таких структурах ближайшие соседние частицы
могут занимать почти правильные положения в решетке, но сле-
дующие соседние частицы гораздо больше отклоняются от пра-

Таблица 5

Основные типы кристаллических решеток

Тип Пример
Кубическая Гексагональная Тетрагональная Ромбическая (орторомбическая) Моноклинная Тригональная (ромбоэдрическая) Поваренная соль, медь Графит, кварц Белое олово Ромбическая сера Моноклинная сера Кальцит
вильных положений, и поэтому за пределами одной элементар-
ной ячейки в расположении частиц не удается установить до-
статочной степени упорядоченности. В металлургии эта группа
веществ широко представлена шлаками. К жидкостям отно-
сятся и все расплавленные металлы.

Следующим агрегатным состоянием является газообразное.
Все вещества из твердого состояния могут переходить в жид-
кое, а затем в газообразное. Однако дистанция между этими
состояниями различна. Если точка А — твердое состояние, В —
жидкое, а С — газообразное, то отрезок АВ во много раз мень-
ше, чем отрезок ВС.

При достаточно сильном нагревании любое вещество испа-
ряется, превращаясь в газ. Если увеличить температуру, моле-
кулы газа начнут распадаться на составляющие их атомы, ко-
торые затем превратятся в ионы. Такое состояние газовой фазы
называется плазмонным. Плазма характеризуется степенью
ионизации а, под которой понимают отношение числа ионизи-
рованных атомов к полному их числу в единице объема плазмы.
В зависимости от величины а плазму делят на слабо, сильно
или полностью ионизированную.

Применительно к плазме несколько необычный смысл вкла-
дывается в понятия низкотемпературная и высокотемператур-
ная. Низкотемпературной принято считать плазму с Т^1(РК.
В металлургии применяют низкотемпературную плазму.

В металлургии редко встречаются процессы, когда вещества
взаимодействуют друг с другом в чистом виде, в каком бы
агрегатном состоянии они ни находились. Обычно приходится
иметь дело с растворами.

Существует множество самых разнообразных растворов. Их
характер и свойства зависят от того, какие частицы распреде-
лены в растворе, каковы особенности растворяющей среды и
каким образом осуществляется взаимодействие между части-
цами.

Компонент раствора, находящийся в нем в меньшем коли-
честве, принято называть растворенным веществом, а компо-
нент, находящийся в большем количестве,— растворителем.
Если молекулярные или ионные частицы, распределенные в
жидком растворе, присутствуют в нем в таком количестве, что
дальнейшего растворения не происходит, раствор называется
насыщенным.

Растворы характеризуются концентрацией растворенных ве-
ществ. Концентрация может быть выражена в % п° массе, в
% по объему, в молях на 1 м3 раствора, в молях на 1 л раст-
вора (молярность) и в мольных долях (отношение числа молей
одного из компонентов раствора к общему числу молей раст-
вора).

В металлургии наиболее распространены металлические
растворы и растворы оксидов. Их взаимодействие характери-
зуется протеканием окислительно-восстановительных реакций.
Окислительно-восстановительные реакции

Эти реакции тесно связаны с образованием и разложением
оксидов. Все оксиды подразделяются на два больших класса —
кислотные и основные. К кислотным относятся оксиды, которые
растворяются в воде с образованием кислоты, а также нераст-
воримые или не реагирующие с водой оксиды, для которых мож-
но записать формальное уравнение предполагаемой реакции
образования кислоты. Например, оксиды 8О2 , 80з, Р4 Ою и С Оз
хорошо растворимы в воде. Оксиды же 81О2 и В2 О3 настолько
нерастворимы в воде, что даже не участвуют в реакциях обра-
зования кислоты, однако эти соединения нейтрализуют основания
и поэтому считаются кислотными.

Основными называются такие оксиды, которые реагируют с
водой с образованием оснований, или с кислотами с образованием
солей. Так, из оксидов К2 О и СаО получаются основания КОН
и Са (0Н)2. В этом случае относительная сила оснований связа-
на с электроотрицательностью входящих в оксиды элементов,
но, в отличие от кислот, наиболее сильные основания получают-
ся из оксидов тех элементов, которые оЗладают наименьшей
эл ектроотрицател ьность ю.

Окислительно-восстановительные реакции осуществляются
переносом электронов от одного реагента (вещества) к другому.
Полное число электронов, отдаваемых одним веществом при
окислении, должно быть равным полному числу электронов,
приобретаемых другим веществом в процессе восстановления,
которым сопровождается первый процесс. Эта закономерность
определяет взаимосвязь между реагентами в окислительно-
восстановительных реакциях и позволяет найти способ состав-
ления их уравнений.

Чтобы определить число электронов, теряемых или приобре-
таемых реагентами, участвующими в химическом превращении,
каждому атому в молекуле, комплексном ионе или в свободном
состоянии приписывается особое число, называемое степенью
окисления. Это число указывает на состояние окисления атома
и представляет собой удобную основу для учета переноса элект-
ронов. Однако его не следует рассматривать как истинный за-
ряд, которым может обладать атом в молекуле. Изменение
состояния окисления атома в окислительно-восстановительной
реакции определяет число теряемых или приобретаемых элект-
ронов.

Всем атомам элементов, находящихся в свободном состоянии,
приписывается степень окисления 0, чтобы указать, что атом
свободного элемента, например Не, Си, не теряет и не приобретает
электронов. Простые ионы, подобные С1~, 82~, Каь, Н+, Са?+
или Не3+, не обладают степенью окисления, равной заряду иона.
Водород и кислород в соединениях, как правило, имеют степени
окисления 4-1 и — 2 соответственно. Сумма степеней окисления
всех атомов, входящих в комплексный ион или молекулу, опре-
деляет полный заряд всей частицы в целом и позволяет уста-
новить неизвестные степени окисления различных атомов.

Необходимо ввести еще два понятия: окислитель и восста-
новитель. Эти термины используют для указания веществ, спо-
собных вызвать окисление и восстановление. Окислитель, вызы-
вающий окисление другого вещества (т. е. потерю им электро-
нов), подвергается в результате этого восстановлению (т. е.
приобретает электроны). Вещество, подвергающееся окислению,
является восстановителем.

Окислительный и восстановительный процессы неотделимы
друг от друга и представляют собой две стадии одной реакции,
осуществляемой в количественно-эквивалентном отношении.
Электроны, теряемые в окислительной полурсакции, возвра-
щаются в восстановительной полуреакции. Уравнения таких
полуреакций можно составить отдельно, а затем скомбиниро-
вать, умножив каждое из них на соответствующие коэффициен-
ты. В результате получается уравнение окислительно-восстано-
вительной реакции, в котором нет «и приобретаемых, ни теряе-
мых электронов.

Передачу электронов, движение ионов, их разряд в шлаках
и другие процессы в металлургии можно рассматривать с точки
зрения электрохимии.

Основные понятия электрохимии

В электрохимии для количественного описания процессов
используются понятия, применяемые к электрическим явлени-
ям, представляющим собой перенос зарядов в направлении от
точки с большей потенциальной энергией к точкам с меньшей.
Величина электрического заряда измеряется в кулонах (Кл).
Электрический ток, возникающий при прохождении через про-
водник заряда величиной в 1 Кл за время 1 с, обладает силой
1 А.

В электрохимии приходится иметь дело с проводниками двух
типов: металлическими и электролитами. Металлические спо-
собны пропускать электрический ток, не подвергаясь при этом
каким-либо химическим превращениям. В электролитах при
пропускании электрического тока происходит изменение хими-
ческого состава.

В электрохимии часто встречаются электрические цепи, со-
стоящие из металлических и электролитических проводников.
Поверхность контакта между проводниками этих типов назы-
вается электродом. В сущности электрод служит источником,
или, наоборот, приемником электронов: когда электроны пере-
ходят с него в электролит, электрод называется катодом, а
когда электроны поступают из электролита на электрод,— ано-
дом.

При пропускании электрического тока через электролит в
нем происходят определенные изменения, важнейшие из кото-
рых — окислительный процесс на аноде и восстановительный
процесс на катоде. Процесс, протекающий при пропускании
электрического тока через электролит, называется электроли-
зом.

Основным законом электрохимии является закон Фарадея:
количество электричества, протекающего через электролит и из-
меряемого в кулонах (д), равно произведению числа окисляе-
мых или восстанавливаемых химических эквивалентов вещества
(п) на число Фарадея (Г). Число Фарадея Л равное 96490 Кл,
представляет собой моль (т. е. 6,023-1О23) электронов.

Другим важным понятием электрохимии является гальва-
низация (гальванические элементы), которая по своему смыслу
как бы противоположна электролизу. Для проведения электро-
лиза необходим внешний источник электрического потенциала,
позволяющий осуществлять окислительную и восстановительную
реакции на двух электродах. В отличие от этого для создания
гальванического элемента выбирают такие электроды и элект-
рические вещества, которые обладают электрохимической энер-
гией, достаточной для самопроизвольного протекания окисли-
тельного и восстановительного процессов.

Окислительно-восстановительный потенциал любой полуреак-
ции может быть измерен сравнением с потенциалом стан-
дартного водородного электрода, который применяется для вод-
ных растворов. Для расплавов в металлургии используется
стандартный кислородный электрод. Об этом будет сказано
подробнее при изучении механизма реакций, протекающих в
металлургических процессах.

Возможность протекания тех или иных реакций определяет-
ся движущими их силами, которые непосредственно связаны с
понятиями энергии, теплоты, энтропии и другими, которые изу-
чает химическая термодинамика.

2. ОСНОВЫ ХИМИЧЕСКОЙ ТЕРМОДИНАМИКИ

Химическая термодинамика является разделом физической
химии, рассматривающим термодинамические явления в обла-
сти химии, а также зависимости термодинамических свойств ве-
ществ от их состава -и агрегатного состояния1. Эта наука бази-
руется на общих положениях и выводах термодинамики.

Основные понятия и определения. Объектом изучения термо-
динамики является термодинамическая система, представляю-
щая собой совокупность фаз, веществ (физических тел), кото-
рые могут взаимодействовать между собой и с другими телами,
обмениваясь веществом и энергией.

Существуют изолированные, закрытые и открытые системы.
Изолированная система не обменивается с внешней средой ни
энергией, ни массой, закрытая обменивается только энергией,

1 БСЭ, изд. 3-е, т. 25, М., с. 484.
открытая — и энергией, и массой. Классическая термодинамика
рассматривает закрытые системы.

Свойства фаз и компонентов, входящих в систему, разделя-
ются на экстенсивные и интенсивные. Экстенсивные свойства
обладают аддитивностью (например, масса и объем). Сумма
масс (объемов) отдельных частей равна массе (объему) целого.
Интенсивные свойства имеют определенные значения в каждой
точке (например, давление и температура). Их называют также
термодинамическими параметрами системы.

Процессы, протекающие в системах, разделяют на изотер-
мические, протекающие при постоянной температуре, изохори-
ческие, протекающие при постоянном объеме, и изобарические,
или изобарные, протекающие при постоянном давлении. Кроме
того, в изолированных системах происходят адиабатические
процессы, при которых исключается обмен теплотой между си-
стемой и окружающей средой.

При всех процессах соблюдаются три основных закона тер-
модинамики, являющихся выражением законов природы при-
менительно к термическим процессам.

Первый закон термодинамики

Непосредственно измерять можно только теплоту и работу.
Внутренняя энергия вещества зависит только от его состояния,
т. е. температуры, давления и т. д. Если над изолированным
телом производится работа, то его внутренняя энергия изме-
няется на величину, равную произведенной работе. Такое же
изменение температуры тела может быть вызвано сообщением
ему теплоты, передаваемой более нагретым телом.

Первый закон термодинамики, известный так же как первое
начало термодинамики, представляет собой выражение закона
сохранения энергии для систем, в которых существенную роль
играют тепловые процессы1. В соответствии с этим законом
энергия может превращаться из одной формы в другую, но не
может возникать или исчезать. Полная энергия изолированной
системы постоянна, т. е.

= сол5/, (2.4)

где (] — количество подведенной теплоты, Дж;

С/ — общая внутренняя энергия, Дж;

А — количество произведенной работы, Дж.

Уравнение (2.4) справедливо только для изолированных си-
стем.

Для термодинамического анализа явлений природы или тех-
нических процессов нет необходимости знать абсолютную вели-
чину запаса внутренней энергии тел, так как в данном случае
имеет значение лишь изменение этой функции, которое может

1 БСЭ, изд. 3-е, т. 25, М., с. 481.
определяться по величинам работы и теплового эффекта, под-
дающимся непосредственному измерению [2, 3, И].

Тепловой эффект реакции, т. е. количество выделившейся
или поглощенной теплоты, равен изменению полной энергии
системы, называемой энтальпией (Н). Она измеряется в еди-
ницах работы и теплоты, т. е. в Джоулях.

Таким образом, для любой реакции, имеющей тепловой эффект
<?, можно записать:

Д/У^Дг/4-АД. (2.5)

Из сравнения (2.4) и (2.5) видно, что тепловой эффект реак-
ции и изменение энтальпии системы имеют противоположный
знак:

= - ДЯ. (2.6)

Поэтому реакцию окисления металла (Ме), протекающую о
выделением теплоты, можно записать двумя способами:

Ме + $• О2 = МеО + (}, (2.7)

Ме + уО2 = МеО - АН. (2.8)

Запись (2.7) означает, что во время реакции выделяется тепло-
та, запись (2.8) — что общая энергия системы, т. е. ее энталь-
пия, уменьшается.

Согласно первому закону термодинамики, количество работы
(без теплоты) или теплоты (без работы), необходимое для того,
чтобы перевести изолированное тело из одного состояния в дру-
гое, равно изменению энергии тела и не зависит от способа,
которым осуществляется переход.

Изменение внутренней энергии системы, вызванное каким-либо
процессом, может быть найдено определением количества работы
и теплоты, переданного во время этого процесса. Подобно внут-
ренней энергии, энтальпия зависит только от состояния системы,
а не от способа, которым осуществляется переход из начального
состояния в конечное. Изменения энтальпии (Д/У) для новых
реакций рассчитывают на основании данных для реакций, в кото-
рых Д/У уже были измерены. Расчет упростится, если ввести
понятие энтальпия образования Она представляет собой

изменение энтальпии для реакции, где моль вещества образуется
в стандартном состоянии из элементов, каждый из которых также
находится в стандартном состоянии. Энтальпию образования
можно использовать и для расчета энтальпии реакции:

АН = Ху, АН^ АНМ^

где 2у, Л/Уобр Прод — сумма энтальпий образования продуктов
реакции;

Еуу Д/Уо6р релг. — сумма энтальпий образования реагирую,
щих веществ;
у, и — стахнеметрические коэффициенты в уравнении
реакции.

Применение первого закона термодинамики. Тепловые эффек-
ты реакций, как было показано выше, связаны с изменением
внутренней энергии и выполнением работы. Если при химическом
превращении работа не производится (А=0), то ДА/ = Д(7.
Например, если это процесс окисления металла

+ Ме = МеО + (?, (2.9)

(где ф = 20С00 Дж'моль), то запись (2.9) означает, что при об-
разовании 1 моля оксида МеО выделяется 20С00 Дж энергии в
виде теплоты. Следовательно, внутренняя энергия 1 моля МеО
меньше внутренней энергии 12 моля кислорода и 1 моля металла
на 20000 Дж.

Если реакция протекает при постоянном давлении, а объем
изменяется, то при этом производится работа расширения, кото-
рая выражается формулой

Д/7 = ДС/ 4- РДК = - <2. (2.10)

Если в реакции участвуют только твердые тела и жидкости
(конденсированные фазы), то величина РДЙ очень мала по срав-
нению с величиной С) и ею можно пренебречь. Тогда

ДН = да = - (?.

Тепловой эффект реакций зависит от температуры. Поэтому
их значения относят к определенной температуре. Например, за-
пись Д//^ означает, что тепловой эффект измерен при Т = 298
К (25°С). Зависимость теплового эффекта от температуры описы-
вается законом Кирхгофа, выраженным в двух уравнениях:

ГЭ (ЛЯ)]

(2.11)
га (лап

1-37“]^,-^, (2.12)

где Ср и с и — теплоемкости п|и постоянном давлении и объеме
соответственно.

Закон Кирхгофа позволяет вычислить ДА/ для любой темпе-
ратуры. Интегрирование уравнения (2.11) в пределах от То до Т
дает:

ДА/Г = ДНго + У Дер -йТ, (2.13)

где То—температура, при ^которой ЛА/ известно (ДА/г),
например ДА/ме;

Т—температура, при которой надо определить Дер;

Дср — изменение сР в интервале температур от То до Г.
Применение уравнения Кирхгофа можно показать на примере
(И]. Найдем выражение для температурной зависимости Д/У реак-
ции окисления окиси углерода:

СО (г) + 1 2 О (г) = СО (г), ДЛ/5, = - 67600 кал.

Приближенные уравнения для мольных теплоемкостей, у част-
вующих в этой реакции веществ в области температур выше
комнатной, имеют вид: с$> = 6,50 4- 0,001 Г; ф; = 6,504*0,001 Т;

=а 7,00 + 0,0071 Г — 0,00000186Т3. Отсюда следует, что Дер «
= — 2,75 + 0,0056 Т +0,00000186 Т2. Подставляя это выраже-
ние для Дер в уравнение (2.13) и интегрируя между Г, =298°
и Та, получим:

ААУга-----67600 - 2,75 (Т, - 298) + 0,0028 (Т22 — 2983)+

+0,00000062 X (Т| - 2983).

Другим важным законом, связанным с тепловыми эффекта-
ми, является закон Гесса, в соответствии с которым тепловой
эффект реакции зависит не от пути реакции, т. е. ее промежу-
точных стадий, а от начального и конечного состояния системы.

Например, окисление железа может протекать по несколь-
ким реакциям:

Ре + |- О? = Ре2 Оз — ДА/2.|4,
2Ре + О2 = 2 РеО - Д/У2.15,
2РеО + 1о2 = Ре2 О3 — ДН216.

(2.14)

(2.15)

(2.16)

В соответствии с законом Гесса ДЯ2.м м ДН2.15 ДА/^м. Экс-
периментальные данные подтверждают это положение. Зная ДА/
отдельных стадий реакции, можно по закону Гесса вычислить
ее тепловой эффект.

Тепловые эффекты реакций позволяют составить и проана-
лизировать энергетические балансы химических и физико-хи-
мических превращений. Например, запись

Ме,„ +О2 =• МеОТ1 — Д/Д.,? (2.17)

означает, что окисление твердого металла (Ме) идет с образова-
нием твердого оксида и выделением ДНз.п Дж теплоты. Запись

МеОж„, + С - Ме^ + СОГ„ + ДЯ2.1в (2.18)

означает, что жидкий оксид МеО восстанавливается углеродом с
затратой теплоты в количестве ЛН2.18 Дж- Но будут ли про-
текать эти процессы? Ответа на этот вопрос 1-й закон термоди-
намики не дает.
Второй закон термодинамики

Первый закон общей термодинамики отвергает возможность
существования вечного двигателя, т. е. машины, которая могла
бы бесконечно создавать энергию, но не исключает возможно-
сти создания такой машины непрерывного действия, которая
способна превращать в полезную работу практически всю под-
водимую к ней теплоту.

Второй закон, или второе начало термодинамики, отвергает
возможность создания такой машины. Опыт показывает, что
часть теплоты неизбежно рассеивается в окружающую среду.

Наиболее общую формулировку второго закона термодина-
мики дал Клаузиус: существует функция состояния системы,
называемая энтропией 5, приращение которой 48 при обрати-
мом сообщении системе теплоты равно

48-ЩТ. (2.19)

При реальных (необратимых) адиабатических процессах энт-
ропия возрастает, достигая максимального значения в состоя-
нии равновесия1. Энтропия является экстенсивной величиной.

Изменение энтропии для конечного перехода от состояния 1
к состоянию 2 рассчитывается по формуле

Д5 - 5, - 5, = [ = 2^2, (2.20)

где 2 __ количество теплоты, подведенное для перехода из
состояния I в состояние 2.

Теплота, поглощенная на каждом бесконечно малом участке
процесса, равна теплоемкости г, умноженной на дифференциал
температуры с1Т. Отсюда

а8=-~. (2.21)

Интегрируя это уравнение, получим
$1 г,

(2.22)
т

8, Г»

Энтропия всегда увеличивается с повышением температуры, что
согласуется с усилением беспорядочности движения молекул
при повышении температуры.

Расчет изменения энтропии производится при помощи уравне-
ния (2.20). Например, требуется определить изменение энтропии
для металла Ме, теплота плавления которого р = 320 Дж/г, тем-
пература плавления Тпл = 1000 К:

' См.: БСЭ, изд. 3-е, т. 25, М., с. 482.
Д5-5„ -5Ме

«*жМм 78 “т~

* пл
где О = Мм,-р.

Массу моля принимаем ММе =* 60 г.

Тогда Д5ЛЛ = — 19,2 Дж/моль-К.

Расчет изменения энтропии при нагреве производится по
уравнению (2.22). Интегрируя его, получим

51 — 5г = Д5 =» с!п ?2_.

Т2

По этой формуле легко рассчитать изменение энтропии при
нагреве.

Применение второго закона термодинамики. Вычисленные
значения энтропии могут быть использованы для оценки степе-
ни достижения равновесия в изолированных системах. Однако
металлургические процессы протекают в неизолированных, стро-
го говоря, открытых системах, которые для термодинамического
анализа с определенными допущениями считают закрытыми.

Для оценки равновесия в таких системах исполь-
зуется понятие энергии Гиббса 6 (ранее это понятие было из-
вестно как свободная энергия или изобарно-изотермический по-
тенциал, поэтому в литературе, изданной до 1984 г., можно
встретить старые формулировки). Связь энергии Гиббса с внут-
ренней энергией и энтальпией выражается уравнением

Т.54-А-Я—Т-5. (2.23)

Для энергии Гиббса, как и для внутренней энергии, важно
не абсолютное значение, а изменение в том или ином процессе.
Главным свойством энергии Гиббса является то, что в обрати-
мых процессах ее величина не изменяется, а в необратимых
только убывает. Следовательно, условием равновесия изобарно-
изотермических систем является минимум энергии Гиббса. Энт-
ропия и энергия Гиббса зависят от параметров состояния.

Дифференцируя уравнение (2.23), получим:

ас « аи - таз—зат ч- ра у+уа р.

Подставив в уравнение значение ТдЗ, найдем зависимость сво-
бодной энергии от давления и температуры:

аа = уар-зат. (2.24)

Из этого следует, что

(Э(?/ЭР)Г = У (2.25>

и (ЭО/ЭТЭр--5. (2.26)

Подставив значение 5 из уравнения (2.26) в выражение
(2.23), получим уравнение

С~Н+Т №1ЭТ)Р,
которое называется уравнением Гиббса — Гельмгольца. Это
уравнение характеризует зависимость энергии Гиббса при по-
стоянном давлении от температуры [11].

Зависимость &6={(Т) в практическом термодинамическом
анализе металлургических процессов выражают в виде уравне-
ний прямой линии:

А(7=Д + ЗТ. (2.28)

При этом, если исходные вещества и продукты реакции берут
в стандартном состоянии, то ДО дополняют индексом «нулевое»
ДО®. Стандартное состояние означает, что исходные вещества
и продукты реакции взяты в чистом виде (а не в виде раство-
ров, смесей и т. п.) при атмосферном давлении и Т = 298 К, т. е.

ДО® = Д/Л^—Т • Д 5°^. (2.29)

По значению ДО0 можно судить о возможности протекания
реакций. Например, необходимо выяснить, возможно ли превраще-
ние графита в алмаз при данных температуре и давлении. Если в
этих условиях свободная энергия алмаза 6, больше, чем графита
<?гр и ДО положительно, то такой процесс невозможен. Однако при
других значениях Р и Т знак ДО может измениться на обратный.
В настоящее время этот процесс осуществляется при температурах
порядка 3000 К и давлениях 100 000 атм [11].

Термодинамика образования-диссоциации оксидов, хлори-
дов, фторидов, сульфидов, карбонатов и силикатов. Для срав-
нительного анализа обычно приводят значения ДО3 в кДж/мольОа
или Дж г-атом О. Такое сравнение для важнейших элементов да-
но на рисунке 12, где кроме линий ДО' = /(Г), имеющих изломы
в точках фазовых переходов, приведены значения равновесных
давлений кислорода и степени отношений СО/СО2 и Н2/Н2О,
равновесные для данных условий. Пользуясь этой диаграммой,
можно определить не только значения ДО®, но и Ро , а также
равновесные соотношения в системах С — О — металл и Н — О—
металл. Принцип построения диаграммы представлен на ри-
сунке.

Понятие энергия Гиббса позволяет судить о сравнительной
прочности окислов, однако применять его следует с большой
осторожностью. Необходимо учитывать, что данные об энергии
Гиббса относятся к равновесным состояниям. Если же продукт
реакции будет постоянно удаляться из зоны реакции, равнове-
сие никогда не наступит.

Большое значение при этом имеет скорость реакции и акти-
вационный барьер. Так, для реакции С+ О2’>СОа, ДО =—91
ккал моль, но уголь не горит, если его не поджечь, т. е. не
сообщить ему энергии активации. При низкой же температуре
скорость реакции настолько мала, что реакция практически не
происходит.

Наклон линий ДО® = /(Т) характеризует изменение энтропии
н
с

л^к

0 о

ПГПГПГПИГ1
жуг* ./ггтп

То

Т/10* 1/ЧГ Шб* 1^011/10‘

-40

7/Й74^^1/1 о*

10*

/00

-120

-НО

10* 'й* ,0;\

140

/ 1

-160

160

10?

160

-180

-200

220

-220

,-м

240

/О?

10*'

-260

260

-280

-210

Н-1Н}0

О'К

То™

/д М <(Г” (0? 1$'

.л-1

!(№

О 200 400 600 800 /ООО 1200 /400 /600 /800 ГС

СО/СО*/о7/ 10'

Ш
\1

2Й‘
/ •

^Г]|!^•IIЗ‘,
ЧГ>^

Г15 /Р 10'^ 1ОМ10'

>^7/ 10^1 1 |/ О?

1О’л/1 ю'14 /07/,

-го

1.
1

Рис. 12. Диаграмма ДО* = /(Г) для оксидов.

реакции, так как =[— Д5. Длина прямой линии ДО =«

= /(^) ограничена точками^.фазового превращения (плавления,
кипения, фазового перехода) исходных веществ или продуктов
реакции. Во время фазового превращения происходит изменение
энтропии и прямая линия меняет свой наклон. Прямые линии на
диаграмме ДО — Т (см. рис. 12) имеют сходные наклоны, потому
что изменения энтропии при переходе от газообразного кислорода
к твердой окиси во всех случаях почти одинаковы.

Взаимодействие металла с кислородом с образованием твердого
окисла приводит к уменьшению энтропии, потому что твердый
окисел имеет более упорядоченную структуру, чем металл и газ.
Так как** =Д5°, то прямые линии на диаграмме должны

иметь положительный наклон, т. е. величина Д0° становится
менее отрицательной с увеличением температуры. Линии ме-
няют наклон при фазовых превращениях. Перелом линии при
температурах кипения и сублимации значительно круче, чем в
точке плавления, так как переход из твердого состояния в жид-
кое сопровождается меньшей резупорядоченностью, чем из
твердого или жидкого в газообразное (36, 42].

Важным выводом из диаграммы &6°=[(Т) для оксидов яв-
ляется то, что металлы, расположенные в отрицательной об-
ласти ДО°, самопроизвольно окисляются кислородом, в то время
как металлы, расположенные выше нее, не окисляются. Почти
все металлы расположены в области Д6°<0.

Устойчивость оксида находится в прямой зависимости от
значения Д6°. Менее устойчивые оксиды имеют небольшое чис-
ловое значение Д(7°, а более устойчивые — высокое значение ее
абсолютной величины.

Таким образом, при достижении положительной области ДО0
окисление прекращается или образуется неустойчивая окись.
Например, в реакции 4Ре304-{-02—►6Ре20а окисление Ре^О*
невозможно при температуре выше 1500сС, так как Ее2О3 при
этой температуре и выше неустойчива. Подобным образом
А&О и Н^О могут быть превращены в металл простым нагре-
ванием [36, 42].

Оксид может быть восстановлен лишь теми металлами, ли*
нии &6°=1(Т) которых расположены на диаграмме ниже этого
значения. Линия реакции СН-О2 = СОг расположена почти гори-
зонтально, т. е. ее наклон приблизительно равен нулю, из чего
следует, что для этой реакции энтропия практически не меняет-
ся. Это объясняется тем, что начальный и конечный объемы,
которыми практически являются объемы газов О2 и СО2 соот-
ветственно, одинаковы, следовательно, энтропия твердого ве-
щества незначительна.

Линия реакции 2С{Т) + О2(г)->2СО(Г) идет вниз, т. е. имеет
отрицательный наклон. Это происходит за счет большого увели-
чения энтропии: два объема газообразного СО образуются из
одного объема кислорода. Отрицательный наклон линии образо-
вания СО имеет большое значение, так как почти все линии ме-
талл—оксид металла пересекаются линей СО при высоких тем-
пературах. Это означает, что при высокой температуре возможно
восстановление большинства оксидов металлов углеродом.

Окись углерода может восстанавливать все оксиды, находя-
щиеся выше линии СО3. Например, \ТЮ при 700°С может быть
восстановлена СО: МО~СО = МН СО. Все оксиды над линией
Н,О могут быть восстановлены водородом. Например, при 700°С
2Н2 4- 2СоО->2Со 4 2Н2О.

По сравнению с оксидами хлориды металлов имеют низкие
температуры плавления и высокую летучесть. Образование хло-
ридов металлов и их восстановление до металлов — важный
процесс в плавке цветных сплавов. Чем больше отрицательное
значение Д(Г для хлорида, тем выше его устойчивость. Наиме-
псе устойчивы хлориды золота и ртути, а наиболее устойчивы
.хлориды щелочных и щелочноземельных металлов.

А1ногие кривые на диаграмме пересекают друг друга, что
свидетельствует об изменении относительной устойчивости хло-
ридов при увеличении температуры. Когда фазовые превращения
при повышении температуры испытывает хлорид, энтропия реак-
ции менее отрицательна и наклон линий меньше. Если же фазово-
му превращению подвергается металл, получается противополож-
ный эффект. Хорошим восстановителем для оксидоз металлов
является углерод, но он не годится для восстановления хлоридов,
так как линия реакции ^-СС1 находится вверху диа-

граммы.

Имеется также диаграмма &6=[(Т) для фторидов [42].
Наиболее устойчивы фториды щелочных и щелочноземельных
металлов. Так, магний восстанавливает Т1Р4, ВеГз. 2гГ<. Фто-
риды, кривые которых расположены над кривой НЕ» не могут
быть восстановлены до металла водородом. Углерод вообще не
пригоден для восстановления фторидов металлов.

Анализ диаграммы ±6=[(Т) для сульфидов показывает,
чго наиболее устойчивы сульфиды церия, кальция и магния.
Эти металлы могут быть десульфураторами.

Карбонаты являются непрочными соединениями. Например, ли-
пин (Т) для СаСО3 при / = 850°С, пересекает линию д6°=0.
Следовательно, при нагревании он разлагается:

СаСО3—►СаО 4“ СОд.

Для силикатов характерен очень малый наклон линий, т. е.
изменение энтропии очень незначительно, что объясняется уча-
стей в их образовании только конденсированных фаз [42].

Законы термодинамики позволяют рассчитать различные
пилы равновесия в металлургических системах. Существует хи-
мическое и фазовое равновесие.

Химическое равновесие. Химические реакции нс протекают
до полного исчезновения исходных веществ и останавливаются
при достижении определенного состояния химического равно-
весия. С практической точки зрения важно знать, в какую сто-
рону сдвинуто равновесие, так как это свидетельствует о воз-
можности осуществления реакций, а также об устойчивости и
максимально достижимом выходе конечных продуктов. Для ре-
шения подобных задач необходимо уметь охарактеризовать
равновесие и найти параметры, от которых оно зависит.

Например, в атмосфере мартеновской печи наряду с други-
ми газами присутствуют углекислый газ, окись углерода и кис-
лород. Направление реакции

СО(И+1о,(г)-СО„с) (2.30>

амвисит прежде всего от температуры. При относительно низ-
ких температурах равновесие смещено в сторону образования
СОг, а при высоких преобладает диссоциация этого газа. Реак-
ция (2.30) протекает в одной и той же фазе, т. е. между реаги-
рующими веществами нет поверхности раздела. Такие реакции
называют гомогенными. В смеси трех газов общее давление
равно сумме трех парциальных давлений:

Рх = Рсо + Ро2 -|- рС01 . (2.31)

Суммарное давление равно давлению в плавильной печи и обычно
близко к атмосферному, т. е. Р2 = 0,1 МПа = сопзГ

В состоянии равновесия каждое из парциальных давлений
имеет строго определенную величину. Отношение парциального
давления продукта реакции к произведению парциальных дав-
лении исходных газов в степенях стехиометрических коэффи-
циентов называют константой равновесия Кр. Соотношение пар-
циальных давлений в данном случае является частным случаем
закона действующих масс. В общем случае для реакции

аА + ЬВ = еС + (Ю (2.32)

закон действующих масс определяет константу равновесия через
концентрации веществ:

у [СК • РИ .

~[Л]« • [ВР

Константа равновесия связана с энергией Гиббса уравнени-
ем Вант-Гоффа, которое называют также уравнением изотермы
химической реакции:

ДО = — РТ1пК„ +ЯТ1пГ-^ (2.34)

Выражение (2.34) действительно, если реакция (2.32) про-
текает в газовой фазе.

Для стандартного состояния, когда и исходные вещества, и
продукты реакции присутствуют в чистом виде, т. е. их давле-
ния (концентрации) равны единице, второй член уравнения
{2.34) равен нулю и

ДО° = - %Т1пКр . (2.35)

Следовательно, константа равновесия зависит от температуры.
Если в уравнение Гиббса — Гельмгольца подставить уравнение
(2.35), получим

а (1пКР) (2.36)

Это уравнение, так же как и уравнение (2.34), выведено Вант-
Гоффом и называется уравнением изобары химической реак-
ции.

Если константа равновесия выражена через концентрации,
справедливо соотношение

а1пкг /ат=ы°/кг, (2.37)
называющееся уравнением изохоры химической реакции. Из
уравнений (2.36) и (2.37), в частности, следует, что соединения,
образующиеся с поглощением тепла, становятся более устой-
чивыми при высоких температурах, а экзотермические соедине-
ния — при низких.

При рассмотрении равновесия металлургических процессов
важное значение имеет принцип Ле-Шателье, гласящий, что
воздействие на равновесную систему, приводящее к изменению
какого-либо ее параметра, вызывает в системе процессы, про-
тиводействующие изменению этого параметра. Произвольное
увеличение концентрации одного из компонентов после уста-
новления равновесия меняет направление протекания реакции,
что соответствует принципу Ле-Шателье. Подвижный характер
химического равновесия обусловливает отклонение от равновес-
ных концентраций в системе. Эти спонтанные (самопроизволь-
ные) отклонения называются флуктуацией. Равновесно в систе-
мах, имеющих поверхности раздела, называемые гетерогенны-
ми, описывается уравнениями (2.33—2.35). Конденсированные
фазы в стандартном состоянии имеют давления и концентрации,
равные единице. Поэтому для окисления элементов, например
по реакции

Ме„ + Го2 == Л1еО„, (2.38>

К, = 4- и ЬС" = ПТ 1пр0,- (2.39)

Давление Ро, в этом случае называют упругостью диссоциации
оксида.

Если концентрации реагентов не равны единице, то реакции
протекают в растворах. В этом случае, кроме термодинамиче-
ских величин Н, I], О, называемых термодинамическими потен-
циалами, на равновесие влияют концентрации веществ. Для
смесей и растворов в этом случае удобнее пользоваться поня-
тием химический потенциал, которое объединяет влияние тер-
модинамических функций и концентраций. Само понятие будет
рассмотрено в § 4. Пока же введем постулат, что состояние
равновесия определяется равенством химических потенциалов.

Фазовое равновесие. Одним из важных применений второго
начала термодинамики к изучению превращений в гетероген-
ных системах, в которых возможны химические и физико-хими-
ческие превращения, является основной закон фазового равно-
весия, часто называемый правилом фаз Гиббса. Рассмотрим
его на примере.

Пусть система состоит из Ф фаз и содержит К независимых
компонентов, которые присутствуют во всех фазах. В равно-
весной системе температура и давление, а также химические
потенциалы каждого компонента во всех фазах одинаковы. Со-
стояние каждой фазы определяется температурой, давлением и
концентрациями всех независимых компонентов. Для определе-
мия состава любой фазы, включающей К независимых компо-
нентов, достаточно указать их содержание (К—1). Для описа-
ния состояния Ф фаз системы требуется Ф (К—1) переменных
величин по составу и две — по температуре и давлению. Следо-
вательно, необходимо Ф {К—1)4-2 переменных. Но не все эти
переменные независимы друг от друга, так как при равновесии
распределение каждого компонента между различными фазами
должно удовлетворять условию равенства его химических по-
тенциалов во всех фазах.

Обозначив через С число независимых переменных или чис-
ло степеней свободы, получим

С = Ф (К — 1) 4-2 — (Ф — 1) К

или С = К — Ф+2. (2.40)

Это соотношение называется основным законом фазового рав-
новесия или уравнением Гиббса. Из этого закона следует, что
число степеней свободы возрастает с увеличением числа ком-

понентов и уменьшается с росп
ловесии находится наибольшее

Рис. 13 Схемы построения двухком-
понентных (а, б) и трехкомпснент-
ных (в) диаграмм состояния.

зм числа фаз. при с = о в рав-
чисто фаз для данной системы.

При классификации си-
стемы принято разделять по
числу фаз (однофазные,
двухфазные и т. д.), по чис-
лу компонентов (одноком-
понентные, двухкомпонент-
ные и т. д.) и по числу сте-
пеней свободы (безвариант-
ные (С = 0), одновариант-
ные (С=1), двухварнантные
(С = 2) и т. д.).

Многофазные многоком-
понентные системы (метал-
лические, шлаковые и др.)
обычно характеризуются
двойными или тройными диа-
граммами состояния. На ри-
сунке 13 показан способ
построения диаграммы со-
стояния (диаграммы плав-
кости) при помощи терми-
ческого анализа. На рисунке
13, а представлены кривые
охлаждения расплавов или
растворов различного соста-
ва, а на рисунке 13,6 по
кривым охлаждения по-
строена диаграмма состоя-
ния двухкомпонентной си-
стемы.
Из основного закона равновесия фаз Гиббса следует, что
для двухкомпонентной системы с конденсированными фазами
при постоянном давлении число степеней свободы в соответст-
вии с уравнением (2.40) при К = 2 будет С = 3—Ф.

При этом число равновесных фаз не может быть больше
Ф-3 (при С = 0), а число степеней свободы не может быть
больше С = 2 (при Ф=1). Переменными величинами являются
температура и состав фаз.

В трехкомпонентной системе переменными являются давле-
ние. температура и две концентрации. Обычно исследование
трехкомпонентных конденсированных систем ведут при постоян-
ном давлении. Зависимость свойств системы от трех переменных
можно изобразить в виде пространственной диаграммы, пред-
ставляющей собой трехгранную прямоугольную призму, осно-
ванием которой служит равносторонний треугольник, характе-
ризующий состав тройной системы, а высотой — температура.
Вершины равностороннего треугольника соответствуют чистым
веществам А, В и С (см. рис. 13). Все точки, расположенные
внутри треугольника, характеризуют составы трехкомпонентных
систем. Процентное содержание каждого из компонентов в си-
стеме тем больше, чем ближе расположена данная точка к
соответствующей вершине.

Третий закон термодинамики

Этот закон, известный также как третье начало термодина-
мики, свидетельствует о том, что энтропия стремится к нулю при
приближении температуры к абсолютному нулю'. Этой форму-
лировке эквивалентна следующая: Ср и с у при Т = 0 становятся
равными нулю.

Значение третьего закона термодинамики для расчетов равно-
весии состоит в том, что он дает возможность найти величины
энтропий, участвующих в реакции веществ. Энтропия чистого
кристаллического вещества при абсолютном нуле 5м равна нулю.
При любой же другой температуре ее значение может быть най-
дено из уравнения

= СрШпТ.

Теплоемкость при температурах, приближающихся к абсо-
лютному нулю, вычисляется по уравнению Дебая, согласно
которому теплоемкость в этой области пропорциональна
третьей степени абсолютной температуры.

Таким образом, энтропии всех веществ могут быть найдены
из термических данных, что дает принципиальную возможность
только при помощи калориметрических измерений найти усло-
вия равновесия для любой реакции.

1 БСЭ, изд. 3-е, т. 25, М., с. 482
3. СТРОЕНИЕ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ФАЗ

В предыдущем параграфе было показано, как на химическое
и фазовое равновесие влияют термодинамические (Н, V, 6) н
химические потенциалы, значения которых зависят от концемт-
раций веществ. В этом же параграфе будет рассматриваться
влияние потенциалов, зависящих от взаимодействия компонен-
тов между собой в растворах и фазах. На это взаимодействие
существенно влияет строение самих фаз и их состав.

Строение и свойства твердых и жидких металлов. Металлы
и сплавы в твердом состоянии имеют поликристаллическую
структуру, определяющую их свойства. Изучением взаимодейст-
вий состава, структуры и свойств занимается металловедение.

Для металлургических процессов важно, в какой степени
сохраняется кристаллическая структура в жидких металлах, так
как она влияет на их свойства и после их затвердевания. Это
объясняется тем, что жидкие сплавы представляют собой не-
равновесную систему, имеющую микрогетерогенную структуру,
в которой нарушен дальний и сохранен ближний порядок рас-
положения атомов.

Степень сохранности кристаллической структуры определяет
так называемую наследственность, т. е. сохранение в какой-то
мере свойств исходных металлов и сплавов после их расплав-
ления и затвердевания в отливке. Из свойств металлов для
процессов плавки наибольшее значение имеют температура плав-
ления, плотность, вязкость и поверхностное натяжение (табл. 6).

Характеристика карбофазы. Углерод широко применяется в
металлургических процессах. Известны четыре кристаллические
модификации углерода: графит, алмаз, карбид и лонсдейлит.
Твердый углерод в природе содержится в графите и алмазе.
Алмаз при нормальных условиях неустойчив, и его существова-

Таблица 6

Свойства некоторых металлов

Металл Температура плавлен ня, °С Плотность, г,см* Вязкость при Г 450". Па.с пл Поверхностное натяжение. Нм
Железо 1539,0 7,8 0,00540 1,85
Алюминий 660,1 2,7 0,00113 0,94
Магний 650,0 1.7 0,00107 0,57
Медь 1083,4 8,9 0,00410 1,35
Цинк 419,5 7,1 0,00282 0,81
Свинец 327,4 11,6 0,00109 0,48
Олово 231,9 7,3 0,00175 0,57
Никель 1455,0 8,9 0,00500 1,80
Кобальт 1492,0 8,9 0,00480 1,89
Титан 1667,0 4,5 0,00520 1,60
ние объясняется лишь тем, что энергия связи между атомами
п кристаллической решетке алмаза достаточно велика, чтобы
полностью тормозить переход его в устойчивое состояние. Гра-
фит представляет собой серо-черную непрозрачную чешуйчатую
массу с металлическим блеском. Он состоит из кристаллов гек-
сагональной структуры. В нормальных условиях термодинами-
чески устойчив. Твердый углерод в коксе, древесном угле, саже
представляет собой «аморфный» углерод, который не является
самостоятельной разновидностью и имеет неупорядоченную
структуру мелкокристаллического графита. В металлургии ши-
роко применяется кокс и другие углеродистые материалы. Все
они имеют кристаллическое строение с той или иной степенью
упорядоченности структуры.

Характеристика огнеупоров. Огнеупорная футеровка пла-
вильных печей принимает участие в процессе плавки. Оксиды,
как правило составляющие основную массу футеровки, в ре-
зультате ее оплавления переходят в шлак и влияют на метал-
лургические процессы.

Основу кислых огнеупоров составляет оксид кремния
Глиноземистые огнеупоры (основа А12О3) по своим свойствам
близки к нейтральным. В связи с 81О2 они становятся полукис-
лыми.

Основные огнеупоры содержат М^О, СаО и другие основные
или амфотерные оксиды. Краткая классификация изделий при-
ведена в таблице 7.

Таблица 7

Классификация огнеупорных изделий по химическому составу

Тал Г руппа Содержание определяет их химических компонентов (на прокаленное вещество),
Кремнеземистые Кварцевое стекло Динасовые (тридимитокрис- тобалитовые) на различных связках и с различными до- бавками Динасовые (тридимитокрис- тобалитовые) на известковой связке 81О2 не менее 99 8Ю3 не менее 80 8Ю3 не менее 93
Алюмосиликатные (низко-, средне- и высокоглинозе- м истые) Полукислые Шамотные Муллитокремнистые Муллитовые Муллитокорундовые Корундовые АЦО3 не менее 28 8(0-2 65—85 А| Д 28—45 Д|2Оз 46—62 А13О3 63-72 А18О3 73-90 А13О3 свыше 90
Тип Групп? Содержание определяющих химических компонентов (на прокаленное вещество), %
Магнезиальные Магнезитовые (переклазо- вые) Магнезитовые (переклазо- вые) на различных связках М§О не менее 90 М&О свыше 80
Магнезиально- известковые Магнезитодоломитовые (переклазонзвсстковые) Доломитовые (нзвестковопе- реклазовые) Доломитовые стабилизиро- ванные (переклазоалитовые) Известковые М^О свыше 50 СаО не менее 10 М&О 35—50 СаО 45—70 МяО 35-65 81О3 6—15 СаО 15—14 СаО:31О2 2,7—2,9 СаО свыше 70
Магнезиально- шпинелидные Магнезитохромитовые (переклазохромнтовые) Хромомагнезитов ые (хромитопереклазовые) Хромитовые Переклазошпинельные Шпинельные М&О свыше 60 Сг3О3 5—18 М^О 40—60 Сг3 О3 15-30 М^О менее 40 Сг3О9 свыше 25 МЙО 41—80 А12О3 15—55 М^О 25-40 Л12О;1 56-70
Магнезиально- енликатные Переклаэофорстеритовые Форстеритовые МяО 65—80 810^ не менее 10 МкО 50—65 5Ю3 25—35
Углеродистые Углеродистые графитизиро- ванные Углеродистые неграфитизи- рованные (угольные) У глеродсодержашие свыше 98 С свыше 85 С 5—70 С
Карбидокремни- евые Карб ндокремн иевые рекристаллизованные Карбидокремниевые на раз- личных связках Карбидокремннйсодержашие 81С свыше 90 51С свыше 70 81С 20-70
Тип , Группа ! 1 Содержание определяющих химических компонентов (на прокаленное вещество), %
Цирконистые Циркониевые (бадделеито- вые) Ба дде л е и токору и до в ые Циркониевые на различных связках с разными добавками 2гОа свыше 90 2гО3 свыше 30 А13О3 до 65 2гО._! свыше 35 А1мб3 свыше 18
Окисные Изделия из окислов (М^О, СаО, Л1аО3, 2г Оа Т10а) Максимально высокое содержание определяю- щего окисла
Некислородные Изделия из нитридов, бори- дов, карбидов (кроме $1С) силицидов и других некисло- родных соединений Максимально высокое содержание некислород- ных соединений

Структура твердых силикатов по современным представле-
ниям является кристаллической решеткой из кремнекислород-
ных тетраэдров. Атом кремния в структуре силиката имеет коор-
динационное число 4 и окружен четырьмя атомами кислорода.
Кристаллические решетки многих основных оксидов (М^О, СаО,
ВаО и др.) можно отнести к типично ионным. Свойства оксидов
приведены в таблице 8.

Строение и свойства жидких шлаков. В шлаках содержатся
оксиды кремния, алюминия, кальция, магния, железа, марган-
ца, а также элементов, входящих в состав футеровки и флюсов.
Существует несколько теорий строения шлаковых расплавов.
Первоначально была разработана молекулярная теория, согласно
которой шлак состоит из молекул оксидов: 8Ю2, А1аО3, СаО,
ГеО, М§0, МпО и др. Эта теория была удобна в практическом
отношении, так как свойства оксидов и их сочетаний можно легко
определить по справочной литературе для молекулярного описания
их составов. Однако опытными данными было установлено нали-
чие в шлаке электрически заряженных частиц, что дало основа-
ние для развития ионной теории строения шлаков, в соответствии
с которой шлаки представляют собой ионный раствор, содержащий
катионы Са2+, Ее24', М§2+, Мп24-, а также анионы 8105“,
РОЗ-, О2-, ТЮ4-, УО’-, СгО2“, МоО2“, ^02“. МпО4~,МпО*-»
ЕеО2“ и др.
ОО

Я
х
ч
к?

«5
Н

Физико-химические свойства оксидов, входящих в состав огнеупоров и шлаков

Возможность существования тех или иных ионов следует
рассматривать, исходя из характера химических связей, которые
тем полярнее, чем больше разность электроотрицательностей
участвующих в них атомов. Иначе говоря, с увеличением Ах
возрастает степень ионности связи, т. е. эффективный заряд д
на атомах. Если абсолютное значение д в долях заряда элект-
рона превышает 0,5, считается, что атомы превратились в ионы,
и связь стала ионной. Это происходит при Ах =1,9. Степень
ионности связи р можно рассчитать по формуле

р = ч- • 100% => 33,3 (Д« — 0,4).

В таблице 9 приведены данные о степени ионности связи в
некоторых оксидах. Из этих данных видно, что РеО, МпО, АЪО»
находятся как бы на грани между ионными и ковалентными
соединениями.

Строение шлаков, имеющих в своем составе большое количе-
ство оксида кремния, неразрывно связано со строением силика-
тов—наиболее важных и самых многочисленных минералов. Их
около четырехсот. Основной структурной единицей всех силика-
тов и силикатных шлаков является кремнекислородный тетраэдр
810*-. Особенности строения силикатоз сказываются на строении
и свойствах их расплава, так как в жидких силикатах имеются
значительные группировки (кластеры), сохраняющие ближний
порядок. На основе квантовохимических и дифракционных ис-
следований можно предположить, что в шлаке имеются кластеры
переменного состава, которые классифицируются как комплексные
координатные соединения

|51л (Ме, )]тетР О;-, (Ре’ , Ре3 )™т(Рел • СИу; (Мп2+, Мп3+)7Т-

(Мп о»-.

находящиеся в электрическом равновесии с катионами Ме5**.
При этом достигает 250, ха — 20 — 25.

В обычных химических расчетах такими громоздкими фор-
мулами анионов оперировать затруднительно. Поэтому для об-

Таблица 9

Характеристики ионности связи в оксидах

Оксид Разность элсктроотрнцатель- носгей Ме И 0 Степень ионности связи, %
ГеО 1,7 43
МпО 2,0 53
А1,О3 2,0 53
М8О 2,3 63
СаО 2,5 70
510, 1,7 43
щей характеристики состава и свойств применяются понятия
молекулярного строения шлаков, в соответствии с которыми
шлаки содержат кислые оксиды (5Ю2 и др.), основные оксиды
(СаО, М^О, РеО, МпО) и амфотерные оксиды (А12О3 и др.).

Кислотность шлака характеризуется степенью кислотности:
г ГКО

** ЕОО ’

где 2КО —сумма кислотных оксидов,

200— сумма основных оксидов.

Величина, обратная Ск, называется степенью основности или
просто основностью:

г 1 200

'-о в сГ = ГКО •

При этом шлак считают сильноосновным при Ск 0,5;
основным —при 0,5—1,0; средним —при 1,0 —1,5; кислым—при
1,5 — 3,0 и сильнокислым — при Ск>3,0. Свойства шлаков в
зависимости от их состава изображают в виде двух-, трех-, а в
отдельных случаях и шестикомпонентных диаграмм. Построение
двойных диаграмм для шлаковых расплавов производится так
же, как и для двойных сплавов (см. рис. 13). Для шлаковых
систем обычно строят трехкомпонентные системы (рис. 13,в).

Диаграмма состояния системы СаО—А12О3—8Ю2 показана
на рисунке 14. В этой системе имеются два тройных химиче-
ских соединения, плавящихся конгруэнтно (анортит СаО-А12О3’
28Ю2 при 1823 К и генелнт 2СаО-А12О3-8Ю2 при 1863 К).
В таблице 10 приведены составы и температура плавления
тройных эвтектик этой системы.

Расплавы шлаков вторичной плавки сплавов железа обла-
дают вязкостью, которая значительно превосходит вязкость рас-
плавленных галогенидов щелочных металлов, являющихся ти-
пично ионными расплавами. Вязкость 8Ю2 имеет следующую
зависимость от температуры:

6,991.
ь ‘ 1—182 ’

Таблица 10

Состав и температура плавления тройных эвтектик системы

Са.)— АГОз—510:

Состав Температура плавления, К
1618 1443 1538 1583 1853 1778 1608 1608
5Ю3 70,4 62,0 42,0 41,0 31,8 9,3 6,8 16,8
А1аО3 19,8 14,75 20,0 11,8 47,2 39,0 53,2 37,5 43,7 41,2
СаО 9,8 23,25 38,0 29,2 49,5 52,0
Рис. 14 Система СаО — Л1аОз — $10-2

Шлаки с вязкостью менее 0,9 Па- с относятся к очень жид-
котекучим; 0,9—1,1 Н-сма —к жидкотекучим; 1,5—1,8 Нс ма—
к недостаточно жидкотекучим. Вязкость шлаков в значительной
степени зависит от температуры. Так, для шлака, содержащего
40%81О2, 10%А12О8, 35% СаО и 15%МеО, при I == 1330°С

= 10 Н-с м\ а уже при / =» 1400°С 7} = 0,6 Н-см’. Вязкость
шлаков значительно снижается с увеличением содержания ЕеО
и МпО, что свидетельствует о их комплексоразрушающей спо-
собности. Значения поверхностного натяжения для оксидов со-
ставляют 200 — 500 кДж. м2. Электропроводность расплавленных
силикатов обычно находится в пределах 0,1 —1,0 Ом-’см-1.

Строение и свойства газовой фазы. Газовая фаза плавиль-
ных печей играет важную, а иногда и решающую роль в проте-
кании металлургических процессов. В газовой фазе могут при-
сутствовать простые двухатомные газы (О2, Ы2, Иг), газы-оксиды
(11,0, СО2, СО, 8О2, ЙО) и другие газы (СН4, НН3, Н,5, РН3
и др.).

Газовая фаза может быть как специально создаваемой, т. е.
участвующей в металлургическом процессе целенаправленно
6 - 2045 65
(например, в качестве теплоносителя или химического реаген-
та), так и присутствующей при плавке в силу сложившихся
условий (например, газовая фаза в индукционной печи). Источ-
ник образования активной газовой фазы—сжигание топлива,
главными составными частями которого являются углерод и
водород:

С + О2-*-СО2,
4Н 4- 02->2Н20.

Эти реакции справедливы для всех видов топлива (твердого,
жидкого и газообразного), так как углеводороды также сгорают
с образованием СО2 и Н2О:

СН4 4-2Оа-*-СОа 4~ 211.0.

Газовая фаза характеризуется парциальными давлениями
компонентов, которые вместе с их термодинамическими потен-
циалами характеризуют активность тех или иных компонентов
по отношению к другим фазам и компонентам. Сложнее об-
стоит дело с определением термодинамических и химических
потенциатов для металлического и шлакового расплавов, яв-
ляющихся сложными растворами.

4. РАСТВОРЫ. ТЕРМОДИНАМИЧЕСКИЕ ФУНКЦИИ
КОМПОНЕНТОВ В РАСТВОРАХ

Процессы растворения обычно сопровождаются тепловым
эффектом Д/У. Если ДА/ = 0, то раствор считается идеальным.
В идеальных растворах активность компонента (а) определяется
его концентрацией (Лг) а = Л'. В растгорах, не отвечающих
требованию идеальности,

а = (2.41)

где т — коэффициент активности.

Изменение энтропии 1 моля растворенного вещества при изме-
нении его концентрации от ЛГ0 до Л’ будет

Д5= 1п (л;;л),
а при переходе от чистого состояния (Лг0 = 1) к идеальному—

А5= А?1п Д- =— —/?1пЛЛ

Регулярные растворы в отличие от идеальных образуются с
поглощением или выделением теплоты (ДН=/=О), но изменение
энтропии происходит в них так же, как и в идеальных растворах,
только вследствие изменения концентрации вещества [3].

В реальных растворах необходимо считывать изменение энтро-
пии не только в связи с изменением концентрации вещества, но
и вследствие взаимодействия растворенного вещества с растворите-
лем (Д5Я), т. е.

2Д5 = -/?1пУ4-А5«,
ЬС=ЬН ‘ /?ЛпУ- ть$п.

Так как ДО = А?Т1пд, уравнение можно записать в следующем
виде:

/?Т1па = ДЛ/ 4 /<>71пЛГ- Т^8п,
1П7 = ДА/ /?Т 4 1пЛГ— Д5Я /?.

В таблице 11 показаны изменения термодинамических функ-
ции при образовании различных растворов [3].

Для качественного описания направления химических и фи-
зико-химических превращений в растворах используется поня-
тие химического потенциала, математическое выражение кото-
рого имеет вид

/ЭО
= (к

Р, Т, п ] Ц+1).

Это означает, что химический потенциал /-го компонента есть
частная производная изменения энергии Гиббса по числу молей
этого компонента при постоянных давлении, температуре и числах
молей остальных компонентов.

Величина р/ характеризует стремление компонента покинуть
раствор, т. е. перейти в другую фазу, в которой химический
потенциал /-го компонента меньше, или, наоборот, перейти в
раствор из другой фазы, в которой эта величина больше.

В реальных условиях плавки литейных сплавов чаще ис-
пользуется понятие энергии Гиббса, в соответствии с которым
в уравнении константы равновесия концентрации заменяются

Таблица 11

Изменение термодинами веских функций при о разовая ин различных
I асчворов

Вид раствора ан Термодинамические функции Раствор
дл ьа а 1
Идеальный Д/7=0 Д5=—/?1лЛ Д(?=/?Т1пЛ' а-Ы 7-1 \Ч— Ге Со—Ге Мп—Ге
Регулярный Д//^0 Л5 — /?1п.У ДО—Д//4- 4 НТ\пН а?? Я а—^ 181 - кт 51—Не А1—Ге Си—Ге
Реальный Л/МО Д5- —/?1п.У-У 4-А5я КПпМ- - ТЛ8п а*-Ы 18т - -Д5Я 8—Ге С—Ге
активностями. Так, для реакции 2Ме4-О2 = 2МеО константа
равновесия равна

к' = (2'42)

Ме 1 О,

ДО = ДО0 4- /?Т1п -^2- (2.43)

Ме

или ДС7 - ДО3 ( Ягаптчео — /?Т21п2мс — ЯЛпро2 . (2.44)

Для двух металлов в обменной реакции

Ме| О 4- А*еп 4; А'енО 4 Мв! (2.45)

может наступить момент, когда ДС71 = ДОц в связи с изменением
активности "элементов Мег и Мец. Дальнейшее изменение условий
протекания реакции приводит к повороту ее в обратном направ-
лении.

Рассмотрим изменение Д6 при взаимодействии оксидов ме-
таллов с углеродом. В этом случае вместе с зависимостью
ДО = / (Г) для МеО и влиянием на ее расположение активностей
аМс и «мео необходимо рассматривать расположение по отношению
к этой зависимости линии ДО — Т образования окиси углерода
2С 4- О, = 2СО (см. рис. 12).

Точка пересечения линий ДО — Т для реакций 2Ме гО, = 2МеО
и 2С 4 О? = 2СО соответствует равновесному состоянию в
реакции восстановления окиси углеродом:

МеО 4- С = Ме 4 СО. (2.46)

Правее точки пересечения свободная энергия СО имеет бо-
лее отрицательное значение, чем свободная энергия образова-
ния МеО, следовательно, металл восстанавливается углеродом.

Константа равновесия для (2.46) имеет следующий вид:

« • р

<2-47)

МеО С

Условия равновесия определяются уравнением

Д(7^е0—^Лпаме - А’Г21памсо = 4 АТ21прС0- (2.48)

Уменьшение активности углерода (ас < 1) приводит к сме-
щению точки равновесия в сторону увеличения равновесной тем-
пературы, а увеличение активности углерода и уменьшение
активности восстанавливаемого металла — к смещению в сторону
снижения температуры. Влияние давления образующейся окиси
углерода может смещать равновесие в обе стороны. Увеличению
равновесной температуры способствует возрастание давления и
снижение активности (<2мсО<1) окиси углерода. Смещение в область
более низких температур достигается снижением давления СО.

Таким образом, точка равновесия имеет весьма значитель-
ную область миграции в зависимости от термодинамической
нктявности участвующих компонентов. Аналогичные рассужде-
ния действительны для фторидов, сульфидов, карбонатов и дру-
гих соединений. Определение активностей компонентов в раст-
ворах приобретает в связи с этим существенное значение.
В реальных растворах активность и мольная доля связаны вы-
ражением (2.41). Взаимосвязь между мольной долей и актив-
ностью устанавливается законами Рауля и Генри.

Закон Рауля устанавливает зависимость между мольной до-
лей и активностью в идеальном растворе, т. е. 7 = ], а = Л'.
Графически в координатах а — М закон Рауля характеризует
прямую линию, идущую под углом 45° из 0 к точке а—1
и М = 1. Если экспериментальная кривая а = /(/V), проходит ниже
этой прямой, то в рассматриваемом растворе наблюдаются отрица-
тельные отклонения от закона Рауля, если выше —то положи-
тельные.

Закон Генри выражает зависимость а = 7 А, где 7 = сопз!,
т е. а—/ (Лг) — уравнение прямой линии.

Для определения активностей важное значение имеет выбор
стандартного состояния. В общем случае активность определяется
отношением величин парциальных давлений пара изучаемого
компонента над раствором к аналогичной гели чине для стан-
дартного состояния компонента р\ гец = р/ р? .

Если за стандартное состояние принять состояние чистого
компонента, то а™ах — 1. Если а/ = 1 при какой-либо концентрации
/-го элемента ), то <?/ = 1 при = К".

Опр деление активностей компонентов в металлических
расплавах. Для определения активностей компонентов в метал-
лических расплавах используют два стандартных состояния

=1 при .V/ = 1и а\— 1 при = 1%. В первом случае коэф-
фициент обозначают 7/ , во втором случае // . Для определения
коэффициентов активности используется [8] понятие коэффициента
активности в бесконечно разбавленном растворе 7“.

Для многокомпонентных растворов, например, для железоугле-
родистых сплавов, необходимо учитывать взаимное влияние ком-
понентов раствора. С этой целью используют так называемые
параметры взаимодействия, входящие в уравнение для определения

1пр - 1п;7 + у +- у р'Д’ + у у ‘ Л/ У*, (2.49)
7~2 /—2 7-2/—2

/<*
где р{, р/. *— параметры взаимодействия.

Для стандартного состояния, когда /С ~ 1%,

п я пл

~ V + 2 г'К* 4- 2 2г/1 к Кь • (2 50)

7=2 /~2 2 /-2

/О

। де е{, г[ и г'* —также параметры взаимодействия.

Для расчета активностей компонентов в металлических распла-
вах необходимо знать численные значения 77 и параметров взаимо-
действия.

В таблице 12 приведены некоторые данные для железоуглеро-
дистых сплавов [8]. Из этой же таблицы используются данные
для определения 7* при 1873 К. При других температурах расчет
производится по формуле

ДО* » /?Т1пт“ + /?Т1п V, (1%), (2.51)

из которой определяется 77.

Здесь в Л;1

100/и ’

где —атомная масса растворителя (железа); М, — атомная
масса /-го элемента.

Определение активностей компонентов а шлаковых рас-
плавах. В первом приближении активность компонента шлака равна
концентрации его в растворе Яка^А'кл (где К—катион, А — анион)
или ЛмеО=^Мео и т. д. В молекулярной теории строения шлаковых
расплавов при определении активности компонентов ограничение
вводится в виде свободных и несвободных концентраций, т. е.
Лмео=^меО’ Свободные кои центра чин можно вычислить на основе
константы Шенка [8). Трудность заключается в подборе хими-
ческих соединений, существующих в шлаке, а также в необходи-
мости совместного решения большого числа уравнений. Тем не
менее с определенной степенью достоверности удается определить
активности компонентов шлака в условиях, близких к тем, для
которых вычислены используемые константы. Опытные данные по

Таблица 12

Термодинами 1егкне данные растворов некоторых элементов в железе

Раство- ренный элемент при 1873 К Температурная зависимость Дж г-атом Параметры взаимидействи • 100 при 1М73 К дли /-го элемента *
С $1 Мп С г III $ Р
С 0,57 22609 —42.29 Т 14 8 -1.2 —2,4 1,2 4,6 5,1
51 0,0013 —31884 — 17,33 Т 18 11 0,2 -0,03 0,5 5,6 11
Мп 1.3 5527 —39,15 Т — 7 0 0 —4,8 —0,35
Сг 1,0 37,68 Т -12 —0,43 -0,03 0,02 —2 -5,3
М1 — 18003
0.66 —32.66 Г 4,2 0,57 —0,03 0.09 -0,37 -0,35
8 —• —72013 — 10,26 Г 11 6,3 2,6 —1.1 0 -2,8 29
Р — — 131884 — 17,33 Т 13 12 0 —3 0,02 2,8 6,2
активности компонентов шлака приводятся для их молекулярного
состава, так как это удобно при практическом использовании.
Например, для реакции

[81] + (2РеО) = |2Ре] 4- (810,),
определив аРсО по справочным данным [8] и рассчитав а51о2 «=
= по константам Шенка, можно вычислить равновесную кон-
центрацию 181] по константе равновесия этой реакции Кр
Л51о2 /«51-«Рео. Однако для этого сначала определяют л31, а затем [81]
по зависимости Л81«Т5гАГ$ь имея в виду, что /?Т1п/Ср == — ЛО ,
или решают обратную задачу: во известному равновесному содер-
жанию кремния в металле определяют а$ю,.

Молекулярная теория служит основой для описания не
только составов шлаков, но и для всех термодинамических рас-
четов, так как при использовании любой теории величина амео
применяется для расчета равновесий.

Ионная теория строения шлаков располагает двумя основ-
ными моделями: совершенных ионных растворов и регулярных
ионных растворов. В соответствии с первой моделью,

«К, А/ = -ТК, •Л’Л/ .

Здесь ЛК1 =

К А

где хк, и хА/ — мольные доли К, и ;

и «А/ — число ионов соответственно катиона и аниона;

и 2л А—общее число катионов и анионов в 100 кг шлака.

Для чисто оксидного расплава Х\. = = 1 и а^. А; « а*. •

% '

Используя значения активностей, вычисленные таким обра-
зом, можно рассчитать в первом приближении равновесие реак-
ций. Однако замечено, что для многих шлаков наблюдаются
значительные отклонения от опытных данных. Более точно ак-
тивность можно определить, используя теорию регулярных ион-
ных растворов, которая учитывает энергию смешения различных
ионов. Например, для РеО в бинарном расплаве

РНеО Р?е0 + ^Т]пхр^ *мп‘Рмп_ре»

где х—ионные доли по Темкину; Ф Мп_Ре — энергия смешения.

Использование теории регулярных ионных растворов позво-
лило В. А. Кожеурову [15] получить для основных шлаков сле-
дующие формулы;

•йТрео = ^12,1+ 5,9 (х3 4- х4) + 10,5 х3хв],
1^102 “ — 3,15 (%! + X, + *ь)

где х — ионные доли (индексы означают: 1 — Ге, 2 — Мп, 3 — Са,
4 - М§, 5 - 81, 6—Р).

Для кислых шлаков характерны знакопеременные отклонения
от идеальных растворов, которые необходимо учитывать. Так, для
системы СаО — 8Юа — Л130а приводятся следующие формулы:
^Тсао = (8х2 4-4,5х3) (1 — х,) + (7х| - 5,5х$) (1 - 2х,) -Г

± 4хухя 4- 0,3;

1815К>2 =(8х, - 14х,х9 + 4хя) (1 — ха) 4 4,5хгх3 + Пх^х*.

где индексы означают: 1 - Са, 2 — 81, 3 Л].

А. Г. Пономаренко [8] предложил рассчитывать активности
катионных компонентов шлака по формуле

аи)

где С(о — полная аналитическая концентрация /-го элемента
в шлаке, выраженная в атомных долях;

V/ — атомный коэффициент активности.

/ * ~'Е,/
Т, = Хс(Ое л/ .
\/—1 /

где к — полное число компонентов шлака;

е// — энергия обмена, е^= 1 а (V — )2.

/.томные параметры элементов / и у обозначаются х/ и х/ .

Значения х приведены в таблице 13.

Выбор того или иного метода определения активностей ком-
понентов в шлаковых расплавах зависит от того, насколько
расчетные данные совпадают с экспериментальными.

5. МЕХАНИЗМ ПРОЦЕССОВ ВЗАИМОДЕЙСТВИЯ ФАЗ

Формирование состава литейного сплава во время плавки
происходит в результате ряда последовательно или параллель-
но протекающих гетерогенных взаимодействий компонентов раз-
личных фаз, участвующих в плавке.

Гетерогенное взаимодействие состоит из следующих стадий:
— диффузии исходных компонентов к поверхности раздела;
— адсорбции на поверхности раздела;

Таблица 13

Энергети <еские параметры элементов

Элемент ж 3 лемент Ж Элемент X Элемент X
О 300 А1 30 8 189 Ге 80
г 369 51 41 Са 25 Си 100
ме 35 Р 49 Мп 60 2п 58
— химического акта (или растворения компонентов);

— десорбции продуктов реакции;

— диффузии продуктов реакции в одну или две фазы.
Рассмотрим последовательно механизм каждом стадии.
Диффузия представляет собой взаимное проникновение со-
прикасающихся веществ друг в друга вследствие теплового дви-
жения частиц. Диффузия происходит в направлении уменьше-
ния концентрации вещества и приводит к равномерному рас-
пределению его во всем объеме (к выравниванию химического
потенциала).

Диффундировать .могут как находящиеся в телах частицы
посторонних веществ, так и собственные частицы (самодиффу-
зия). Наиболее быстро происходит диффузия в газах. Посколь-
ку движение частиц в газе хаотично, длина истинного пути зна-
чительно больше длины прямого пути в направлении уменьше-
ния концентрации. А. Эйнштейн получил следующее соотноше-
ние, действительное для любых диффузионных процессов:

где Д — среднее смещение частицы;

Д — коэффициент пропорциональности;

/ — в ремя диффу зии.

Диффузия в жидкостях осуществляется перескоками молекул
из одного устойчивого положения в другое. Каждый скачок в
новое энергетически выгодное положение не превышает межмоле-
кулярного расстояния. Диффузия в жидкости рассматривается как
движение с трением, к которому применимо второе соотношение
Эйнштейна:

д^иът.

где I! — подвижность диффундирующих частиц;
к постоянная Больцмана.

В твердых телах также происходит диффузия, однако ско-
рость се весьма мала. Механизм диффузии в твердых телах
может иметь несколько объяснений: обмен местами атомов с
вакансиями, перемещение атомов по междоузлиям, одновремен-
ное циклическое перемещение нескольких атомов, обмен места-
ми двух соседних атомов. Например, при образовании твердых
растворов замещения преобладает обмен местами между ато-
мами и вакансиями, при образовании твердых растворов внед-
рения — перемещение атомов по междоузлиям. Коэффициент
диффузии й в твердых телах крайне чувствителен к дефектам
кристаллической решетки. Увеличение числа дефектов приво-
ин к росту диффузии. При увеличении температуры значение
О сильно возрастает. Так, диффузия цинка в медь сопровож-
дается увеличением температуры с 20 до 300°С, т. е. О возра-
стет в Ю14 раз.

Диффузия является одним из способов массопередачи. Ки-
не тка се будет рассмотрена ниже. Движущей силой диффузии,
кроме концентрации, может быть температура (тсрмодиффу-
зия), давление (бародиффузия), электрическое поле (электро-
диффузия). Диффузия в твердых телах происходит в объеме
фазы. Переход границы раздела фаз связан с поверхностными
явлениями и механизмом химического акта или растворения.

Поверхностные явления играют огромную роль в процессах
плавки литейных сплавов. С поверхностными явлениями на гра-
нице раздела фаз связаны процессы зародышеобразования при
кипении стали и дегазации зарождения неметаллических вклю-
чений, а также их укрупнения, удаления и многие другие яв-
ления.

Свойства вещества в его поверхностном слое существенно
отличаются от свойств вещества в его объеме. Влияние поверх-
ности становится более заметным при увеличении степени раз-
дробленности. Так, если взять куб с длиной ребра I см, то его
поверхность равна 6 см2. Если же его «разрезать» на кубики с
о

длиной ребра в 10А, то поверхность будет равна 6000 м2. Меж-
частичныс силы, действующие на частицы, находящиеся внутри
объема, уравновешены, а па поверхности — не уравновешены.
В результате поверхность жидкости стремится сократить свою
площадь до минимальной. Это явление называют поверхност-
ным натяжением. Образование капель определенной формы,
подъем жидкости в капиллярах, проникновение их в пористое
твердое тело происходит в результате действия сил поверхност-
ного натяжения.

Коэффициент поверхностного натяжения <з определяют как силу,
действующую на единицу длины (И м), или работу, затраченную
на образование единицы площади (Дж/.м2). Последнее положение
позволяет определить величину адгезии, т. е. работы, затрачивае-
мой на разделение двух жидких фаз (например, металла и шлака):

Л « -К оТ^2,

где а1 — поверхностное натяжение жидкости 1,

оа — то же для жидкости 2 на границе их с газовой фазой,
01—2 — межфазное натяжение на поверности раздела 1 —2.

Частным случаем адгезии является когезия, т. с. работа,
затрачиваемая на разрыв однородной среды. Эта работа рав<на
работе образования двух новых поверхностей раздела жид-
кость — газ:

А в 2®1,

где в1 _ поверхностное натяжение жидкости 1 на границе с га-
зовой фазой.

Состав поверхностных слоев реагирующих фаз отличается
от их состава в объеме, что связано с явлениями адсорбции.
В результате адсорбции при контактировании поверхности кон-
денсированной фазы с газом некоторое его количество удержи-
вается поверхностью твердого вещества. Существуют два вида
адсорбции: физическая и хемосорбция.
Физическая адсорбция наблюдается у всех твердых веществ.
В результате ее воздействия молекулы газа удерживаются на
поверхности. Процесс сопровождается выделением небольшого
количества тепла (до 40 кДж/моль адсорбированного газа).
Степень адсорбции возрастает с увеличением давления газа в
соответствии с эмпирическим уравнением

о> = к • рч ,
где <о — количество газа, адсорбированного единицей массы ад-
сорбента;

к и п — константы (л<1).

С ростом температуры степень адсорбции уменьшается. По*
этому этот вид адсорбции особенно важен при низких и уме-
ренно низких температурах. Считается, что газ, адсорбирован-
ный на поверхности, образует несколько молекулярных слоев,
так как силы Ван-дер-Ваальса могут распространяться от одного
слоя молекул к другому.

Хемосорбция происходит при образовании электронных пар
или обмене электронов в результате химической связи между
молекулами газа и адсорбента. Электроны могут переходить от
газовых молекул к твердому веществу и обратно. При этом
изменяются электронные свойства твердого вещества.

Адсорбция на поверхности раствора описывается формулой
Гиббса:

г (1а

г‘ “ яг’

где Г( — количество адсорбированного вещества, моль м2;

С/ — концентрация, мольм8;

о — поверхностное натяжение, Дж м2;

/? —универсальная газовая постоянная, Дж моль К.

Для металлургических процессов наибольшее значение имеет
адсорбция на поверхностях расплавов, которые можно отнести
к растворам.

Растворение представляет собой процесс образования мак-
роскопически однородной смеси двух или более компонентов,
образующих термодинамически равновесную систему.

В растворе все компоненты находятся в молекулярно-дис-
персном состоянии. Они равномерно распределены в виде от-
дельных атомов, молекул, ионов или групп из небольшого числа
Этих частиц. Растворы могут быть газообразными, жидкими и
твердыми. Для процессов плавки существенное значение имеет
образование жидких растворов: металлического и шлакового.

Механизм растворения зависит от природы растворителя и
растворяемых компонентов. Различают химическое, сольвата-
ционное и дисперсное виды растворения.

При химическом растворитель и растворяемое вещество
Вступают в реакцию, в результате которой один из ее компо-
нентов оказывается в растворе. Например, цинк растворяется в
хлористоводородной кислоте за счет своей способности восста-
навливать ионы II до элсктронейтрального водорода. Цинк
при этом переходит в раствор в виде ионов. Растворение кис-
лорода в шлаковом расплаве, содержащем ионы переменной
валентности, основано на этом же механизме.

2Ге2< 2е = 2Гея»\

1о, + 2е = О2-.

В случае, когда растворяемое вещество и растворитель обра-
зуют ассоциированные группы частиц, процесс называют соль-
ватацией (в водных растворах — гидратацией). При этом частицы
растворяемого вещества как бы обволакиваются частицами раст-
ворителя, образуя комплексы. Например, при растворении извести
в кислых шлаках ион Са2+ попадает в окружение ионов 810^-
В результате образуются комплексы СаХ1 81Хз 0*~.

Третий механизм растворения обусловлен дисперсионным
эффектом. В некоторых газах, жидкостях и даже твердых те-
лах молекулы связаны друг с другом настолько слабыми сила-
ми межмолскулярвого взаимодействия, что способны переме-
щаться, меняясь местами с молекулами подобных себе веществ.
При этом энергетические изменения минимальны.

Химический акт на поверхности раздела центральный мо-
мент в механизме взаимодействия фаз. Многие гетерогенные
реакции являются электрохимическими по своей природе. На-
пример, реакция окисления железа

Ее + |э, = ЕеО (2.52)

состоит из катодной (2.52) и анодной (2.54) стадий:

{}0»} + 2е-(0’-)( (2.53)

[Ее] — 2е = (Ее2*). (2.54)

Наличие ионов Ге21' в шлаке позволяет развиваться ионообмен-
ным реакциям угара С, 81, Мп. При этом катодной стадией яв-
ляется уже восстановление железа

(Ее2+) + 2е = Ее, (2.55)

а анодной — окисление примеси с меньшим значением ДО при
данной температуре:

[С] - 2е + (О2-) = (СО), (2.56)

|8Ц - 4е + (4О2) = (8Ю«-), (2.57)

|Мп]-2е-(Мп2+). (2.58)

Для каждого электродного процесса Ме — ке->Ме’+ сущест-
вует определенное значение электродного потенциала:

?ме « туг (2.59)

а
где —стандартный электродный потенциал для данного
металла;

Г - число Фарадея;

и аме — активности ионов и атомов металла соответ-
ственно в шлаке и металле.

Значения электродных потенциалов связаны с величиной
свободной энергии следующим выражением:

Д6--2.Г (<?0-<?Ме), (2.60)

где — электродный потенциал кислорода (для практических
целей принимают ?с = Он относительно его дают шкалу <р1Ме).

Величина для конкретных условий плавки связана с
переходом элементов из шлака в металл или обратно. Поэтому,
кроме оксида, должна быть учтена величина ДС7 для процесса
Ме —[Ме], т. е. для перехода элементов н расплав.

В состоянии электрохимического равновесия, т. е. когда
для реакции |Ее]- 2б? = (Ре?сХ) равно пуло, на границе раздела
фаз появляется скачок электрического потенциала. В результате
пограничный слой металла заряжается положительно. а в Ночном
расплаве шлака создается двойной электрический слой. Притя-
жение между ионами приводит к появлению за первым слоем
избыточных зарядов противоположного знака. Зто явление по-
вторяется еще несколько раз вглубь расплава, создавая картину
постепенною затухания по мере ослабления электростатических
сил.

Диффузия, растворение, химический акт протекают с опре-
деленными скоростями, изучением которых занимается кине-
тика.

Я. КИНЕТИКА МЕТАЛЛУРГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ

Кинетика гетерогенных реакций

Различают скорости трех стадий: переноса реагирующих ве-
ществ к поверхности раздела фаз, собственно реакции и отвода
продуктов реакции из реакционной зоны.

Суммарная скорость процесса равна скорости наиболее мед-
ленной из его стадий, если эта скорость значительно меньше
остальных. Если же все скорости одного порядка, то скорость
процесса не определяется наименьшей из сравниваемых скоро-
стей.

Если скорость подвода реагирующих веществ или отвода
продуктов реакции значительно меньше скорости самой реак-
ции, то процесс считается протекающим в диффузионной об-
ласти, а если медленной стадией является сама реакция, то в
кинетической области.

Скорость процессов массопередачи оценивают потоком массы
41 (кг с) или потоком количества вещества (моль с), а также
их удельными значениями, называемыми плотностью потока мас-
сы т (кг/см2) и количества вещества / (моль/с-м2). Массу,
переданную за время т через площадь 2, определяют по фор-
муле М- « Соответственно определяют количество вещест-
ва Л

Одним из основных законов переноса является закол Фика,
согласно которому плотность потока пропорциональна градиен-
ту движущей силы массопередачи:

<7от = — или (2.61)

ах ат ах' ' '

где р — парциальная плотность диффузионного компонента,
кг'м3;

И — коэффициент диффузии, м2/с;

х — путь диффузии.

Плотность потока количества вещества определяют по фор-
муле

=-0^или^ = _0.о^, (2.62)

где С — концентрация, моль/м3.

Знак минус в уравнениях (2.61) и (2.62) указывает на то,
что, согласно закону Фика, перемещение вещества происходит
в сторону уменьшения концентрации.

Градиент концентрации характеризуется толщиной диффузионно-
го слоя Зд , в пределах которого концентрация меняется от объемной
С до поверхностной С“.

Если считать распределение линейным, то

®(С'" — С) = ₽ (С“ — С), (2.63)

где 5 _ эффективная толщина диффузионного слоя;

У в р __ коэффициент массопередачи диффузией, м с.

В общем случае, т. е. для всех трех стадий массопередачи,
коэффициент массопередачи будет

________1_----

1/«4

где а — коэффициент межфазной массопередачи, характери-
зующий скорость химической реакции или растворения.

В движущейся среде вещество переносится не только диф-
фузией, но и конвекцией. При перемещении какого-либо объема
смеси плотностью р со скоростью V происходит перенос массы:
/лк = Суммарная плотность потока массы за счет молеку*
лирного и конвективного переноса определяется уравнением

/?•’ «= ,7^ 1 П11 .
В этом случае используется дифференциальное уравнение
конвективной диффузии:

Й = ° V’? - (о, + V, т &) - (Х//ОТ. (2.64)

При у = сопв1 последний член правой части в (2.64) равен нулю.
Тогда Й + Т,'Й + 1’>Й + 1'^=ОХ7’Р' (2.65)

Аналогично уравнение (2.65) можно представить в следующем
Пиде:

Г + *'% + + эТ = пЪ’С. (2.66)

Из уравнения (2.66) для одномерной задачи выводится вто-
рое уравнение Фика

Эх и Эх**
которое обычно используют для вычисления коэффициентов
диффузии по экспериментальным данным.

Расчет по уравнениям (2.61) —(2.67) возможем нс для всех
случаев. Иногда используется понятие видимого коэффициен-
та массопередачи №, являющегося плотностью массопотока
элемента, отнесенной к одному проценту его концентра-
ции К:

(2.68)

Величина Ав измеряется в кг м с-% (процент кон ептра ши
Введен в связи с тем, что в практические расчетам именно эта
величина применяется для характеристики состава сплана).

Изменение массы /-го элемента в зоне плавки с постоянной
М1ссой металла Мх определяется уравнением

ам( «= Му (1К1 10-2, (2.69)

Мх К1

«де М[ — - —масса /-го элемента

10Мв^ВсГг. (2.70)

Обозначим Ав = Ав • 10’, тогда дК = А” или ~ =

А" — Интегрируя это уравнение от А? до К и от 0 до т
(и|*‘мя массопередачи), а также вводя удельную поверхность
шихтовых материалов «> = --(м’.кг), получим

К = К'ехр (Ав'шт).

(2.71)
Видимый коэффициент массопередачи связан с истинными ее
константами следующими соотношениями:

АВ Р )'^м

п. — ——* «

где Ми — масса моля компонента, кг моль;

, п аСЛ1м
к ~~к~

При помощи коэффициента 4?в можно построить математическую
модель массопередачи для сложных условий реальных процессов
плавки.

Многие виды взаимодействий, как было показано выше, яв-
ляются электрохимическими. Кинетика этих взаимодействий
описывается при помощи электрохимических характеристик.

Основные положения электрохимической кинетики

Кинетика окисления элементов под шлаком подчиняется
уравнению электрохимической кинетики [5]:

_«• рл/г , —<М —лпГ,

I и. Р = 1а ^.е (2.72)

С Цел Сох

где

I — ток обмена;

п — стехиометрический коэффициент;

Е —- число Фарадея;

/0 — «нулевой» ток обмена, являющийся аналогом коэффи-
циента а, т. е. коэффициентом массопсреноса;

Сре<1 — концентрация восстановительной формы ионов;

Сол— то же окислительной;

С“ — поверхностные концентрации;

аир — числа переноса;

? и Фр — потенциалы.

Таким образом, скорость электродной реакции зависит от
разности между фактическим и равновесным значениями потен-
циала. Эта разность, называемая поляризацией т), является ме-
рой необратимости процесса. При малых величинах поляризации
система близка к равновесию и разряд протекает квазиобрати-
мо. Если же величина поляризации велика, то можно прене-
бречь скоростью обратной реакции и считаться лишь с первым
слагаемым в правой части уравнения (2.72).

Отношение пограничной концентрации реагента к объемной
характеризует величину диффузионных затруднений процесса.
При больших коэффициентах диффузии и развитой конвекции
градиенты концентраций в фазах близки к нулю. Лимитирую-
щим этапом в этом случае является сам акт разряда, а величи-

и Йг практически равны единице.
ГЛАВА НГ

ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПЕЧНЫХ ПРОЦЕССОВ

1. ГЕНЕРАЦИЯ ТЕПЛОТЫ В ПЕЧАХ

В качестве источника теплоты в промышленных печах при-
меняется твердое, жидкое и газообразное топливо, а также
электрическая энергия. В последние годы наметилась устойчи-
вая тенденция к применению в печах литейного производства в
основном газообразного топлива и электроэнергии. Однако мно-
гие технологические процессы до сих пор осуществляются на
твердом топливе. Твердое и жидкое топливо используется так-
же во всех видах печей в районах, где нет природного газа. По
мере увеличения производства электроэнергии ее доля в процес-
се генерации тепла будет возрастать.

Генерация теплоты путем сжигания топлива

Топливом называется вещество, способное в результате ре-
акции с окислителем выделять тепловую энергию. Само топливо
обычно имеет органическое происхождение. В качестве окисли-
теля при его сжигании в промышленных печах выступает воз-
дух (реже — кислород).

К веществам, используемым в качестве топлива в промыш-
ленных печах, предъявляются следующие требования:

достаточная распространенность в природе;

— выделение значительного количества тепловой энергии
при сжигании;

— отсутствие ядовитых и вредных составляющих в опасных
количествах;

отсутствие токсичности или чрезмерной взрывоопасности;
невысокая стоимость.

По агрегатному состоянию топливо делится па твердое, жид-
кое и газообразное. Каждый из этих видов топлива может быть
естественным и искусственным (табл. 14).

Химический состав топлива. Все виды топлива в своем со-
ставе содержат углерод, водород, кислород, азот и серу в виде
тех или иных химических соединений. Состав твердого топлива
в полном виде описывается формулой, характеризующей массу
рабочего топлива:

СЧ-Нр + Ор + № + $р + Лр+№₽ = 1(Ю%, (3.1)
Таблица 14

Классификации видов топлива

Твердое Жи ДКОС Газообразное
естественное искусственное естествен ное искусственное естествен- ное искусственное
Дрока Торф Бурый к каменный уголь Антрацит Сланцы Древесный уголь Торфяной кокс Фрезерный торф Брикеты Кокс Коксобрм- кеты Пылевидный уголь Нефтяной кокс Нефть Мазут Бензин Лигроин Керосин Газойль Сланцевая смола Природ- ный, по- путный и шахт- ный газы Сжиженный, светильный, генераторн ый, доменный, сланцевый и нефтяной газы

где Ср, 11р, Ор, Мр и 8Г—процентное содержание соответствую-
щих элементов в массе топлива;

Ар — содержание золы;

XVр — содержание влаги.

Массу топлива, полностью освобожденную от влаги, назы-
вают сухой:

Сс + 1 Iе + О' + № +8С + Лс = 10094. (3.2)

Массу топлива, взятую без золы и влаги, называют горючей:

Сг нг + Ог +№ Ч-5Г =100%. (3.3)

Горючую массу топлива без серы называют органической:

С° 4- Н° 4- 0° 4- № = 100%. (3.4)

Для определения состава топлива, его подвергают элементар-
ному и техническому анализу. При элементарном анализе выявля-
ют содержание С, Н, О, Ы и 8, не выясняя в каком виде они
входят в состав топлива. При техническом анализе выявляют
содержание влаги XVй, золы Др и летучих веществ Л.

Для определения влаги топливо высушивают в сушильном
шкафу при /=105=С до постоянной массы. Разницу в массе счи-
тают влажностью XV1’ в%. Для определения золы навеску про-
каливают в открытом тигле до постоянной массы. Негорючий
остаток принимают за количество золы Др, которое выражают
в %.

Летучими называются газообразные вещества, образующие-
ся при термическом разложении органической части твердого
топлива в процессе его нагревания без доступа воздуха. Для
их определения навеску топлива нагревают в фарфоровом тигле
с притертой пробкой при / = 850°С в течение 7 мин. При этом
масса навески уменьшается. Разницу в массе принимают за
количество летучих веществ Л в %.

Химический состав газообразного топлива обычно характе-
ризуется содержанием отдельных составляющих в объемных
процентах в сухом газе:

СО + нс2 + СН' + Ся 11'от + Н38с + СО' + 80' + Ы' + О' =
= 100%. (3.5)

Рабочий состав газа выражается формулой

СО₽ + Н? + СИ} + С„ Н^Д- На8₽ + СО? + 80? + Гч₽ +
+ О₽+Н30₽= 100%. ’ (3.6)

Теплотворная способность топлива. Теплотворной способ-
ностью топлива, или его теплотворностью, называется количест-
во тепла, выделяющегося при полном сгорании единицы массы
или объема топлива. Она измеряется в кДж/кг или кДж/м3.
Ранее (в системе МКГС) она измерялась в ккал/кг или ккал/м3
(устаревшие обозначения даются для возможности использова-
ния старой литературы). Различают два вида теплотворной
способности: высшую и низшую.

Высшей теплотворной способностью считается количество
теплоты, выделяемое при полном сгорании топлива, если вода,
содержащаяся в продуктах сгорания, сконденсирована, т. е. теп-
ло, затраченное на парообразование, возвращается.

При сжигании топлива в реальных условиях влага обычно
не конденсируется, так как продукты сгорания покидают печи
с температурой не менее !00сС. Этим условиям соответствует
низшая теплотворная способность.

Эти величины обозначаются р?. Они связаны соотношением
0? = — 7-\Кгп.г и измеряются в кДж кг или кДж м3 при нор-

мальных физических условиях, т. е. при температуре 273 К (О С)
н 0,101 .МПа (1 атмосфере).

Здесь д — теплота испарения и охлаждения влаги от Ю0°С
до комнатной температуры, д == 2512 кДж кг;

\УП.Г — содержание влаги в продуктах сгорания топлива
при Н. Ф. У, кг м3.

Для твердого и жидкого топлива содержание влаги в продук-
|ах сгорания определяется по формуле

г = —гйл— (кг. кг топлива).

Теплотворную способность топлива определяют эксперимен-
। 1Л1ным способом. В калориметре в изолированной системе
сжигается навеска топлива и по увеличению температуры опре-
к ляется количество выделившегося тепла.

При известных значениях теплотворной способности каждого
из компонентов теплотворность топлива можно определить ра-
счетным путем:

^=5: <з-7>

I -1

где г/ — доля каждого компонента.

Температура продуктов горения топлива. Второй важной ха-
рактеристикой топлива является калориметрическая темпера-
тура продуктов его сгорания:

/« =• 21. (3.8)

с V

где с — теплоемкость продуктов сгорания, Дж/(м3-°С);

V — объем продуктов сгорания, м3/кг.

В реальных условиях часть продуктов сгорания может дис-
социировать с поглощением тепла, например по реакциям

2С02=2С0+О2—(?, (3.9)

2Н2О = 2Н2+О2—(?. (3.10)

Температура продуктов сгорания с учетом затрат тепла на дис-
социацию называется теоретической и определяется по формуле

Если температура топлива и воздуха повысится, выражение
примет вид

Рр Р т + Рв — Рдисс

-----сТ--------- (3,2)

Однако действительная температура в печи ниже, чем теорети-
ческая, так как при горении топлива происходит отдача тепла.
Величина отдачи зависит от конструкции топки или камеры
сгорания.

Отношение /д ,7Г = тщ называется пирометрическим коэффици-
ентом. Таким образом,

РР 4 Рт Ч- Рв — Рлнсс

/М = 7)П.-Л---------------, (3.13)

.VI

где он VI —теплоемкость и объем отдельных компонентов про-
дуктов сгорания.

Чтобы представить масштаб температур для разных видов
топлива, приведем некоторые их значения: калориметрическая —
природный газ 2030°С, каменный уголь 2080°С, сухие дрова
1825°С; реальная температура в печах литейного производст-
ва — сушки стержней 200—300°С, форм 300—450°С, песка и гли-
ны—до 500 °С, нагрева под термообработку 600—1000 °С, плав-
ки легких сплавов 700—800°С, чугуна 1450—1550°С.
Горючесть и реакционная способность топлива. Горючестью
называется способность твердого кускового топлива реагировать
с кислородом. Величина горючести определяется как потеря
массы топлива при пропускании через него кислорода в течение
10 мин при ? = 800°С.

Реакционной способностью называется способность твердого
топлива реагировать с кислородом газообразных окислов, на-
пример с СО2, по реакции

С+СО2 = 2СО. (3.14)

В данном случае реакционную способность определяют про-
пусканием технически чистого СО2 через навеску размолотого
топлива при г = 900сС. Тогда

р СОЭ (превращенный) , СО 1ПЛ

К в СО, (примененный) ' 1(Ю% “СОТгса ’100%‘

Знание реакционной способности имеет большое значение
при сжигании топлива в толстом слое, например в вагранках.
Если в вагранке использовать топливо с высокой реакционной
способностью, то реакция (3.14) разовьется до такой степени,
что температура резко упадет и плавка станет невозможной.
Такие виды топлива, как кокс и термоантрацит, имеют малую
величину /?, поэтому их используют в вагранках. В домнах же
и газогенераторах, наоборот, желательна высокая /?.

Характеристика различных видов топлива:

Древесное топливо. Средний состав органической массы:
50% С°; 6%Н°; 44% (О° + №); балласт 1%ДР и 30%^.
Теплотворная способность — 2800 ккал кг или 11800 кДж.кг.
Выход летучих 80 — 87%.

Торф—это продукт разложения органических веществ болот-
ных растений. Горючая масса содержит 58% Сг; 6% Нг; 27%
№ ; 33% Ог; 0,3% 8Г; XV •’ = 40 - 50%; /Г=3 - 12%. (?₽ =
3000 ккал кг или 12600 кДж кг.

Горючие сланцы представляют собой смесь минераль-
ных веществ и органической массы, находящейся в стадии раз-
ложения, близкой к каменным углям. Содержание золы в них
достигает 65%, влажность колеблется от 10 до 20%. Состав
органической массы: 70% С°; 10% Н°; 20% (О0 + №). =

2000 — 2200 ккал/кг или 8400 — 9200 кДж кг.

Бурые угли — это продукт разложения растений, зани-
мающий промежуточное место между торфом и каменным уг-
лем. Они содержат до 30% золы, 5% серы, 15—35% влаги.
Состав органической массы: 65 — 71% С°; 5% Н°; 1 — 2% №;
23 - 25% О°. Содержание летучих веществ до 45%. С?р = 3150
Ккал кг или 13200 кДж кг.

Каменные угли аналогичны бурым углям, но имеют
больший геологический возраст. Содержание летучих веществ
13 -44% (у антрацита 6%). (?р » 5000 — 7000 ккал/кг (21000 -
29000 кДж кг). Горючая масса содержит: Сг « 76—93,5%; Нг —
5,5 - 1,8%; Ог = 1,8- 12,2%; \г = 1,0-1,6%; 8Г = 1,9-4,8%;
влага V/” = 3-12%.

К о к с — наиболее распространенный вид искусственного
твердого топлива. Широко применяется в литейном производст-
во. Кокс получают посредством термодинамического разложения
каменного угля без доступа воздуха при температуре 900—
1000°С.

Для плавки чугуна в вагранках применяют литейный кокс
марок КД-1, КД-2 и КЛ-3, выпускаемый коксохимзаводами.
Все три марки имеют =* 6500 — 7000 ккал/кг, объемную массу
450 — 500 кг/м’, №р = 4%, Лг =1,2%. Марки различаются по
содержанию серы и золы (%): у КЛ-1 8е =0,6 и Дс = 12,5;
у КД-2-1,0 и 11,0; у КЛ-3-1,4 и 12,0.

Нефть и мазут. Нефть представляет собой масляни-
стую жидкость бурого или темно-бурого цвета, состоящую из
разнообразных органических соединений, преимущественно уг-
леводородов (Ся 112л+2, С„Н2я, Сл Н2л-б и др.). Состав органиче-
ской массы; 84-86% С°; 12-14% Н°; 0,5-0,7 (О°+№).

В природном виде нефть в качестве топлива не применяют,
однако широко используют мазут — продукт переработки неф-
ти, остающийся после удаления из нее моторных топлив. Мазут
содержит: Сг = 87,2 87,6%; Нг =10,5—11,7%; Ог + № =0,6—
1,0% и имеет Р₽ = 9640 — 9870 ккал/кг.

Природный газ —наиболее удобный вид топлива. Он
широко используется в литейном производстве. Природный газ
состоит из метана (СН< = 77 — 98%), некоторого количества этана
(С2Нв), пропана (С3Н,Ч), бутана (С4Н10) и тяжелых углеводородов.
Теплотворная способность (2^ = 8000 — 8500 ккал/м3.

Горение топлива. При горении составляющие топлива соеди-
няются с кислородом воздуха. Реакции, по которым они соеди-
няются, приведены в таблице 15.

Механизм горения разных видов топлива различен. Куско- I
вое топливо сжигают на колосниках в топке или в толстом слое
(в вагранках). При горении на колосниках углерод соединяется
с кислородом почти полностью и на этом процесс заканчивается |
(рис. 15, а). При горении топлива в вагранке, т. е. в толстом |
слое, госле прохождения реакции С Т О5—*-СО2 углекислый газ |
поднимается вверх и вновь начинает реагировать с углеродом. I
Эта зона называется редукционной (рис. 15, б).

Сжигание жидкого и газообразного топлива происходит в
факеле и этим отличается от сжигания твердого топлива. В за- -Я
висимости от условий смешения топлива и воздуха могут быть 1
различные типы факелов. На рисунке 16 показана форма факе- |
ла горения газообразного топлива при перемешивании на выхо- 1
де из горелки. Форма факела при горении жидкого и пылевид- 1
ного топлива показана на рисунке 17.
Таблица 15

Реачими горения составляющих топлива

РеакЦИ! Массовое соотношение компонентов, кг Тепловой эффект, кДж кмоль
С О2 — со,, 12 1 32-44 408842
с-1о5 = со 12 416 28 122217
Н, 4- 1.0,, - Н20 2Г 16=18 242040
СОа -4- С = 2СО С - Н .О -= СОа 4 СН4 4-*2О2 = СО, + 2Н,.О СН.-ЗО, 2СО2 + 2Н,О 5' О2 = 5О3 сч <€ с€ 4-4-4- С© 00^. ОО 5* «Л О) ТГ ОС & ; и । । 1 сч оо ’Г еч — — <© Ф со 4- +- I -+- 4* 3228$ — 162405 — 118821 805540 1340455 297012
Н,»8 г 11-Оа - 50а 4 Н2О 34 + 48—64 I 18 504090

Расчеты горения топлива. Расчеты производятся для опре-

деления количества воздуха,
ного топлива, а также ко-
личества и состава продук-
тов сгорания. Теплотворная
способность топлива и тем-
пература продуктов сгора-
ния могут быть рассчитаны
по формулам (3.7) — (3.13).

Определение расхода
воздуха, а также количест-
ва и состава продуктов сго-
рания производится на ос-
нове элементарного состава
топлива (см. 3.1—3.6) и ма-
териального баланса горе-
ния по реакциям, приведен-
ным в таблице 15. Расчет
производится для нормаль-
ных физических условий.
Например, для углерода
С+О2 = СО2 массовое соот-
ношение составит 12 кг-1-
4-32 кг = 44 кг, т. е. для
сгорания 1 кг углерода не-
обходимо у? = 2,67 кг кис-
лорода. Вместе с кислородом
поступает азот в количестве

необходимого при сжигании дан-

Рис. 15. Схема горения топлива в.
тонком (а) и толстом (б) слое.

Рис. 16. Факел горения газа: / — холодное ядро, 2 —зона нагре-
ва и воспламенения. 3 — зона горения.

Рис. 17. Факел горения жидкого и пылевидного топлива:

1 — холодное ядро. 2 -зона нагрева, испарения н диссоциации, 3 - зона вос-
пламенения, 4 — эона твердых остатков, 5 — эона горения.

2,67 5^4 = 8,83 кг (76,8% массы — Ы2). Всего на 1 кг углерода
требуется 11,5 кг (8,83 — 2,67) или 8,89 м’ воздуха. Анало-
гично рассчитывают состав продуктов сгорания при использовании
газообразного и жидкого топлива.

Отношение действительного количества воздуха, необходимого
для горения (Лд), к теоретическому (1т) называется коэффициен-
том рас-ода воздуха:

а = и. (3.15)

Генерация теплоты путем использования электроэнергии

Широкое развитие гидроэнергетического и атомноэнергсти-
ческого способов производства электроэнергии приведет к тому,
что она станет наиболее выгодным источником энергии для осу-
ществления тепловых технологических процессов, в том числе и
в литейном производстве.

Электрическая энергия легко превращается в тепловую, ее
использование удобно и легко автоматизируется. При исполь-
зовании электроэнергии может быть достигнута практически
любая требуемая температура.
Превращение электрической энергии в тепловую осущест-
вляется по следующим принципам:

Сопротивления. Этот принцип основан на том, что при про-
хождении электрического тока через проводник в результате его
сопротивления выделяется тепло. Это явление сформулировано
в законе Джоуля — Ленца:

(3.16)

где С — напряжение, В;

/ — ток, А;

т —время, с.

Индукционный. Основан на том, что металлическое тело, по-
мещенное в переменное электромагнитное поле, нагревается
возникающими (индуктируемыми) в нем токами. Этот принцип
очень близок к принципу сопротивления, поскольку выделение
тепла происходит в результате сопротивления прохождению
электрического тока (3.16) с той лишь разницей, что этот ток
индуцирован, а не непосредственно подведен к проводнику, вы-
деляющему тепло.

Электродуговой. Основан на том, что электроэнергия превра-
щается в тепловую в электрической дуге, представляющей со-
бой мощный электрический разряд в газовой среде. Эта среда
становится проводником электроэнергии лишь в ионизированном
виде. Поэтому, прежде чем получить устойчивый разряд, надо
ионизировать промежуток между электродами. Если электроды
привести в сопротивление, то из-за несовершенства контакта
между ними начнется искрение и ток возрастет, в результате
чего в межэлектродном промежутке и околопромежуточном
пространстве воздух ионизируется. Если электроды развести на
некоторое расстояние, ток, а следовательно и ионизация, не
прекратится и между электродами возникнет электрическая
дуга, нагревающая шихту.

Плазменный. В технике применяется так называемая низко-
температурная плазма. Ее получают созданием сжатой элект-
рической дуги большой мощности в потоке газа. Нейтральный
газ (например аргон), подаваемый в зону дуги, как бы распа-
дается на электроны и ионы, которые и образуют плазменную
струю, используемую для нагревания.

Электронно-лучевой. Нагрев осуществляется потоком элект-
ронов в вакууме. Электроны год действием высокого напряже-
ния покидают катод и с высокой скоростью бомбардируют на-
греваемый материал на аноде, отдавая ему свою энергию.

Рассмотрим конкретные способы электронагрева сопротив-
лением, основанные на том или ином принципе превращения
электрической энергии в тепловую.

Электронагрев сопротивлением. Существует несколько спо-
собов электронагрсва сопротивлением: непосредственный, кос-
венный, коаксиальный, нагрев сопротивлением соляной ванны
и электрошлаковый.
Н епосредственный нагрев по своей технологической схеме
предельно прост (рис. 18,а). Сопротивление нагреваемого про-
водника можно рассчитать по формуле:

где р — удельное электрическое сопротивление Ом м(Ом см
или Ом - м.м2/м);

1 — длина проводника, м;

5 — площадь проводника, мм2.

Прямой нагрев электросопротивлением применяется для тер-
мической обработки или для нагрева жидкого металла в закры-
том канале. Недостатком этого способа является то, что метал-
лы имеют очень низкое удельное электрическое сопротивление,
поэтому приходится использовать низкое напряжение, что свя-
зано с большими потерями в токопроводящей среде.

При косвенном нагреве элементом сопротивления является
не сам металл, а специальный элемент, выполненный из мате-
риала, обладающего большим удельным электросопротивлением
(рис. 18,6).

При этом способе нагрева используется экономически выгод-
ное напряжение, но не вся теплота передастся нагреваемому
материалу:

с1д

тч См -Д/:

где —тепловой КПД;

ти , См — масса и теплоемкость нагреваемого металла;

Д/м — изменение его температуры.

Преимуществом этого способа является независимость элект-
рических характеристик от свойств нагреваемого материала,
поэтому он широко используется в нагревательных термиче-
ских и сушильных печах литейного производства.

Коаксиальный способ состоит в том, что электрический ток
пропускают по двум близко и соосно расположенным и после-
довательно соединенным проводникам (рис. 18,в). При таком
расположении и соединении проводников магнитное поле не
рассеивается, а концентрируется. Оно как бы заперто в зазоре
между проводниками. В результате возникающих эффектов ак-
тивное сопротивление проводников увеличивается (по опытным
данным) в 10—20 раз, что позволяет использовать для нагре-
вателей обычные материалы (например Ст 3).

Нагрев сопротивлением соляной ванны. Элементом сопротив-
ления могут быть нс только твердые тела, но и жидкости (ион-
ная проводимость). К таким жидкостям можно отнести расплав-
ленные соли и жидкие шлаки. Примером может служить так
называемый электролитный нагрев, когда заготовку нагревают
в растворе поташа или едкого калия (см. рис. 18, г).

Электрошлаковый способ основан на ионной проводимости
жидких шлаковых расплавов (рис. 18, д). Впервые был разра-
|'|1( 18. Схема генерации теплоты при помощи электроэнергии методом со-
противления:

>| косвенный нагрев, б — коаксиальный нагрев, в — нагрев сопротивлением соляной ванны, г—
непосредственный нагрев, д — электрошлаковыи нагрев.
Рис. 19. Схема индукционного тигельного (а) и канального (б) принципов
превращения электрической энергии в тепловую:

/ — первичная обмпгка, 2 — сердсчни-. 3 - вторичная обмотка (металл в канале).

ботан для сварочных процессов в Институте электросварки
им. Е. О. Патона в Киеве. Этот способ широко применяется при
элсктрошлаковом переплаве и литье стали и других сплавов.

Индукционный электронагрев реализуется в индукционных
печах двух типов: канальных и тигельных (рис. 19).

Канальная печь по своему принципу является электрическим
трансформатором, у которого вторичной обмоткой служит жид-
кий металл в канале. Вторичная обмотка в данном случае пред-
ставляет собой одновременно и нагрузку на этот своеобразный
трансформатор.

Переменный ток /ь проходящий но первичной обмотке, соз-
дает переменное магнитное поле, которое концентрируется в
основном в сердечнике, набранном из отдельных стальных ли-
стов. При этом создастся магнитодвижущая сила, величину ко-
торой можно определить по формуле

в = 0,4 л • / гол,
где (01 — число витков первичной обмотки.

Магнитный ток Ф, созданный переменным электрическим
током, также изменяется во времени в соответствии с частотой
переменного тока. В соответствии с законом электромагнитной
индукции в проводнике, помещенном в магнитное поле, возни-
кает ЭДС:

ЭДС, возникающая в каждом витке трансформатора, определя-
ется по формуле

е==4,44Ф 7’102»
где 1— частота изменений магнитного потока во времени. Об-
щая ЭДС индуцируется во вторичной цепи:

Е2 = 4,44Ф7*й>2-

В соответствии с общей теорией трансформатора

Са <Ло

Следовательно, электрический ток во вторичной цепи со-
ставляет

/а « Л Ч

т. е. он значительно больше тока в первичной цепи.

Непосредственное выделение тепла происходит уже в резуль-
тате прохождения вторичного тока через металл в канале:

Индукционная тигельная печь также работает по принципу
превращения электрической энергии сначала в электромагнит-
ную, а затем опять в электрическую (рис. 19, б), по отличается
от канальной отсутствием сердечника, который мог бы концент-
рированно доставить магнитный поток Ф к «вторичной обмот-
ке*. Роль ее в данном случае играет масса металла в тигле.
ЭДС наводится во вторичной цепи:

е = а • Ф • /,

где а — коэффициент формы кривой изменения тока.

Ток высокой частоты /1, проходя через индуктор печи, наво-
дит в плоскости, параллельной плоскости витков, вихревые
токи /2.

Как показали исследования, частота тока в больших печах
может быть понижена:

, 25 10'. Ь

т1п ----,

где /т[П — минимальная частота тока, Гц;

Р2 удельное электрическое сопротивление расплавленно-
го металла, ом см;

д — диаметр садки, см.

Например, для малых печей с г/= 0,1 м = 4750 Гц, а для
больших с д = 1м /„нп = 47,5 Гц, т. е., начиная с диаметра
гадки около 1м, можно использовать промышленную частоту
тока (59 Гц). В последние годы такие печи находят все большее
применение.

Дуговой электронагрев. Электрическая дуга или дуговой
разряд это один из видов электрических разрядов в газах.
Электрическая дуга обычно создастся кратковременным со-
прикосновением электродов и ионизацией промежутка за счет
Испарения.
В отличие от индукционного способа дуга может быть об-
разована как постоянным, так и переменным током. Положи-
тельные ионы с анода поступают к катоду и частично осаж-
даются на нем. Поэтому больше расходуется анод.

Ток дугового разряда (постоянный) определяется по фор-
муле

/д. р =
где р — объемная плотность зарядов;

V — скорость их перемещения;

5 — площадь поперечного сечения дуги.

Различают прямую и косвенную дугу. Прямая горит между
электродом и металлом, косвенная — между двумя электрода-
ми. Выделяемая дугой мощность составляет

р в Е • /д. р,

где Е — ЭД С.

Эта мощность при горении дуги превращается в тепло:

Для дуги переменного тока напряжение (ЭДС разряда) и
ток разряда изменяются преимущественно по синусоидальному
закону.

Электроды с частотой переменного тока становятся пооче-
редно анодом и катодом. В соответствии с этим протекают про-
цессы ионизации и деионизации, увеличивается и уменьшается
термоэлектронная эмиссия и изменяется напряжение в дуговом
промежутке. Это вызывает изменение динамических вольт-ам-
перных характеристик дугового разряда.

Плазменный нагрев. В промышленных плазмотронах (рис.
20) используют «холодную» плазму с температурой до 30000 К
и степенью ионизации около 1%. Достигнуть такой степени
ионизации, например для водорода, можно при Т=2500 К
(а= 1,66-10-2).

Низкотемпературную промышленную плазму получают по-
средством электрической дуги высокого напряжения, стабили-
зированной газовым потоком и магнитным полем. Плазменный
нагрев позволяет получать высокую концентрацию энергии, не-
обходимую для целого ряда металлургических процессов.

Электронно-лучевой нагрев. Этот способ нагрева для пла-
вильных печей стали применять сравнительно недавно (15—
20 лет). Он обеспечивает высокую чистоту процесса, так как
производится в вакууме за счет энергии пучка ускоренных
электронов, бомбардирующих расплавленный или обрабаты-
ваемый материал. Кинетическую энергию пучка электронов,
разогнанных под воздействием ускоряющей разницы потенциа-
лов (рис. 21), можно рассчитать по формуле. Для одного элект-
рона она составляет

п^т^-

Г 2 ’
Рис. 20. Схема плазмотрона:

I - вольфрамовый като.% 2 - медный
водоохлаждаеыый анод. 3 - плазма.

Рис. 21. Схема электрон-
но-лучевого нагрева

где т — масса электрона;

V — скорость электрона.

Мощность, выделяемая при попадании п электронов за 1 с
составляет

Р — Н ~2~ — ’ С/уск — /* (/уск»

где е — заряд электрона;

/ — ток пучка электронов.

2. ДВИЖЕНИЕ ГАЗОВ В ПЕЧАХ

Основные понятия статики и динамики газов

Различают геометрическое, пьезометрическое и динамиче-
ское виды давления.

Г еометрическое давление — это удельная потенциальная
энергия газа, находящегося в поле земного притяжения. Этот
вид давления существует в том случае, когда удельный вес
газа отличается от удельного веса воздуха (рис. 22). Так
/*' и /* —давление воздуха на уровнях I и II, 7“ = Тц.

Допустим, что 7,г = (в пределах Н = 80 м это возможно).
Тогда давление на уровне II будет:

в газовой среде 4- Н- 7Г;

— в воздушной среде = Р® 4- Н-]Й .
Рис. 22. Схема образования геометри-
ческого давления.

Рис. 23 Схема образова-
ния динамического дав-
ления.

Разность этих давлений и будет геометрическим давлением:

Лгеам = Р?, - = Н (Г - Г ) « И (р» - ? )^.

Пьезометрическое давление представляет собой разность
давления газа в закрытом сосуде и давления в окружающем
воздухе. Этот вид давления называют также статическим.

Геометрическое и пьезометрическое виды давления взаимо-
связаны, точное геометрическое давление создает пьезометри-
ческое.

Например,

А гейм “ Лпьез = ("[В 7*" )•

Динамическое давление создается в результате движения
газа и выражает кинетическую энергию газового потока (рис.
23):

Л1 ~ ’

где <ьг — скорость движения газа при температуре (Г), м с;

7Г —удельный вес газа при /г, кг/м3.

Лд «Зр-Ро (1 + */),
где шо и р — скорость и плотность газа при нормальных физи-
ческих условиях, соответственно м/с и кг/м3.

а — коэффициент температурного расширения.

Взаимосвязь давлений выражается уравнением Бернулли,
которое для идеальных условий при установившемся потоке
газа (расход газа через сечения 1 и II =» имеет вид:

Агеоы 4 Лпьеэ 4* ^дии ~ С0Пь1, (3.1/ )

т. е. Л1 4-Л1 4-А1 —А11 4-А11 4-Л11 . (3.13)

* • геом 1 пьез 1 дин ‘гсом т дин ‘ ' пьез '
В реальных условиях печей, газоходов, трубопроводов газ
встречает на своем пути различные сопротивления, в результате
преодоления которых происходят потерн давления. Различают
потери давления на трение и на местные сопротивления.

Потери на трение рассчитываются по формулам

= (3.19)

иля • 4 № (1 + «0. (3.20)

где X—коэффициент трения,

Ь — длина трубопровода,

(1Г — гидравлический диаметр трубопровода.

. 4/7
а' -~Р’

₽де Р — периметр и Р — площадь канала.

Для трубы

. 4-ле/’ ,

^г= ----7 = <*•

4-п-а

Потерн на местные сопротивления —

(3.21)

или Лпо/ = ^-7о (14-«0, (3.22)

А;<>ТС = *1Г-Р(1 + «0, (3.23)

где й — коэффициент местного сопротивления, определяемый
опытным путем.

Уравнение движения газов, называемое уравнением Бернул-
ли, для реальных условий имеет следующий вид:
где

+ А1.« + А1.„ = АЯ.,М + Ч'+ АЦ„ + (3.21)

где

= Лт₽ 4- Лм-с

ПОГ ' ПОТ ’ ЛОТ •

Движение газов в печах

Характер движения газов зависит от его скорости, размеров
канала, по которому движется газ, и свойств самого газа, глав-
ным образом вязкости.

Движение может быть ламинарным или турбулентным. При
ламинарном движении струи газа движутся параллельно и пря-
молинейно. Скорость потока минимальная (равна нулю) у стен
и максимальная та середине (рис. 24). При турбулентном дви-
жении отдельные струи газа завихряются.
с

Рис. 24. Схема ламинарного (а) и турбу-
лентного (б) движения газов.

Газы в печах дви-
жутся, как правило,
турбулентно. Режим
движения определяет-
ся величиной критерия
Рейнольдса:

Не-'-*-, (3.25)

где со — скорость, м/с;

— гидравлический диаметр, м;

у — кинематическая вязкость, м2/с.

Установлено, что при /?е>3320 режим движения турбулент-
ный, т. е.

2320V

(0«р ~ аг ’

(3.26)

Основные понятия теории подобия и моделирование движе-
ния газов в печах. Понятия подобия в моделировании основаны
на геометрическом подобии:

АВ = ВС _ ^СА_

А'В' В'С' “ С'Л'

(3-27)

где С/ — константа подобия линейного размера.

С,

(3.28)

Для площади константа подобия определяется по формуле

С/

'гг = С, С« = С,‘.

*| 2

Аналогично она определяется для объема.

Таким образом, моделирование размеров, площадей и объе-
мов производится в соответствии с принятыми величинами кон-
стант подобия. Чтобы судить о том или ином явлении, необхо-
димо знать критерии, характеризующие эти явления. Для дви-
жения газов это критерий Рейнольдса (Пе), т. е. условие подо-
бия #е = 1дет (одинаковый):

Не — __ [дет.

(3.29)

Движущие силы печной газодинамики. Причиной естествен-
ного движения газа является геометрическое давление, возни-
кающее вследствие разницы удельного веса газа и окружающего
воздуха (рис. 25).

Причиной принудительного движения газов в печах являет-
ся создание положительного или отрицательного давления. Соз-
Рис. 25. Схема образования движущих сил печных газов.

Дание отрицательного давления в печи производится либо ды-
мососом, либо при помощи дымовой трубы:

—Л!"м = — (т*—1г).

Ай..= н, (?.->),

= А”о» — (т« — Тг ) — (Та — Тг ).

Из этого следует, что в печи происходит разряжение газовоз-
душной смеси на всех уровнях, расположенных ниже высоты
трубы.

Истечение газа через отверстия в печи (рис. 26). Уравнение
движения газов, или уравнение Бернулли, имеет вид:

А1 -и Л1 4-Л1 =/?’ 4-Л11 4-А”
геон । ‘пьез ' дни гсом * “пьез дин’

И = А11
«геом геом,

Чин

= 0.

Если истечение газов
атмосферу, то

через отверстия в печи происходит в

Л1'и, = о.

а А,и-А"«=дл

где ДР — разность давле-
ния, под действием которо-
го происходит истечение
Газа.

В общем случае

А’ = АП 4-Ап
пьез “пьез “днц »

ИЛИ

Л> = А11 “‘2.-

“тез пьез ' — Р

Рис. 26. Схема истечения газа через
отверстия.
Отсюда

г 1г

(| ./2>ГДР

"» = | — •

Количество газа, вытекаемого из отверстия, составит

У = Ф-5
' Кг

где ф — коэффициент расхода, учитывающий сопротивление при
прохождении газа через отверстие;

8 — площадь отверстия.

3. ТЕПЛОПЕРЕДАЧА В ПЕЧАХ

Основные понятия и определения

Тепловая энергия, генерируемая в печи при помощи сжига-
ния топлива или в результате применения электроэнергии, пе-
редается нагреваемому телу. Исключение составляет выделение
тепловой энергии непосредственно в нагреваемом материале,
например в индукционных электропечах.

Передача тепловой энергии осуществляется только при на-
личии разности температур. Это частная формулировка второго
закона термодинамики.

В печах теплопередача имеет первостепенное значение, так
как сам процесс происходит за счет псе, и чем опа эффективнее,
тем эффективнее весь процесс. Кроме того, теплопередача оп-
ределяет тепловые потери печи, а следовательно ее КПД и эко-
номичность.

Теплопередача, или теплообмен, представляет собой необра-
тимый процесс распространения теплоты в пространстве, т. е.
обмен внутренней энергией между отдельными элементами, те-
лами или участками среды. Перенос теплоты осуществляется
теплопроводностью, конвекцией и тепловым излучением.

Теплопроводность представляет собой молекулярный пере-
нос теплоты в телах или между ними, обусловленный различием
температур в рассматриваемом пространстве.

Конвекция — это процесс переноса теплоты при перемеще-
нии объемов жидкости или газа в пространстве из области с
одной температурой в область с другой температурой.

Тепловое излучение — это передача теплоты за счет превра-
щения ее в энергию излучения, а также распространения с по-
мощью электромагнитных волн и поглощения их другим телом
с последующим превращением энергии этих волн в теплоту. *

Многие процессы переноса теплоты сопровождаются перено-
сом веществ. Например, при металлургических процессах — пе-
реходом компонентов из жидкой фазы в газообразную и обратно
и т. д. Это явление называется массообменом. Процесс теплооб-
мена при массообмене усложняется, так как вместе с переносом
массы переносится и некоторое количество теплоты. Если теп-
лота передается без разницы температур, явление носит назва-
ние диффузионного термоэффекта.

Передача теплоты теплопроводностью

Как известно, теплопроводность является молекулярным пе-
реносом теплоты при наличии разности температур. Из этого
следует, что разность температур в пространстве и во времени
отражает количественную картину теплопроводности. Распреде-
ление температур в теле или в среде характеризуется темпера-
турным полем, которое может быть стационарным или неста-
ционарным, пространственным или трехмерным, двухмерным
или одномерным.

Передача теплоты теплопроводностью описывается законом
Фурье, согласно которому количество теплоты , проходящее
через элемент изотермической поверхности с!Р за промежуток
времени с!т, пропорционально температурному градиенту дрдп

(1(^ = - кд^ар (1х. (3.30)

Опытным путем установлено, что коэффициент пропорцио-
нальности А является физической характеристикой вещества.
Этот коэффициент назвали коэффициентом теплопроводности.

Количество теплоты, проходящее за единицу времени через
единицу площади изотермической поверхности, называется плот-
ностью теплового потока. Она определяется по формуле

Плотность теплового потока есть вектор, направленный по
нормали к изотермической поверхности:

(3.32)

Передача теплоты теплопроводностью в общем случае опи-
сывается дифференциальным уравнением теплопроводности
|13]:

<333)

где — плотность потока от внутренни< источников, кВт'м2;

с — теплоемкость среды, кДж,(м3-°С);

Р — плотность среды, кг/м3.

— — коэффициент температуропроводности (обозначается
через а);

д-1 . дч . дм п , ~

7РР 777- дГ- ~ оператор «Лапласа (обозначается через V8)
Подставив значения, получим:

<334>

Если внутренних источников тепла нет, то

(3.35)

Для стационарного температурного поля
\7а/=0. (3.36)

Уравнение (3.36) называется дифферен-
циальным уравнением теплопроводности
для стационарного процесса теплопереда-
чи. Используя это уравнение, можно вы-
вести формулы для ее расчета в конкрет-
ных случаях. Например, для передачи теп-
лоты через плоскую однородную стенку при

стационарном режиме и отсутствии внутренних источников теп-
ла дифференциальное уравнение теплопроводности имеет вид
(3.36). Рассмотрим граничные условия теплопередачи первого
и третьего рода:

а) Граничные условия первого рода (рис. 27): X = соп$1,
/сг, и /„, = сопз(, дЦду = дГ.дх = 0.

Следовательно, дифференциальное уравнение теплопровод-
ности (3.36) принимает вид:

дИ
дх*

= 0.

При № 0, I = /ст,,
при X = 5, / — /ст,.

Первое интегрирование этого уравнения дает

С — - 0 — —С
]л?'=0* дх~С'-

В результате второго интегрирования получим:
/ — С \ • Х-|- С?2,

т. е. / изменяется по толщине стенки линейно.

При х = 0, Са = /ст,.

при х = 8, С: = — /с*‘ ~ .

Удельный тепловой поток, согласно закону Фурье, определяет-
ся уравнением ц =« X Подставив = С\ = ъ — » получим:

(4т.-<е„). (3.37)
б) Граничные условия
третьего рода учитывают не
только теплопередачу через
стенку, но и отдачу теплоты
стенке и от нее (рис. 28). Про-
цесс отдачи теплоты от стенки
в окружающую среду описы-
вается законом Ньютона —
Рихмана:

7 = а(/ст-/ж), (3.38)
где а — коэффициент теплоот-
дачи;

— температура среды
(жидкости), к которой
(от которой) осущест-
вляется теплопередача.

Плотность теплового потока
соответствии с (3.38) будет

Рис. 28. Схема теплопередачи
при граничных условиях
третьего рода.

от горячей жидкости к стенке в

? = а,(/ж.-/СТ1). (3.39)

При стационарном тепловом режиме этот же тепловой поток
пройдет через стенку (см. 3.37):

(3-40)

Затем он будет отдан , среде с температурой /Ж1:

<7=аг('ст, — *«.)• (3.41)

Сложив (3.39) —(3.41), получим:

Величина -------$----р- « к — называется коэффициентом тепло-

Г+Т+~а передачи.

Передача теплоты излучением

Передача теплоты излучением состоит из трех послсдова-
тгльных стадий: превращения тепловой энергии в энергию из-
лучения, т. с. в тепловые лучи; передачи тепловых лучей в про-
с|ранстве и превращения их в приемнике излучения вновь в
п илоту. Этот вид передачи теплоты описывается законом Сте-
фана — Больцмана, согласно которому лучеиспускательная спо-
собность абсолютно черного тела пропорциональна четвертой
С1спени абсолютной температуры:

(3.42)

где С< — коэффициент лучеиспускания абсолютно черного тела.
С = 4,9- 10-н ккал м--ч • К4 или 5,67 • 10”’ Вт м'- К4.

Для тел, не имеющих абсолютной черноты (серых)

(3.43)

где е — степень черноты тела.

Здесь С =5,67 Втм-К4.

Передача теплоты конвекцией

Понятие конвективного теплообмена охватывает процесс теп-
лообмена при движении жидкости или газа. При этом перенос
теплоты осуществляется одновременно конвекцией и теплопро-
водностью. Под конвекцией понимают перенос теплоты при пе-
ремещении макрочастиц жидкости или газа в пространстве из
области с одной температурой в область с другой температу-
рой. Конвекция возможна только в текучей среде, в которой
перенос теплоты неразрывно связан с переносом самой среды
[13|.

Если за единицу времени через единицу контрольной поверх-
ности нормально к ней проходит масса жидкости то вмес-
те с ней переносится плотность теплового потока

= р ш Л, (3. 44)

где р — плотность жидкости, кг/м3;

—*-

ш —скорость движения жидкости, м с;

А — энтальпия жидкости, Дж кг.

Конвекция теплоты всегда сопровождается теплопровод-
ностью, так как при движении жидкости или газа отдельные
частицы, имеющие различные температуры, соприкасаются. В
результате конвекции происходит теплообмен, описываемый
уравнением

4-Р “ А. (3.45)

Здесь с/ является локальным (местным) значением плотно-
сти теплового потока за счет конвективного теплообмена. Пер-
вый член правой части уравнения (3.45) описывает перенос
теплоты теплопроводностью, второй — конвекцией.

Конвективный теплообмен между потоками жидкости или
газа и поверхностью соприкасающегося с ними тела называется
конвективной теплоотдачей, или просто теплоотдачей. В инже-
нерных расчетах часто приходится определять теплоотдачу. При
этом знание конвективного теплообмена внутри жидкой среды
может представить косвенный интерес, поскольку перенос теп-
лоты внутри жидкости отражается и на теплоотдаче. При рас-
четах теплоотдачи используют закон Ньютона — Рихмана
(3.38). Коэффициент теплоотдачи а (3.38) зависит от многих
факторов. В общем случае а является функцией формы и раз-
меров тела, режима движения, скорости движения и темпера-
туры жидкости, физических ее параметров и других величин.
Протекание процесса теплоотдачи зависит от природы возник-
новения движения жидкости [13].

Различают свободную и вынужденную конвекцию. При сво-
бодной движение в рассматриваемом объеме жидкости возни-
кает за счет неоднородности в нем массовых сил. Если жидкость
с неоднородным распределением температуры, а следовательно
и плотности, находится в поле земного тяготения, может воз-
никнуть свободное гравитационное движение.

При вынужденной конвекции движение рассматриваемого
объема жидкости происходит под действием внешних поверх-
ностных сил, приложенных па его границах, за счет предва-
рительно сообщенной кинетической энергии (например, за счет
работы насоса, вентилятора, ветра).

Дифференциальное уравнение конвективного теплообмена
имеет вид:

й + {+ —с~ <3-46)

В связи со сложностью решения дифференциальных урав-
нений для реальных условий часто используют критериальные
выражения, полученные эмпирическим путем:

Ни Рг),

(3.47)

где ~ — критерий Нуссельта;

Ре— критерий Рейнольдса;

Рг—^~ критерий Прандтля.

Теплообмен в реальных условиях рабочего пространства печи

В рабочем пространстве печи продукт горения топлива от-
дает свое тепло нагреваемым изделиям, стенам и своду печи по-
средством лучеиспускания и конвекции. Внутренняя поверх-
ность сгон печи вследствие меиыпей теплопроводности по срав-
нению с теплопроводностью металла нагревается до более вы-
сокой температуры. В результате разницы температур проис-
ходит передача тепла лучеиспусканием от стен и свода сквозь
1.13Ы к нагреваемым изделиям. При этом металл, нагреваемый в
печи, получает тепло за счет трех потоков: конвекционного по-
1ока тепла от движущихся газов; лучеиспускания газов и све-
чения пламени; лучеиспускания стен и свода [24].

Лучеиспускание газов зависит от ряда факторов: оно воз-
растает при увеличении содержания излучающих газов (СО2 и
Н2О), толщины их слоя и содержания в газах твердых измель-
ченных частиц. Для печей с высокими температурами имеет
значение лучеиспускание стен и свода, при котором часть теп-
ла, передаваемого нагреваемому в печи материалу, отражается
от него и поглощается дымовыми газами и кладкой.

Общее количество тепла, переданного I № поверхности на-
греваемого материала, определяется формулой

= оьх (/г )»

где Ль — суммарный коэффициент теплоотдачи, Вт,м3-К или
ккал м3 • ч • °С;

/г —/м — усредненная разность температур газов и материа-
ла, СС.

Эту же величину можно подсчитать по формуле [24]:

^Г — ж V(^Г.и— ^м.с)(^г.к —^м.с),

где /г.н — начальная температура газа, СС;

<г.к — конечная температура газа, 'С;

/м.с — средняя температура поверхности материала, С.

± _^Ы.н+Лм.К

*м.с —- *

где /м.н — начальная температура материала, °С;
конечная температура материала, °С.

Так как тепло передается на поверхность нагреваемого ма-
териала излучением и конвекцией, суммарный коэффициент
теплоотдачи можно рассчитать по формуле

где ад — коэффициент теплоотдачи излучением, Втм’-К или
ккал/м3 • ч • СС;

аа — коэффициент теплоотдачи конвекцией, Вт.м’К или

ккалм3 • ч • °С.

Здесь ад = ал.г 4- ал с,

где ал г — коэффициент теплоотдачи излучением от газов;

«л.с — коэффициент теплоотдачи излучением от стен.

Коэффициент теплоотдачи учитывает как излучение стен,
так и излучение газов:

где 1Г — и - (^‘ — усредненные разности температуры
газов и нагреваемого материала;

Сг.к.м — приведенный коэффициент взаимного излучения меж-
ду газами, кладкой печи и нагреваемым материалом.
Величина Сг. к. „может быть определена по формуле [24]:
С =4 9е _________* — *г _________

Ьгчгм = ।---,

(г [См -ВгО -

где ег —степень черноты газа при температуре /г;

гм — степень черноты нагреваемого материала;

ф — величина, характеризующая степень развития кладки,
т. е. отношение суммарной внутренней поверхности стен
и свода печи к эффективной поверхности метериала,
? == Л/Лг

Величина для плавильных печей обозначает площадь по-
верхности зеркала ванны, для нагревательных печей-площадь
проекции нагреваемых изделий на под печи.

В высокотемпературных печах (нагревательных и плавиль-
ных), где роль конвекции невелика, при расчете можно принять,
что

= (0,05 — 0,10) ал.

Теплообмен в шахтных печах. В шахтных печах (в частности
в вагранках) в отличие от рассмотренных ранее пламенных пе-
чей нет свободного пламенного пространства. Рабочее прост-
ранство здесь заполнено шихтовыми материалами, движущими-
ся навстречу потоку горячих газов. Следовательно, шахтная
печь является противоточным теплообменным аппаратом.

Температура газов в вагранках меняется от 1600—1750°С в
зоне горения (холостой колоши) до 300—500°С у загрузочного
окна. Нагрев шихтовых материалов в шахте вагранки, где нет
горения топлива, происходит главным образом за счет конвек-
ции и лишь частично за счет лучеиспускания газов.

В зоне перегрева металла (холостой колоши), где происхо-
дит горение топлива и его поверхность нагрета до весьма высо-
ких температур, капли металла, стекая но кускам горячего кок-
са, также нагреваются за счет лучеиспускания раскаленного
кокса и соприкосновения с ним, т. е. за счет конвекции.

Решающее значение для получения из вагранки горячего ме-
талла имеет процесс теплообмена, при котором тепло, образо-
вавшееся в результате сгорания топлива, передается нагревае-
мому металлу. При этом металлическая шихта и шлак нагре-
ваются до температуры плавления и расплавляются. В резуль-
тате температура металла и шлака превышает температуру
плавления. Температурный резерв используется для транспор-
тировки и разливки жидкого металла, а иногда и для дополни-
тельных операций по обессериванию, модифицированию и леги-
рованию металла в ковше. Таким образом, наиболее важными
процессами являются нагрев, плавление и перегрев металла.

Рабочее пространство шахтных печей заполнено шихтовыми
материалами, движущимися навстречу потоку горячих газов,
। с. шахтная печь является противоточным теплообменным ап-
паратом.

С точки зрения процесса передачи тепла металлу вагранку
можно разделить на четыре зоны:
— шахта вагранки, где происходит нагрев твердого металла
до температуры плавления;

— зона плавления, где металл расплавляется;

— зона перегрева (редукционная и кислородная зоны хо-
лостой колоши), где капли жидкого металла нагреваются до
температуры, превышающей температуру плавления;

— горн и копильник вагранки, где происходит некоторое ох-
лаждение жидкого металла.

В шахте вагранки металл может нагреваться лишь до тем-
пературы плавления. У стальной части шихты температура
плавления находится в пределах 1400—1500°С (в зависимости
от содержания углерода), у чугуна при медленном нагреве она
близка к 1150°С. При быстром плавлении чугуна не весь графит
успевает раствориться в металлической массе в процессе на-
грева, в результате чего температура плавления металлической
массы чугуна может подняться.

Как известно, удельное значение теплопередачи конвекцией
и лучеиспусканием в значительной степени зависит от темпе-
ратуры соприкасающихся газов и тел. В шахтных печах, в том
числе в вагранках, теплообмен совершается цри переменной
температуре газов и шихты по высоте вагранки. Поэтому удель-
ное значение отдельных видов теплопередачи меняется по высо-
те вагранки, вследствие чего его нельзя рассчитать дифферен-
цированно.

Теплопередача в слое кускового материала в зоне падения
капель металла трудна для аналитического решения, так как
в нагреваемых кусках твердого тела при отделении капель ме-
талла образуется нестационарный тепловой поток и происходят
значительные перепады температур между поверхностью и яд-
ром тела.

Известным ученым Б. И. Китаевым [20) разработан метод,
позволяющий подойти к комплексному решению этой задачи.
Получаемые этим методом расчетные данные по теплообмену
в шахтных печах достаточно близки к практическим результа-
там.

Теплообмен газов в печах характеризуется при помощи так
называемых водяных чисел (1ГГ — водяное число газового пото-
ка, №1а — водяное число шихты). Водяное число показывает,
сколько тепла в час нужно сообщить данному потоку или отнять
от него, чтобы повысить или понизить его температуру на один
градус.

При теплообмене в вагранке возможны следующие вариан-
ты:

1. В этом случае тепла в газе оказывается

больше, чем может поглотить шихта. Поэтому температура ших-
ты в результате теплообмена почти достигает начальной тем-
пературы газов, а газы из теплообмена выходят с избыточной
температурой. Температура газов при выходе из шахты тем
выше, чем больше отношение
2. й7г < В этом случае тепла в газе оказывается
меньше, чем может поглотить шихта Поэтому температура газа
н результате теплообмена снижается почти до начальной тем-
пературы подаваемого в вагранку металла, а металл выходит из
теплообмена нагретым до температуры, значительно меныпей,
чем начальная температура газов.

В шахте вагранки отношение водяных чисел шихты и газов
при обычной плавке таково, что При этом шихта

нагревается от температуры окружающей среды до температуры
плавления, а газы охлаждаются до температуры Тк, которая
тем выше, чем больше отношение 1ГГ В зоне плавления
вагранки и в части холостой колоши, где температура капель ме-
талла превышает температуру плавления, \Уг<и7,,, и металл на-
гревается до температуры, которая значительно меньше темпе-
ратуры газов.

В целом теплопередача описывается уравнением теплового
баланса:

См-сДГ О + = 17Д/Ср,

где 0м — производительность вагранки, кг с;
— теплоемкость металла, кДж кг” С;
Л - скрытая теплота плавления, кДж кг;

V — объем теплообмена, м*;

А?—суммарный объемный коэффициент теплопередачи,
кВт

м«.°С ’

Д/ср — средняя температура газов и металлов, С.

ДЛР =

(/'-<. ) -(<- <)

2.3

*г 'м

I де I’ и /' — температура газов;

/' — /' — темчература металл! на входе и выходе из шкты .

Б. И. Китаев [20] рекомендует следующую итоговую фор-
мулу для определения кл

г,+ 9>.

где аг. — суммарный коэффициент теплоотдачи,

(1. О !*. ТОЗ

% — скорость на свободное сечение шахты при О С и 0,101
МПа • м с;

ЛГ—коэффициент, зависящий от процентного содержания
мелкой шихты (при 20%-ном содержании мелочи М' =
= 0,5);

Аг — коэффициент, рекомендуемый по данным исследования
доменного процесса (Аг = 160 ккал м3 • ч • град или 186
Вт/м3град);

— диаметр кусков нагреваемого материала, м.

Наибольшую роль в перегреве капли металла играет тепло-
обмен с поверхностью горящего кокса. Количество тепла, полу-
чаемого каплей от ваграночных газов, составляет 5—8% |9].
При движении через холостую колошу капля металла либо сте-
кает (перекатывается) по поверхности кокса, либо падает
между его кусками. В первом случае теплообмен осуществляет-
ся теплопроводностью и излучением от поверхности кокса, во
втором — только излучением.

Нагрев капли в вагранке можно приближенно рассматри-
вать как нагрев тела теплопроводностью при постоянной тем-
пературе теплоносителя и в течение условного времени (/усд).
Решение этой задачи методом исключения переменных, разра-
ботанным профессором А. И. Вейником, позволило найти фор-
мулу для расчета температуры жидкого металла, получаемого
из вагранки при различных условиях ваграночного процесса:

Тй = г; + (т, - Т“)( I - Ь д + р0 Д’)Д.

где — средняя температура капли металла на выходе из
теплообмена;

Тп — температура капли металла, отрывающейся от поверх-
ности плавящейся шихты;

_ температура поверхности в зоне теплообмена;

дк= г т* — относительная глубина нагрева капли металла.

4. ТЕПЛОВОЙ баланс печи

Тепловой баланс представляет собой частное приложение
закона сохранения энергии к процессам, происходящим в печи.
С этой целью составляется равенство прихода тепла от различ-
ных источников и расхода его на технологический процесс (на-
пример, нагрев) и различные потери:

<?прихв Фрасх*

Приходная часть баланса складывается из следующих ча-
стей:

фприх •= (2 т.» 4" Фв.ф 4~ Фт.ф 4- Фэ<з»

где (2Г.Э — тепло, получаемое от сжигания топлива или преоб-
разования электроэнергии в теплоту (приход тепла от
затраченной технологической энергии);

$В.Ф —физическое тепло воздуха;

Рт.ф — физическое тепло топлива;
Рэхэ—тепло экзотермических реакций, не связанных с го-
рением топлива.

Расходная часть баланса:

^ржсх 3 ^п 4“ Фу.г 4" (?х.н 4“ Ри.н 4" Фокр 4" Фраз 4“ Ф».<д»

где фп— полезно использованное тепло (на нагрев металла, плав-
ку и т. п.);

<?у.г, Фх.н» Рмн. <?окр, <2Р1Э. ф91Д—потери тепла с уходя-
щими газами; от химической неполноты горения; от ме-
ханической неполноты горения; в окружающее прост-
ранство; на разогрев печи; на эндотермические реакции.
Таким образом, в развернутом виде уравнение имеет вид:

Фт.Э 4- фв.ф 4" Фт.ф + ^^ЭК.З в Ф|1 4- Фу.Г 4- фх.Н 4- Ом.Н 4“ фохр 4~
4“ фраз 4- Фэ «Д.

Расчет статей приходной части теплового баланса

I. Тепло, полученное от источника генерации:

— при сжигании топлива

ФТЭ = ВФ₽.

где В — расход топлива, кг/с;

(/^—теплотворная способность топлива, кДж кг;

— при использовании электроэнергии

Фт.э = ,

где IV7— расход электроэнергии, кВт-ч;

т — время, ч.

2. Тепло, внесенное с подогретым воздухом:

Фв.ф = В • Ув.т ^в»

где Ув.т — теоретический расход воздуха на 1 Нм3 кг топлива,
11мя'Нмя;

а — коэффициент расхода воздуха;

са и /„ — теплоемкость и температура подогрева воздуха,
соответственно кДж (м3 <,С) и С.

3. Тепло, внесенное с подогретым топливом:

Фт.ф == В-гт-/т,

где с7 и — теплоемкость и температура подогрева топлива.

4. Тепло, полученное от экзотермических реакций, рассчи-
тывается в зависимости от того, какие реакции протекают в
печи. Например, при нагреве металла под термообработку
расчет производится по формуле

ф9КЗ в 5652(7 а,

где 5652 — суммарный тепловой эффект, получаемый при окис-
лении 1 кг металла, кДж/кг;
6 — производительность, кг/с;

а —угар металла 0,015—0,025 (т. е. 1,5—2,5%).

Для плавильной печи ф9кз определяется как сумма тепло-
вых эффектов всех экзотермических реакций:

Фэчз = ’У» »

<=1
где д — тепловой эффект окисления /-го элемента;

У 9 — угар /-го элемента.

Например, при плавке угорают кремний, марганец и железо:
814- ЕеО->8Юа4- Ее и т. д.

При этом д^ — 29366 кДж/кг, У 81= 18 кг; </мп =

«= 6904 кДж кг, УМп = 13 кг и дРе = 4486 кДж кг, Уре ==20 кг.

Расчет статей расходной части теплового баланса

1. Полезно использованное тепло:

— при нагреве материалов

фп = (7(Г-/'),
Ч^СЦсТ-сЧ'),
где /’ и /' — теплосодержание до и после нагрева;

с и с* — теплоемкость до и после нагрева, кДж кг °С;

/ ' и Г —температура до и после нагрева, °С;

— при плавке

Фп « б(/“л - /- - с. • /.) + С • ь + О(с/пл • /«;> - с/пл - /«;).

2. Потери тепла с уходящими газами;

Фу.г ~ В • Уп.г • Су,т

где Уп.г — количество продуктов, образующихся от сгорания 1 кг
или 1 Нм3 топлива, Нм*/кг или Нм3/Нм3;

Су.г и /у,г — теплоемкость и температура уходящих газов,
кДж 11м3.

Если имеются отверстия, учитывается „слив“ газов:

Фу.г в В(Уп.г — УсдК.г- ^у.Г*

3. Потери от химической неполноты горения:

фх.И = В • фр • 7Г3,

где л3=0,02—0,05 — доля потерь, т. с. 2—5% от общего при-
хода тепла от топлива.

При испытаниях печей эти потери определяют по результа-
там анализа газов, уходящих из печи:

п о 1/СУХ12749СО ~ 10760Н3 - 36126СН,

Рх.н в -----------100----------
или

(?х.и = в •УщгХ(ЗД<СО)’ГСО -Ь Фн(Н,)’ГНа “Ь $Ь(СН,)’Гсн«)>

где гсо, гНв и гсн> — объемные доли этих компоне!ггов

,СО% ч

(100% и т’ д>

4. Потери от механической неполноты горения Фп.и проис-
ходят только при использовании твердого топлива. В литейном
производстве эти потери имеют значение только для вагранок:

Фм.Н = Вм.в • Ф^' ,

где Вм.в — количество механически унесенного топлива. Напри-
мер. для вагранки Вм 0 = 3000 мг м5 или 5000 м3. ч-3000 =
15000000 мг = 15 кг/’ч.

Фм.н -> 15-7000 *= 105000 ккал/ч,

5. Потери тепла в окружающее пространство:

Февр = Фкл 4" Фел + Физл.отв 4" Фв»

где Фкл, фсл, Фнзл.огв, Фа —потери тепла через кладку, со
сливающимися газами, лучеиспусканием через от-
верстия, с охлаждающей водой.

Потери тепла через кладку —

Фкл Фет 4- Фев 4- ФкР 4 Фпода = 'в)4 “ '.Н

4- ^кр(/п — 4- п( п— 4)-

Потери тепла со «сливом» —

Фел = 1^СЛ * ^11 *^С.Г V

где Усл — количество сливающихся газов, Нм3;

/„ — температура печи. °С;

Гс.г—теплоемкость, кДж/(м3 • °С).

Потери тепла лучеиспусканием через отверстия •—

Фнм.отв — Срт] (7О0 ( ]др) | • Лив ’ ^д ’ Тоткр»

где — коэффициент диафрагмирования;

Тоткр — относительное время открытия, с.

где О — наибольший размер;

х— толщина.

Потери тепла с охлаждающей водой —

фп ==/>(/"—Г)^,

где О — расход воды, Нм3;

— теплоемкость воды, кДж/(м8-°С);

/'и Г — температура воды до и после нагрева, °С.
6. Потери тепла на разогрев печи:

п Укя • Ркл • скл(*гл * кл)
Мраз — “ ’

"раз

где Укл — объем кладки, м3;

?кл — ее плотность, кг/м3;

скд — ее теплоемкость, кДж. (мл • °С);

/'д и Гл — температура кладки до и после нагрева, °С;

тр»з — время разогрева, с.

7. Потери тепла на эндотермические реакции рассчитывают-
ся так же, как и на экзотермические реакции:

Рэпа =

4-1

Оценка эффективности работы печей

Различают несколько видов коэффициентов полезного дейст-
вия печей:

-- термический КПД, представляющий собой отношение по-
лезно использованного тепла ко всему приходу тепла:

Ч'прих

эффективный КПД, представляющий собой отношение
полезно использованного тепла к теплу, выделившемуся от сжи-
гания топлива (или от превращения электроэнергии в теплоту):
^-^•100%.

Эффективность работы печен оценивают также при помощи
коэффициентов использования тепла и топлива:

с __ Опрнх Руг . __ От.9 — Р у.г

-----<?>•

При эксплуатации топливоиспользующих устройств учиты-
вается также удельный расход условного топлива:

В = С ’ 2-300 ’

где В — расход топлива, кг/с или Нм3/с;

фр _ теплотворная способность топлива, кДж кг;

6 — производительность печи, кг/с.
ГЛАВА IV

ПЛАВИЛЬНЫЕ ПЕЧИ ЛИТЕЙНЫХ ЦЕХОВ

1. ПЕЧИ ДЛЯ ПЛАВКИ ЧУГУНА

Классификация процессов плавки чугуна и технологические
схемы печей

Плавка чугуна в литейном производстве, или так называе-
мая вторичная плавка чугуна, осуществляется в вагранках
(рнс. 29, в), электрических индукционных (рис. 29, г) и электри-
ческих дуговых печах (рис. 29, е). Соответственно различают
методы ваграночной, индукционной и дуговой плавки чугуна.

Применение пламенных печей (ПлС, ПлВ) не получило ши-
рокого распространения. В мопопроцессе их применяют лишь
для переплава крупногабаритного лома, например чугунных
прокатных валков, или получения одновременно больших масс
металла. Раньше они широко использовались в дуплекс-процес-
сах для получения чугуна КЧ. Сейчас эти агрегаты еще рабо-
тают в некоторых литейных цехах, но в основном применяются
электропечи.

В крупносерийном и массовом производстве отливок широ-
кое распространение получили дуплекс- и триплекс-процессы
плавки чугуна. На рисунке 29 показаны одиннадцать дуплекс-
процессов двух типов печей. Возможно сочетание одной из пла-
вильных печей с АРУ (рис. 29, ж), а также триплекс-процессы,
включающие плавку в одной из печей, доводку в другой и за-
ливку в форму при помощи АРУ. В этом случае возможно
сочетание дуплексов Ш—XI с АРУ, то есть девять видов трип-
лекс-п роцессов.

Кроме того возможно и энергетически экономично примене-
ние дуплекс-процесса доменная печь — электропечь, при кото-
ром жидкий чугун из доменной печи сливают для доводки в
индукционную или дуговую печь. Несмотря на обилие методов
плавки с применением полипроцессов, технология плавки свя-
млна с работой семи видов плавильных печей (В, ПлС, ПлВ,
IIГП, ДП, ИКП и АРУ).

Наиболее распространенным чугуноплавильным агрегатом
инляется вагранка. Она имеет шахту / (см. рис. 29, в), в ниж-
и< й части которой расположены фурмы 2 для подачи воздуха,
шлакоотделительнос устройство 3 и копильник 4. В шахту за-
। ружается холостая колоша кокса от уровня фурм до высоты,
равной диаметру шахты, а также рабочие колоши металлоших-
Н.1, кокса и флюса. Чугун плавится за счет тепла, выделяюще-
гося от сгорания кокса, стекает в нижнюю часть шахты, назы-

ваемую горном, и либо накапливается там, либо непрерывно
уходит в копильник, где собирается определенная порция для
выпуска на заливку.

Пламенные лечи (ПлС и ПлВ, рис. 29 а, б) работают пе-
риодически. В рабочее пространство 1 загружают твердую ших-
ту или заливают жидкий металл из вагранки, включают горел-
ки или форсунки 2 и ведут плавку.

Индукционные печи (ИТП), получающие все более широкое
распространение, просты по конструкции (см. рис. 29, г). Металл
находится в тигле 1. Шихту загружают в так называемое «бо-
лото», то есть в жидкий металл от предыдущей плавки (около
1/3 массы плавки). Индукционные токи наводятся в металле
индуктором 2, охватывающим тигель в виде обмотки. Выпуск
готового чугуна осуществляется по желобу 3 посредством на-
клона печи.

Дуговые печи (ДП, рис. 29, с) загружают шихтой сверху,
свод 4 при этом отводится в сторону, шихта, а затем жидкий
металл находятся в ванне 2. Плавление производится при по-
мощи дуговых разрядов, создаваемых электродами 3. Выпуск
готового чугуна осуществляется посредством наклона печи по
желобу 2.

В качестве печи ожидания наиболее целесообразно приме-
нять И КП, так как они имеют более высокий КПД по сравне-
нию с другими электропечами. Генерация теплоты в этих печах
производится в канале 2 (рис. 29, д), заполненном жидким ме-
таллом и охватывающем подобно обмотке трансформатора сер-
дечник 1 с первичной обмоткой.

В АРУ (рис. 29, ж) обычно также используется индукцион-
ный канальный источник генерации теплоты (как и в ИКП).
Металл I, находясь в канале 2, постоянно подогревается. Для
автоматической разливки производят давление на металл сжа-
тым воздухом через отверстие 3 в своде. При этом уровень в
основной емкости понижается и металл через отверстия 4 вы-
жимается из АРУ и поступает в форму 5.

Вагранки

Классификация вагранок приведена па рисунке 30. В настоя-
щее время самым распространенным чугуноплавильным агре-
гатом является вагранка, представляющая собой цилиндриче-
скую шахтную печь, простота конструкции которой обеспечила
ей широкое распространение во всем мире. Однако простые кок-
совые вагранки не удовлетворяют современным требованиям,
предъявляемым к температуре и качеству чугуна при производ-
стве сложных отливок. Кроме того они выбрасывают в атмо-
сферу большое количество вредных газов и пыли (по дейст-
вующим санитарным нормам допускается не более 100 мг пыли
н 0,1% СО в 1 м3 газов, выбрасываемых в атмосферу). Поэто-
му вагранки оснащаются устройствами для подогрева воздуш-
Рис. 30. Основные типы современных вагранок.

иого дутья, дожигания и очистки отходящих газов. Схема пла-
вильного агрегата с такой системой очистки ваграночных газов
показана на рисунке 31.

Установка включает собственно вагранку 4, бункер для убор-
ки провала /, бак для гранулированного шлака 2, поворотный
копильник 5, герметичное загрузочное устройство 5, бункер-ох-
ладитель 6, трубу Вентури 7, шламоотделитсль 8, скруббер 9,
дымосос 10, конвективный рекуператор для подогрева охлаж-
денных и очищенных ваграночных газов 13, радиационно-кон-
вективный рекуператор из трех секций для подогрева дутья 16,
дымовую трубу с эжектором //и воздуходувку-нагнетатель 18,
а также трубопроводы горячего 12 и холодного 17 воздуха и
вентиляторы для дутья 14 и эжекции 15.

Очистка отходящих ваграночных газов в данной установке
осуществляется в три стадии. Сначала газы из вагранки 4 по-
даются в бункер-охладитель 6, где они охлаждаются до 80—
100°С и очищаются от крупных частиц пыли. Вторая стадия
очистки газов выполняется в трубе Вентури 7, где, проходя со
скоростью 100—140 м/с через горловину трубы с водяной заве-
сой, оставшаяся в газах пыль смачивается и превращается в
грязные капли и брызги, значительная часть которых стекает в
систему шламоудаления. Далее отходящие газы поступают в
мокрый скруббер 9 для третьей стадии газоочистки — улавли-
вания капель и осушения очищенных газов. Затем газы подо-
гревают для облегчения их сжигания и, смешивая с воздухом
11д
в специальной горелке, сжигают в топке рекуператора 16. Для
стабилизации процесса горения и поджигания газа в топке уста-
новлены горелки, в которые подается природный газ.

По такой схеме построены и работают несколько газоочист-
ных установок на литейных заводах. Опыт их эксплуатации по-
казал, что пробы запыленности, взятые на выходе газов в ат-
мосферу, соответствуют санитарным нормам. Температура чугу-
на на желобе при расходе кокса 14% достигает 1535°С (по за-
мерам термопарой погружения).

Плавильные ваграночные агрегаты закрытого типа, промыш-
ленным вариантом которых является ваграночная установка
конструкции института ГИПРОстапок,— сложные автоматизи-
рованные системы, требующие тщательного заводского изго-
товления и квалифицированного обслуживания. При этих усло-
виях обеспечивается необходимая чистота выбросов и высокая
температура чугуна [33]. Конструкция вагранки этого типа,
входящая в ваграночную установку, приведенную на рисунке
31, подробнее показана па рисунке 32. Основные технико-эко-.
номичсскис показатели работы вагранок этого типа приведены
в таблице 16.

Характерной особенностью современной коксовой вагранки
является доменный профиль плавильной зоны. Такой профиль
удобен для наружного поливного охлаждения и вдвинутых во-
доохлаждаемых быстросменных медных фурм по типу фурм
доменных печей; он существенно улучшает газодинамику и теп-
лообмен в вагранке.

Несмотря на широкое применение водяного охлаждения,
практически все вагранки имеют огнеупорную футеровку. В боль-
шинстве случаев эта футеровка выполняется из специального
шамотного ваграночного кирпича, который по форме и разме-
рам специально предназначен для футеровки вагранок, в соот- |
ветствии с ГОСТом 3272-71, ваграночный кирпич выпускается ,
трех марок:

ШАВ— шамотные изделия с огнеупорностью не ниже 1730°С; 1
ШБВ — шамотные изделия с огнеупорностью не ниже 1670°С; !
ПЕВ — полукислые изделия с. огнеупорностью не ниже
1670°С.

Изделия марки ШАВ применяются для футеровки зон плав-
ления и горна, т. е. тех, в которых наблюдается наивысшая
температура. Остальные зоны футеруют изделиями марок ШБВ
и ПБВ.

Продолжительность непрерывной работы вагранки зависит
от срока службы футеровки, а он, в свою очередь,— от качест-
ва ее выполнения и качества огнеупорных материалов. Поэтому
необходимо применять огнеупоры, которые строго согласуются
с формой футеровки и размерами плавильной зоны вагранки.
Так, при диаметре 1250 мм необходимо применять изделия мар-
ки ШАВ-2, которые дают радиус кладки 633 мм; при других
размерах — соответствующие изделия. При этом толщина швов
120
Техническая характеристика вагранок закрытого типа конструкции
института ГИПРОстанок

Пока затели Внутренний диаметр вагранок, мм
850 | поо • | 1350 1700 2100 | 2650
Геометрические размеры вагран- ки, мм: диаметр горна вагранки 850 900 поо 1450 1750
диаметр фурменной коробки 3000 3224 3424 4000 4650
диаметр фурм и их количество 160x6 180 - 6 200 ’ 6 200 X8 200X10 —
полезная высота вагранки .5000 5500 —— 6000 6500 —
высота опорной части 2000 2500 2500— 3000 3500
высота горна 600 700 3000 750 80* 0
высота шихтового затвора — 1500 2500
высота шлюзовой камеры 2850 3150 3500 —
Номинальная производитель- ность, т'ч 5 8 12 20 30 45
Диапазон оптимальной произ- водительности, т/ч 4—6 6—9 10—15 15-22 25-32 40—50
Температура металла па жело- бе С • Расход топлива: кокса в рабочую колошу, % природного газа в рекуператоре для обеспечения устойчивого горения ваграночных газов, Нм% 60 100 До 15 10*- 150 20 1 14 250 350 500
Расход дутья (максимальный). НмЧч 5000 7000 12000 17000 2 5 СЮ0 40000
Температура дутья, <‘С Расход воды. м-\ч: па охлаждение плавильного верхнего пояса н фурм 85 105 450- 130 -550 ; 155 170 220
па очистку ваграночных газов 25 30 40 55 70 105
Установленная мощность, кВт 400 400 500 1400 1400 —-
Длительность работы вагранки без текущего ремонта, сутки До 6

П римсчание. Расходы кокса и газа для монопрэцесса приняты сред-
ние. Для дуплекс-процесса эти расходы можно умень-
шить на 20%

должна быть 1—2 мм. Соблюдение указанной толщины строго
обязательно. Связующий материал шва должен по своему со-
ставу соответствовать применяемому огнеупору.

Кроме кислой футеровки, которая выполняется из шамот-
ных и полу кислых огнеупоров, вагранки могут иметь основную
футеровку. Таких вагранок очень немного, и используются они
лишь в тех случаях, когда надо получить малосернистый чугун
.•а счет применения основных шлаков. Работают они обычно на
горячем дутье. Футеровка этих вагранок выполняется из стан-
Рис. 32. Вагранка, разработанная институтом ГИПРОстанок.
Рис. 33. Ваграчка длительного цикла с дзэйн дм дутьем:

1 — горн, 2 — шлкоотделитель, 3 — фурмы 1-го ряда. 4 - фурмы 2-го ряда.
Рис. 34. Коксогазовая вагранка.

дартного хромомагне-
зитового кирпича или
из основных огнеупор-
ных смесей.

Для футеровки от-
дельных зон вагранок
с водяным охлаждени-
ем, имеющих длитель-
ный цикл работы, при-
меняют углеродистые
огнеупоры в виде бло-
ков или набивной уг-
леродистой массы. В
настоящее время ва-
гранки с водяным ох-
лаждением плавильного
пояса с горном из уг-
леродистых материа-
лов, работающие на го-
рячем дутье, могут об-
ходиться без выбивки
и ремонта до месяца.
Такие вагранки имеют
высокие технико-эконо-
мические показатели.
Па рисунке 33 показа-
на вагранка с горном 1
и щлакоотделителем 2,
футерованными углеро-
дистой набивной мас-
сой.

В последние годы
получили развитие ва-
гранки с двойным дуть-
ем, в которых кроме
фурм первого ряда 3
имеются фурмы 4, рас-
положенные на высоте

700—900 мм выше основного ряда. Дутье на верхний ряд фурм
подается отдельно. Отдельная регулировка дутья позволяет
улучшить работу вагранки. В металлургическом производстве

кроме коксовых применяются коксогазовые и газовые ва-
гранки. Коксогазовые вагранки отличаются от коксовых тем,
что на высоте 700—900 мм от фурм имеют газовые горелки
(рис. 34).

Газовые вагранки имеют четыре конструкции: с уступами в
шахте (рис. 35, а), с перемычкой в шахте (рис. 35, б), с вынос-
ной камерой перегрева (рис. 35, в) и с огнеупорной насадкой
(рис. 35, г). Во всех этих вагранках конструктивно отделяется
Рис. 35. Газовые вагранки:
с уступами, б — с перемычкой, в — с иыиосной камерон перегрева, г — с огнеупорной насадкой.
зона перегрева (уступом, перемычкой и т. п.). Наибольшее рас-
пространение получили вагранки с выносной камерой и с огне-
упорной насадкой.

Дуговые электропечи

Специальной конструкции печей для плавки чугуна не су-
ществует. Используются дуговые электропечи тина ДСП, пред-
назначенные для плавки стали. Конструкция печи показана на
рисунке 36. Печь состоит из стального кожуха (каркаса), меха-
низма наклона, футеровки (под, стены и свод), электродов и
механизма перемещения электродов. Кожух печи может быть
цилиндрической или конической формы, слегка расширяющей-
ся кверху. Его сваривают из листовой стали толщиной 12—
20 мм. Днище кожуха может быть плоским, коническим или
сферическим. В кожухе вырезают отверстия для загрузочного
окна и металлической летки. Кожух печи несет па себе всю тя-
жесть футеровки и расплавляемого металла и испытывает тер-
мические напряжения, поэтому он должен иметь особую проч-
ность.

Для слива металла из печи ее необходимо наклонять в сто-
рону сливного носка на 40—45°, для скачивания шлака — на
10—15° в сторону рабочего окна. Наклон печи производится с
определенной скоростью при помощи специального механизма,
находящегося сбоку от нее или под ней. При боковом механиз-
ме наклона кожух печи опирается на литую постель, установ-
ленную на фундаменте, двумя литыми сегментами, жестко со-
единенными с кожухом. На сегментах и литой постели распо-
ложены зубпы, надежно фиксирующие печь. Ес наклоняют при
вращении винта, который ввинчен в гайку, шарнирно закреп-
ленную на одном из сегментов. Для наклона печи используют
также гидропривод [9].

Футеровка печи состоит из нескольких слоев. Первый слой
подины, соприкасающийся с жидким металлом и шлаком,—
набивной из огнеупорного порошка. При кислом процессе ис-
пользуют набивку из кварцевого песка, при основном — набивку
из магнезитового порошка. Второй слой подины при кислом
процессе выполняют из динаса, а при основном — из магнезита.
Последующие слои — из шамота, диатомита и асбеста.

Стены печен выкладывают слоями: первый слой — из дина-
сового или магнезитового кирпича, второй — из шамотного кир-
пича, третий — из диатомитового порошка, который, являясь
теплоизоляцией, одновременно компенсирует расширение огне-
упоров при нагреве печи и тем самым предохраняет ее кожух
от разрушения. Вместо огнеупорных кирпичей иногда применя-
ют набивные блоки, изготовленные из кварцевого песка или
магнезитового порошка. Свод изготовляют с помощью специаль-
ного шаблона из электродипасового нормального и фасонного
кирпича.

Электрический ток подается внутрь рабочего пространства
Рис. 36. Луговая электропечь для плавки чер-
ных мег аллов:

, ~ П’аФито“ы‘‘- 2 - направляющие колонны.

Р л « ка' 4 ~ кир^« ки. 5 электрододержа-
тели, &-электродные холодильники. 7 - пдкы я-
/оХа".^.п п*Реме1“™ия каретки. 9 - стальной кожух.
/О — набивной пол, П — выпускное отверстие, 12— опоо-
™™3.'«бЧай’иС ??*“• " - ’Убчагыс сскифы.’ 14 - шар-
мирная гайка. /5 - сьемиый свод. 16 - рабочая плошад-
’ Р’,боп,сго - шпиндель, 19 _

электродвигатель сокового механизма наклона.
печи по угольным или графитированным электродам. Угольные
электроды изготавливают из антрацита и кокса, а графитиро-
ванные — из искусственного графита. Угольные электроды по
сравнению с графитирцранными имеют меньшую механическую
прочность и более низкую электропроводность. Поэтому их
обычно применяют лишь в малых печах емкостью до 3 т.

Электроды имеют круглое сечение в длину 1000—1800 мм.
В торцах электродов имеются отверстия с резьбой. По мере
обгорания нижней части электрода, находящейся в печи, его
наращивают. Для этого в верхнюю часть работающего электро-
да ввинчивают с помощью соединительного ниппеля новый
электрод [9].

Печи емкостью 1,5 и 3 т загружают вручную. При загрузке
печей большей емкости применяют специальные механизмы.
Наиболее распространен метод загрузки сверху. При загрузке
шихты свод печи вместе с электродами поднимают вверх и по-
ворачивают на 80—100°. Открытую печь загружают с помощью
специальных загрузочных корзин. По окончании загрузки печи
свод возвращают в исходное положение.

В настоящее время усилиями специалистов различных стран
ретены сложнейшие технические проблемы, связанные с элект-
родуговой плавкой, что позволило обеспечить высокую надеж-
ность, маневренность и автоматизацию всех технологических
операций в современной дуговой электропечи.

Полная механизация и автоматизация загрузки шихты в
современных ЭДП достигается применением специальных дози-
рующих устройств (например, дозаторов типа «Рамсей»), поз-
воляющих дозировать в автоматическом режиме по 12 состав-
ляющих, а также многостворчатых Загрузочных бадей грейфер-
ного и цепного типов, позволяющих довести разовую загрузку
до 60 т (завод Форда во Флет Рокс, литейное производство
КамАЗа), а продолжительность самого процесса загрузки 50-
топнон печи снизить до 5 минут. В Японии уже реализованы
транспортерные и шнековые устройства для непрерывной за-
грузки шихты в ЭДП [19].

Современные дуговые электропечи оборудуются мощными
печными трансформаторами с широкими вариациями по расходу
удельной мощности на 1 т металлошихты (печи обычной мощ-
ности— до 200 кВ-А/т, высокой мощности — 250—500 кВ-А/т,
сверхвысокой мощности — 700—1000 кВ-А/т). Технические ха-
рактеристики дуговых печей приведены в таблице 17.

В начале 70-х гг. на дуговых электропечах была реализована
автоматизированная система управления всем технологическим
циклом выплавки чугуна. В электродуговых печах в качестве
преобразователей стали использоваться кремниевые вентили с
питанием от тиристорных или параметрических источников то-
ка, были освоены электромагнитные устройства для перемеши-
вания расплава. Переход на конусные корпуса позволил внед-
рить прогрессивные конструкции футеровок и повысить за счет
Таблица 17

Технические показатели дуговых электропечей, выпускаемых в СССР

Тип печи, ззвод-и зго гов итсль Характеристики
ем- кость, т номиналь- ная МОЩ- НОСТЬ трансфор- матора, мВ А удельная мощность трансфор- матора, кВ • Д.т пределы нап- ряжения низ- кой стороны, В номиналь- ная сила п кэ. А
дсп- 0.5. юузато 0,5 0,4 400 110— 190 1200
ДСП- 1,5 ЮУЗЭТО 1,5 1,0 600 118 — 225 2500
ДСП-3, ЮУЗЭТО 3 1,8 600 244,5/123,5 6270
ДСП-6. Сибэлсктротерм 6 4,0 667 130 — 281 9850
ДС-5МТ, ЗМЗ 5 2,8 Б78 114 — 257 6300
ДСВ- 10А, ЧМЗ 10 5,0 416,6 120 — 478 11560
ДСП-12, Сибэлсктротерм 12 9,0 750 115 — 317,5 16370
ДСП-25, Спбэлектротерм 25 15,0 600 126 — 368 23500
ДСП-50, Сибэлектротерм 50 25,0 500 131-417 34600
ДСП 80А, ЧМЗ 80 32,0 308,8 162 — 478 38800
ДСП- 100, ПО Красный
Октябрь 100 25,0 233,6 131 — 417 34600
ДСП- 100, Снбэлектро-
терм 100 50,0 500 189 — 514 57400
ДСП- 200, ПО Красный
Октябрь 200 60,0 280,4 192 — 690 50000

этого срок службы футеровки до нескольких тысяч плавок.
В настоящее время в СССР выпускаются элсктродуговые печи,
имеющие большой удельный вес водоохлаждаемых частей кор-
пуса (арки, столбики, сводовое кольцо и свод в целом). Реали-
зация этих достижений в современных дуговых электропечах
позволила полностью автоматизировать выплавку чугуна, обес-
печить высокий перегрев расплава (свыше 1700°) и повысить
производительность до 30 т/ч и более.

Индукционные тигельные печи

Конструкция печи показана на рисунке 37. Индуктор / ти-
гельной печи имеет форму катушки. Внутри индуктора распо-
ложен тигель из огнеупорного материала. Внутреннее простран-
ство тигля заполняется расплавленным металлом. Индуктор
защищен от его воздействия тиглем. Толщина стенки тигля, т. е.
расстояние между индуктором и жидким металлом, влияет на
электрические параметры печи: чем толще стенка, тем большее
количество магнитных силовых линий, пронизывающих катуш-
ку, не участвует в нагреве металла и тем меньше Со» <г печи.

Из-за наличия тигля печи имеют небольшой Соя <р. Для того,
чтобы ие загружать электрическую сеть большой реактивной
мощностью, параллельно индуктору подключают конденсаторы,
2

Рис. 37. Индукционная тигельная электропечь:

/ — анлуктор, 2 — крышка, 3 — тигель. I магнитопровод, 5, б, 7 -мегаллоконстрмкции, в —
ось поворота печи

число которых по ходу плавки изменяется, так как при нагреве
меняется электрическое сопротивление шихты, а в некоторых
случаях и ее магнитные свойства.

По контуру, включающему индуктор и конденсаторную ба-
тарею, проходит ток большой величины. Поэтому для их соеди-
нения используют шины и кабель большого сечения. Магнитный
поток, создаваемый индуктором, проходит по замкнутым линиям
внутри его и снаружи. В зависимости от способа проведения
магнитного потока с внешней стороны индуктора различают от-
крытую, экранированную и закрытую конструкции печей.

Открытая конструкция. Магнитный поток с внешней стороны
индуктора проходит по воздуху. Силовые линии магнитного
поля пролизывают пространство, окружающее индуктор. По-
этому конструктивные элементы печи, например детали ее кар-
каса, должны быть неметаллическими или располагаться на
таком расстоянии от индуктора, чтобы магнитное поле не ока-
зывало на них влияния. Вблизи с индуктором располагают эле-
менты из дерева или асбоцемента. Элементы из немагнитных
металлов и углеродистой стали должны быть удалены на доста-
точно большое расстояние от индуктора (не менее одного его
диаметра). Открытую конструкцию могут иметь лишь печи не-
больших габаритных размеров [9].

Экранированная конструкция. Магнитный поток с внешней
стороны индуктора отделяется от стальных конструкций экра-
ном из меди. Медь имеет небольшое электрическое сопротив-
ление, а так как выделение мощности в теле, помещенном в
электромагнитное поле, зависит от его сопротивления, то медным
экраном поглощается меньше энергии поля. Стальные конструк-
ции при наличии экрана могут быть расположены ближе к ин-
дуктору, что уменьшает габаритные размеры печи.

Закрытая конструкция. лМагнитпый поток с внешней стороны
индуктора проходит по радиально расположенным пакетам
трансформаторной стали — магнитопроводам. Магнитная про-
ницаемость у трансформаторной стали во много раз больше, чем
у воздуха, поэтому практически весь магнитный поток прохо-
дит по магнитопроводам. Их целесообразно располагать как
можно ближе к индуктору, что увеличивает его жесткость и
уменьшает размеры печи (см. рис. 37). Тигель печи 3, окру-
женный индуктором 1 и закрытый крышкой 2, охвачен магнито-
нроводом 4, предохраняющим от нагрева металлоконструкцию
5 и 7. Ниже и выше индуктора расположены трубы водяного
охлаждения 6, охватывающие тигель.

Печь поворачивается вокруг оси 8 для слива металла. Ин-
дуктор изготавливается из прямоугольного полого проводника
(медной трубки), внутри которого пропускают воду для охлаж-
дения.

Индукционные тигельные печи, выпускаемые электротехни-
ческой промышленностью нашей страны, маркируются буквами
ИЧТ (индукционная, чугуноплавильная, тигельная) и цифрами,
обозначающими номинальную садку печи в тоннах. Например
ИЧТ-1 (садка печи 1 т). Кроме того, в марке указывается мощ-
ность трансформатора в тыс. кВА. Например, И ЧТ-10/2,5 имеет
мощность трансформатора 2,5 тыс. кВА. В нашей стране вы-
пускаются печи ИЧТ-1; ИЧТ-2,5; ИЧТ-6; ИЧТ-10 и ИЧТ-31.

Индукционные канальные печи

Канальные печи служат для хранения жидкого металла (вы-
держки), перегрева его (максимально на 100сС выше режимно-
го) и при необходимости — для введения добавок. В таблице 18
приведена номенклатура отечественных канальных печей типа
ИЧКМ. Намечается тенденция к увеличению емкостей каналь-
ных печей (в США, например, есть печи емкостью 120 и 270 т
|121).

Канальные печи широко применяются в Советском Союзе и
за рубежом, так как дают чугун высокого качества и обеспечи-
Тип Емкость, т Мощность, кВт Про иэводительность, т'ч
ИЧКМ-6 6 300 7,6
ИЧКМ- 10 10 300 7,0
ИЧКМ- 16 16 400 10,0
ИЧКМ- 25 25 600 15,0
ИЧКМ- 40 40 900 22,0
ИЧКМ-60 60 — —

Рис. 38. Индукционная канальная электропечь барабанного типа:

1.2 — индуктор, 3 - горлопина. 4 - рабочее пространство 3 — сердечника б — канал.
вают его перегрев до температуры более 1300=С без особо вы-
соких затрат.

Конструкция печи показана на рисунке 38. Индуктор печи /
работает по принципу трансформ а юра, в котором первичной
обмоткой являются витки катушки индуктора на сердечнике 5,
а вторичной короткозамкнутый виток расплавленного метал-
ла в канале 6. Капал соединен с ванной 4 (рабочим объемом
печи) горловиной 3. Токи, индуктируемые в витке, нагревают
металл и создают условия для циркуляции расплавленной сре-
ды в замкнутом контуре. Циркуляционные потоки возникают
из-за того, что температура металла в канале выше, чем в ра-
бочем объеме ванны. По этой причине срок службы футеровки
в канале меньше, чем в ванне.

По расположению каналов и форме рабочего пространства
канальные печи разделяют на горизонтальные и вертикальные.
Горизонтальные печи (рис. 38) называют барабанными, а вер-
тикальные (рис. 39)— шахтными.

Шахтная печь имеет рабочее пространство 6 в виде тигля,
закрытого крышкой на поворотном устройстве /, в нижней части
которого находится индукционная канальная единица 2. Печь
монтируется на каркасе 3. Индукционная канальная единица
имеет канал 9, соединенный горловиной 5 с основным рабочим
пространством. Индуктор 4 и 7 на сердечнике 8 охватывается
каналом 9.

Канальные печи стали широко использоваться для накопле-
ния жидкого чугуна только после разработки приставных взаи-
мозаменяемых канальных блоков. Взаимозаменяемость оказалась
возможной лишь после решения проблемы надежности шва в
стыке канального блока с печной ванной посредством охлажде-
ния шва, а также применения специальных конструкций и мо-
нолитных огнеупоров, предохраняющих шов от проникновения
в него металла.

В условиях эксплуатации канальные блоки заменяют без пол-
ного освобождения лечи от металла. От металла освобождаются
лишь каналы заменяемого блока, что осуществляется соответ-
ствующим поворотом печи. Конструктивно канальный блок вы-
полнен так, что при наличии крапа или кран-балки его легко
заменить за несколько часов. При замене канального блока для
облегчения отделения его от ванны температуру металла в ка-
налах повышают для расплавления шлака, отложившегося на
стыковых соединениях.

Установка канальных блоков в нижней части барабана под
углом 45° к вертикальной оси облегчает замену блоков, умень-
шает ферростатическое давление на стенки канала и повышает
долговечность футеровки. Во избежание тепловой перегрузки и
интенсивного износа футеровки мощность индуктора одного
канального блока должна быть не более 1100 кВт. Повышение
мощности печи в целом достигается увеличением числа каналь-
ных блоков. Для наклона печи служат два гидравлических ци-
Рис. 39. Индукционная канальная печь шахтного типа:

1 — поворотное устройство крышки. 2 — инзукцноииан канальная единица. 3 — каркас. 1, 7
индуктор, 6—горловина. /> -футеровка рабочего пространства, ^—сердечник, 5 — канал.

линдра с двумя скоростями. В установке предусмотрен команд-
ный аппарат для двухскоростпого управления наклоном печи и
два масляных насоса.

Автоматические разливочные устройства

Для заливки форм на конвейерах с целью поддержания
постоянной температуры металла и автоматизации процесса
применяют специальные печи (обычно канального типа), являю-
щиеся одновременно автоматическими разливочными устройст-
Рис. 40 Печь Ргеззрэог.

вами. Примером такой печи является печь типа Ргеззроог фир-
мы А8ЕА (Швеция). Это герметичная печь с канальным обо-
гревом ванны, в которой выдача металла осуществляется за
счет воздействия на зеркало металла повышенного давления
сжатого воздуха (рис. 40).

Машина смонтирована стационарно в приямке, рядом с ли-
тейным конвейером. Над выпором формы на отдельной стойке
установлена головка с фотореле для автоматического прекра-
щения подачи металла при заполнении формы. За машиной
установлен пульт управления, где работает оператор-заливщик.

2. ПЕЧИ ДЛЯ ПЛАВКИ СТАЛИ

Классификация процессов и технологические схемы печей

В соответствии с общей классификацией (см. рис. 3) про-
цессы плавки стали в литейном производстве относятся, в ос-
новном, к монопроцссеам, осуществляемым в топливных и элект-
рических печах (рис. 41). Применяются также дуплекс-процесс
(В — К) и переплавные процессы.

Периодический контактный монопроцссс осуществляется в
мартеновской печи. Монопроцессы в электропечах периодиче-
ского типа могут быть как контактными (ДП, ПН), так и бес-
контактными (ИТП). Наибольшее распространение в литейном
производстве получил метод элсктродуговой плавки.

Для получения стальных отливок применяют также пере-
плавные процессы в ИВП и переплав в отливку под элсктро-
нагреваемым шлаком, получивший название электрошлакового
литья (ЭШЛ).

Мартеновская печь (рис. 41, а) имеет футерованную ванну
4, перекрытую сводом 6, в которую через окна 5 загружается
шихта. С боковых торцов печи расположены головки 3 для сжи-
гания топлива (газа или мазута). Газ и воздух подогреваются
в регенераторах 2, в которые они подаются по системе каналов

с перекидными клапанами /, обеспечивающими поочередную
работу регенераторов (при работе левых регенераторов на на-
грев воздуха правые нагреваются отходящими газами и наобо-
рот).

Дуплекс-процесс вагранка — конвертор (рис. 41, б) осущест-
вляется посредством плавки в вагранке 3 и дальнейшей про-
дувки жидкого металла в конверторе / воздухом через фурмы
2.

Индукционные печи (рис. 41, в) имеют тигель 1 с индукто-
ром 2; по своему устройству они аналогичны печам для плавки
чугуна.

Дуговые печи (рис. 41, г) имеют ванну 1, в которую загру-
жают шихту; свод 3 с электродом 4 при этом отводится в сто-
рону. Рабочее окно 5 используют для наведения шлаков, вве-
дения добавок и т. п., по желобу 2 выпускают готовую сталь.
Аналогичное устройство имеют плазменные печи (рис. 41, д).
В ванну печи загружают шихту, в своде 2 установлен плазмо-
трон 4.

Индукционная вакуумная печь (рис. 41, е) состоит из ваку-
умной камеры /, подсоединенной патрубком 2 к вакуум-насосу;
сама печь 3 и форма 4 расположены внутри камеры.

Переплавной процесс (рис. 41, ж) осуществляется при по-
мощи переплава исходного слитка 4 в отливку /, формируемую
на поддоне 2 в кристаллизаторе 3 элюктрошлаковой печи.

Мартеновские печи

Плавка стали в мартеновских печах еще довольно широко
распространена в металлургии. В сталелитейном производстве
этот процесс используют при получении крупных стальных от-
ливок. Современные мартеновские печи имеют емкость до 600 т,
однако в литейном производстве применяются печи емкостью
5 35 т. Конструкция мартеновской печи показана па рисунке
42. Она представляет собой регенеративную печь с ванной, в
которой происходит плавление стали; головки печи расположе-
ны по торцам рабочего пространства. Они служат попеременно
для подачи топлива и воздуха в рабочее пространство и отвода
из него продуктов сгорания. По вертикальным каналам попе-
ременно с одной стороны подается к головкам воздух от реге-
нераторов, а с противоположной — уходят продукты сгорания.
Регенераторы служат для подогрева воздуха; шлаковники, рас-
положенные между вертикальными каналами и регенератора-
ми,— для осаждения капель шлака, уносимых отходящими из
рабочего пространства газами; система боровов и газоходов —
для отвода из регенераторов продуктов сгорания и подачи воз-
духа.

При отоплении печи низкокалорийным смешанным коксо-до-
менным газом помимо воздуха подогревается газ. Поэтому печи,
работающие на коксо-доменном газе, оборудуются с каждой
Рис. 42. Мартеновская печь.

стороны двумя регенераторами — для подогрева воздуха и для
подогрева газа и двумя шлаковниками — воздушным и газо-
вым. Рабочее пространство, головки и вертикальные каналы
называют верхним строением печи, а шлаковпики и регенера-
торы, расположенные под рабочей площадкой, нижним.

Мартеновские печи делятся на кислые (с футеровкой из кис-
лых материалов, например динаса) и основные (с футеровкой
из основных материалов магнезита и магнезитовой навар-
ки). В большой металлургии распространены основные печи;
выплавка стали в кислых печах производится в основном на
машиностроительных заводах. Загрузку печи производят при
помощи завалочной машины, которая берег хоботом мульду
(короб) со скрапом или рудой, вводит ее в печь через рабочее
окно, устроенное в передней стенке, опрокидывает и выгружа-
ет. В мартеновской печи металл нагревается до 1600—1650°С.
Факел горения топлива является источником тепла и кислоро-
да, используемого для окислительных процессов.

Конверторы

В отличие от других сталеплавильных процессов, при плавке
стали в конверторе в качестве исходного материала исполь-
зуется жидкий чугун, выплавляемый в вагранке. Этот дуплекс-
процесс применяют в случаях, когда чугунолитейное и сталели-
тейное производство объединены.

Обычно в сталелитейном производстве используют малобес-
семеровские конверторы с боковым воздушным дутьем (рис.
43, а). Однако для получения жидкой стали, используемой для
Рис. 43. Конверторы:
кислородный, 6 - малобоссемеровский.
фасонного стального литья, применяют и кислородные конвер-
торы с верхним дутьем (рис. 43, а), получившие распростра-
нение в «большой» металлургии, где в настоящее время конвер-
торы в значительной степени вытеснили мартеновские печи.

Принцип действия конвертора состоит в том, что кислород
воздуха, контактируя с жидким металлом, окисляет Ге, 81, Мп,
С и другие элементы, если они присутствуют в исходном метал-
ле. В результате выделяется тепло, температура металла увели-
чивается и примерно за 15 мин чугун превращается в сталь.

В литейном производстве применяют конверторы с боковым
дутьем емкостью 1—5 т. Форма реторты конвертора несиммет-
рична относительно вертикальной оси (см. рис. 43, б). Уклон
горловины около 30°, что дает возможность заливать жидкий
металл при горизонтальном положении конвертора. Футеровка
конвертора кислая, из динасового кирпича. Обычно она выпол-
няется в три слоя: от кожуха на толщину 15 20 мм засыпается
сухой песок, затем выкладывается слой шамотного кирпича и
слой динасового. Воздуходувные отверстия выполняются из спе-
циального огнеупорного кирпича. Конвертор устанавливается
на цапфах и при помощи механизма поворота может наклонять-
ся в вертикальной плоскости под различными углами.

Залитый в конвертор жидкий чугун продувают воздухом под
давлением 0,02—0,04 МПа, нагнетаемым специальными воздухо-
дувками в количестве 720—800 м3 на 1 т металла. Интенсив-
ность подачи дутья 75 100 м3/мин.

Заливку чугуна производят мерным миксером, соответствую-
щим емкости реторты, что позволяет избежать «ненормального»
хода плавки, возникающего от избытка или недостатка залитого
в конвертор чугуна. Конвертор устанавливают под углом 20—
25° от вертикальной оси в сторону, противоположную фурмам.
После 1—2 минут продувки, если становится ясно, что фурмы
не ошлакованы, угол наклона реторты уменьшают до 10—12°
и в таком положении держат реторту до начала бурного кипе-
ния металла с большим выделением бурого дыма.

Дуговые и плазменные печи

Конструкция дуговых печей описана выше. Для плавки ста-
ли в литейных цехах обычно применяют печи ДСП-6 и ДСП-12,
имеющие массу садки 6 и 12 т. Однако при плавке в дуговых
печах выделяется много дыма и создастся высокий уровень
шума. Этих недостатков нс имеют плазмептые печи, которые по
конструкции рабочего пространства аналогичны дуговым, но
вместо электродов в своде установлены плазмотроны (см. рис.
41, д). Если плазмотронов несколько, их устанавливают в бо-
ковых стенах печи (рис. 44).

Плазменные печи появились в промышленности в 70-х гг.
Создание их стало возможным после разработки плазмотронов
на токи свыше 1000 А, обладающих ресурсом работы не менее
Рнс. 44 Плазменная печь.

нескольких десятков
часов [4]. Печи снаб-
жены одним или не-
сколькими плазмотро-
нами постоянного или
переменного тока, а
плазменная дуга горит
между электродом
плазмотрона и ванной
расплавленного метал-
ла. При питании печи
постоянным током ван-
на, как правило, явля-
ется анодом, а при пи-
тании трехфазпым то-
ком она является нуле-
вой точкой схемы. Су-

ществуют также печи
комбинированного нагрева — плазменно-индукционные н ночи
с топливно-плазменными горелками. Плазменные печи всех ти-
пов позволяют хорошо герметизировать печное пространство и,
следовательно, проводить плавку в контролируемой атмосфере.
Кроме того, в этих печах создается широкий диапазон давле-
ний — от 10-1—1Па до (1—3)-105Па.

Плазменные печи используют для плавки высоколегирован-
ных сталей и жаропрочных сплавов. Основным конструктивным
элементом этих печей является плазмотрон — устройство для
получения потока плазмы с использованием электрической энер-
гии. При всем многообразии конструкции дуговые плазмотроны
могут быть разделены на три типа" [4]. В первом из них дуга
горит внутри плазмотрона между электродами, являющимися
моментами его конструкции. Эти плазмотроны называют струй-
ными. В металлургии они широко используются для восстанов-

лении металлов из окислов, по в плавке промышленного рас-
пространения пока не получили, хотя и ведутся работы по соз-
। 1нию топливно-плазменных горелок (разновидности струйных
плазмотронов) с комбинированным источником энергии (элект-
рическим и энергией топлива).

Ко второму типу относятся плавильные плазмотроны, в ко-
торых одно из опорных пятен дуги вынесено на расплавляемый
металл. Полезной в этом случае является теплота, выделяемая
и анодном пятне, а также энергия излучения столба дуги. Плаз-
менные печи оборудуются обычно этим типом плазмотронов.

Гипаж печей, разработанный пашей страной совместно с
I ДР, представлен в таблице 19. Одно из преимуществ этих пе-
чей по сравнению с обычными дуговыми сталеплавильными за-
ключается в отсутствии графитовых электродов, что полностью
Исключает науглероживание металла и позволяет выплавлять
низкоуглеродистые стали. Кроме того, эти печи позволяют гер-
Типаж плазменных печей

Характеристика Ел. изм Тип печя
Рб РЮ РЗО
ЕМКОСТЬ т 6 15 30
Мощность кВт 6600 9900 19800
Напряжение В 660 550 660
Расход аргона м3 ч 20 24 60
Расход воды 25 30 60
хим. очищенной *> 50 60 100
техн, очищенной »>
Производительность т/ч 4 9 20

метизировать печное пространство. В отличие от графитовых
электродов, для которых герметичное устройство ввода в печь
создать пока не удалось, уплотнение металлических водоохлаж-
даемых корпусов плазмотронов не представляет больших труд-
ностей. Это позволяет поддерживать в печном пространстве в
процессе плавки любую заданную атмосферу (нейтральную,
окислительную или восстановительную) и менять ее по задан-
ной программе.

3. ПЕЧИ ДЛЯ ПЛАВКИ ЦВЕТНЫХ СПЛАВОВ
Классификация процессов

Цветные сплавы по условиям их плавки делятся на три груп-
пы: алюминиевые, магниевые и цинковые; медные и никелевые;
сплавы па основе титана и тугоплавких металлов.

Для плавки алюминиевых, магниевых и цинковых сплавов
применяют как монопроцессы в топливных и электрических пе-
чах, так и полипроцессы (рис. 45). Полипроцсссы используют
в крупносерийном и массовом производстве отливок. В этом
случае плавку ведут в топливной печи (обычно это стационарная
пламенная печь—ПлС), а операции по доводке и рафиниро-
ванию — в раздаточных печах (обычно это тигельные печи со-
противления— ПСТ). При этом кроме дуплекс-процесса воз-
можен триплекс-процесс (VIII, рис. 45), при котором плавку
ведут в ПлС, затем сливают в печь ожидания (тоже ПлС) и
только потом разливают по раздаточным печам. При небольших
объемах производства предпочтительны бесконтактные методы
плавки: дуплекс ИТП — ПСТ, ИКП и др. Более того, даже топ-
ливные процессы реализуются бесконтактным методом (ТП,
рис. 45, а). Для магниевых сплавов необходимо применение
бесконтактной плавки, так как магний очень активный металл,
легко окисляется и меры по ограничению контакта с воздухом
приходится предусматривать даже при разливке.

До последнего времени для плавки цветных сплавов приме-
нялись только периодические процессы (см. рис. 2). Но так как
энергетически выгоднее осуществлять непрерывный процесс, при
плавке цветных сплавов стали использовать шахт.но-пламенные
печи (ШП, рис. 45) [I|.

Для плавки медных и никелевых сплавов применяются в ос-
новном монопроцессы. Топливные печи ПлС и ПлВ конструк-
тивно отличаются от топливных печей, используемых при плавке
алюминиевых сплавов (ПлС, рис. 45), так как для медных
сплавов требуется более высокая температура. Этим же объяс-
няется применение дуговых печей с независимой дугой для плав-
ки бронзы и трехфазвых сталеплавильных печей для некоторых
никелевых сплавов (см. рис. 41). Для плавки никелевых спла-
вов, содержащих лсгкоокисляемые элементы, используют ин-
дукционные вакуумные печи. Для плавки латуней широко при-
меняются методы индукционной плавки (ИТП, И КП, рис. 46, в,
г). Для плавки титановых сплавов и тугоплавких металлов
применяют исключительно переплавные процессы: вакуумно-
дуговой, электронно-лучевой и плазменно-дуговой переплав
(рис. 47).

Технологические схемы печей

Тигельная топливная печь (рис. 45, а) имеет графитовый,
стальной или чугунный тигель 3 для металла. В пространстве 2
сжигается газ или мазут при помощи горелок 7, продукты сго-
рания уходят в газоход 4. Шихтовые материалы загружают в
тигель, расплавляют, затем сплав доводят до требуемой кон-
диции.

Пламенная печь (рис. 45, б) отличается от тигельной тем,
что расплав в ванне 7 контактирует с атмосферой печи. Загру-
жают эти печи через окна 3, газ сжигается при помощи горелок
4, для выпуска жидкого металла имеется летка 2.

Шахтно-пламенная печь (рис. 45, в) имеет шахту 5 с поди-
ной 4, на которой плавится шихта, и ванну 3, где скапливается
металл. Над ванной расположена горелка 2. Для раздачи ме-
талла служит камера 1. Эти печи применяют для плавки алю-
миниевых сплавов.

Стационарная топливная печь для плавки медных сплавов
(рис. 46, а) отапливается горелками или форсунками 2, распо-
ложенными над ванной 7. Загрузка производится через окна
3, дымовые газы уходят в газоход 4. Эти печи обычно имеют
достаточно большую емкость и применяются при соответствую-
щих объемах производства.

При небольших объемах производства используются топ-
ливные печи с графитовым тиглем или поворотные печи бара-
банного типа (рис. 46, б). В этой печи сжигание жидкого топ-
лива производится при помощи форсунки 7 в форкамере 2; га-

зы но каналу 3 поступают в рабочее пространство 5; загрузка
осуществляется через горловину 4.

Для плавки медных сплавов шахтно-пламенные печи (45, в)
применяют пока редко, хотя тепловой КПД их значительно
выше.

Электрические печи (рис. 46, в, г, д, с) применяют для плав-
ки как медных, так и никелевых сплавов.

Тигельные электропечи сопротивления (рис. 45, д) получили
наибольшее распространение при плавке в небольших литейных
цехах, а также в качестве раздаточных печей. В тигсле 2 при-
готавливают сплав, нагрев производится при помощи спирали /.

В так называемой ванной печи сопротивления (рис. 45, г)
нагрев ванны 14 осуществляется нагревательными элементами
1, расположенными у свода 3. В ванну 2 через окна 4 загружа-
ют шихту. Металл сливают, наклоняя печь.

Индукционная тигельная печь имеет обычное устройство
(рис. 46, в). В тигле 1 находится металл, индуктор 2 охватыва-
ет тигель и наводит в массе металла вихревые токи, генерируя
тепловую энергию. Для плавки медных сплавов используют
серию печей ИЛТ, а для плавки никелевых — серию ИСТ.

Индукционные канальные печи могут быть тигельного и ба-
рабанного типа, с одним или двумя тиглями. На рисунке 45, ж
показана двухтигельная печь. Индуктор на сердечнике 1 охва-
тывает каналы 2, в которых выделяется теплота. Эти каналы
соединяют тигли 3 и 4. Раздача осуществляется из тигля 3, а
загрузка производится в тигель 4.

Канальные печи тигельного и барабанного типа применяют
в основном для плавки латуней (печи серии ИЛК). Печи бара-
банного типа (рис. 46, г) имеют большую емкость, чем тигель-
ные. Барабан 4 с металлом в нижней части имеет обычно не-
сколько индукционных единиц: сердечник 2 с первичной обмот-
кой 3 охватывает канал / с жидким металлом, который являет-
ся вторичной обмоткой и в котором генерируется тепловая энер-
гия.

Индукционные вакуумные печи (рис. 46, д) применяют для
плавки никелевых сплавов. В вакуумной камере 1 располагает-
ся как сама печь 2, так и форма 3.

Дуговые печи применяют в основном для плавки бронзы.
Это печи с независимой дугой (рис. 46, е). Они имеют рабочее
пространство / барабанного типа; в него с торцов введены гра-
фитированные электроды 2, между которыми горит дуга.

Для плавки титановых сплавов и сплавов тугоплавких ме-
таллов применяют три типа печей: вакуумные дуговые, плаз-
менные и электроннолучевые.

Вакуумно-дуговая печь (рис. 47, а) с расходуемым электро-
дом имеет вакуумную камеру I, в которой расположен медный
водоохлаждаемый тигель 4, связанный с внешней средой элект-
рическим кабелем 2 и шлангами водяного охлаждения 3. Во*
круг тигля располагается соленоид 6, предназначенный для фо-

кусировапия дугового разряда и перемешивания ванны жидкого
металла. Футеровкой тигля служит гарнисаж 5, представляю-
щий собой слой переплавляемого металла и сплава, застывший
на стенках водоохлаждаемого тигля. Электродом обычно слу-
жит шихтовый слиток 7. Но иногда используют нсрасходусмый
электрод, а шихтовый слиток подают отдельно. Шихтовый сли-
ток прикреплен к электрододержателю 8, который по мере
оплавления перемещает его вниз. Для оплавления настыля па
сливном носке тигля имеется вспомогательный нерасходуемый
электрод 9. Наблюдение за процессом производится через гла-
зок 10. Формы II находятся на поворотном столе 12.

Электроннолучевая печь (рис. 47, б) имеет аналогичное
устройство, только источником тепловой энергии является элек-
тронная пушка 4. В вакуумной камере 1 также расположен во-
доохлаждасмый гарнисажный тигель 2 и форма 5. Шихтовый
слиток 3 подается сбоку.

В плазменных переплавных печах (рис. 47, в) также имеется
вакуумная камера /. тигель 2 и несколько плазмотронов 3,
оплавляющих шихтовый слиток 4. Жидкий металл также зали-
вается из поворотного тигля 2 в форму 5.

Топливные печи

В случаях, когда необходима особо высокая производитель-
ность или получение за одну плавку большого количества жид-
кого сплава для заливки крупных форм, для плавки медных и
алюминиевых сплавов используют пламенные отражательные
печи. Они обогреваются пламенем, получаемым от сжигания
топлива. Теплота передается металлу излучением от пламени
или отражением от разогретого свода. На рисунке 48 схемати-
чески представлена поворотная отражательная печь для плавки
медных сплавов.

Благодаря высокой производительности, большой емкости и
простоте обслуживания пламенные отражательные печи являют-
ся основным плавильным агрегатом для приготовления алюми-
ниевых сплавов [1]. Хотя применение пламенных печей и целе-
сообразно при больших обьемах производства,, следует учиты-
вать, что они имеют низкий термический КПД, сравнительно
высокий угар металла и большую продолжительность загрузки
шихты н печь относительно всего цикла плавки.

В настоящее время существует несколько направлений раз-
вития конструкций печей для приготовления алюминиевых спла-
вов. Первое направление — это дальнейшее усовершенствова-
ние конструкции камерных печей, которое сводится в основном
к повышению тепловой мощности печи, увеличению поверхности
ванны при уменьшении ее глубины, оснащению печей более со-
вершенными рекуператорами. Термический КПД таких печей
составляет 31 -40% (1).

Второе направление — это разработка конструкции, обеспе-

Рис. 48. Поворотная пламенная печь для плавки медных сплавов
чивающей высокую производительность за счет резкого сокра-
щения времени загрузки шихты. Примером могут служить печи,
работающие на заводах фирмы Кайзер Алюминиум (США) |1].
Большая часть установленных там новых печей имеет круглую
форму и съемный свод вместо старых печей коробчатого типа.
Созданию таких печей послужила разработка новых типов ог-
неупоров Ло Сил с содержанием окиси алюминия более 85%, не
смачиваемых алюминием. Эго позволило отказаться от толсто-
стенной футеровки и использовать гидравлически схватывающие
набивные массы на основе огнеупорных глин, также не сма-
чиваемые жидким алюминием. Шихту в круглую печь загру-
жают сверху мостовым краном с помощью специальной ем-
кости— кюбеля с раскрывающимся дном. Ванна перемешивает-
ся при снятом своде мешалкой, установленной на кране.

Печи круглой формы имеют следующие преимущества:
— лучшее распределение по объему садки шихты;

— легкая чистка;

б олее высокая производительность благодаря увеличению
продолжительности плавки;

— сокращение срока ремонта печи;

— возможность загрузки шихты из любой тары.

Существенное повышение термического КПД пламенной пе-
чи может быть достигнуто за счет подогрева дутьевого воздуха
в рекуператоре. Керамические рекуператоры обеспечивают по-
догрев дутьевого воздуха до 200—250°С, что позволяет получить
КПД печи 31—35%. По расчету металлургического технологи-
ческого центра (Англия), подогрев дутьевого воздуха до
400°С уменьшит расход топлива до 20%.

Однако на отечественных и зарубежных заводах металлур-
ги постоянно сталкиваются со многими недостатками работы
рекуператоров. Керамические рекуператоры имеют большие га-
бариты, сложны по конструкции, в процессе эксплуатации на-
рушается их герметичность, они забиваются возгонами. Метал-
лические же рекуператоры не имеют высокой эксплуатационной
надежности из-за разъедания металла агрессивными соедине-
ниями, поступающими из печи. Кроме того, они разрушаются
под действием термических напряжений.

За рубежом сделана попытка использовать для подогрева
дутьевого воздуха регенераторные установки, широко исполь-
зуемые в сталеплавильном производстве. В качестве преиму-
щества регенераторов указаны высокая степень перегрева воз-
духа и эксплуатационная надежность регенераторов {1].

Экспериментально на печи емкостью 22,5 т, оборудованной
регенератором, удалось подогреть дутьевой воздух до 760°С,
что позволило повысить скорость плавления на 69 % с одно-
временным снижением расхода топлива.

Несмотря на использование всех резервов, отражательная
плавка не может обеспечить существенного подъема КПД пе-
чей, используемых для приготовления алюминиевых сплавов.
Рис. 49. Шахтно-отражательная печь конструкции Пензенского поли-
технического института:

I —тахта, 2 — пол. 3 — камера. 4, в. — перегородки, 5 — основная камера, 7 — карман, в —
горелки. 9 — отражательная часть, 10—окно.

По данным металлургического технологического центра эта ве-
личина не превышает 40% [1]. Повышения КПД можно до-
биться только при ведении нагрева и плавления шихты во всем
объеме садки, что в наибольшей степени обеспечивают печи
шахтного типа, работающие по принципу противотока. Создание
таких печен — третье направление совершенствования печей
для приготовления алюминиевых сплавов.

Конструкция печи, разработанной и внедренной Пензенским
политехническим институтом, показана на рисунке 49. Печь
имеет шахту / и отражательную часть 9, в которой установлены
газовые горелки 8. Отражательная часть разделена на камеры
3 и 5 перегородкой 4, в нижней части которой имеется отверстие
для прохода жидкого металла. Плавление алюминиевых спла-
вов осуществляется на подине 2. В камере 3 остается первич-
ным шлак, который удаляется через окно 10. Для выдачи гото-
вого сплава на разливку имеется карман 7, отделенный перего-
родкой 6 от основной камеры 5. Соотношение площадей отвер-
стий в перегородках 6 и 4 таково, что сплав в камере 5 не ох-
лаждается теплоотдачей твердым чушкам на подине 2 и сплав
в кармане 7 имеет температуру, требуемую при разливке.

Преимуществом этих печей является высокий КПД и более
низкий угар металла, чем в отражательных печах. По имеющим-
ся данным [I] КПД шахтно-отражательной печи достигает
61,5%, угар не превышает 1%.

Электрические печи

Первыми печами, примененными для приготовления алюми-
ниевых сплавов, были печи, разработанные Бейли в 1918 г.
Емкость печей составляла 300 кг. В верхней части печи нахо-
дился карборундовый желоб, заполненный зернами графита
или нефтяного кокса, через которые пропускали ток [1].

Хотя электрические печи сопротивления для плавки метал-
ла в настоящее время применяются редко, так как нс отвечают
современным требованиям по производительности и уровню ме-
ханизации, они все же широко используются в качестве миксе-
ров. При этом для поддержания заданной температуры в про-
цесс литья не требуется большой тепловой мощности. Приведем
типовые характеристики электрических печей сопротивления
различной емкости, применяемых в качестве миксеров.

Емкость печи, т Площадь кладки, м* Мощность печи, кВт Потери тепла через кладку, кВтч
5 17,5 150 28,6
10 27,9 200 14,8
20 46,2 300 26,3
30 62,4 400 37,2
40 77,4 500 47,7
60 107,0 600 68,6

Широкое распространение в качестве раздаточных печей
получили тигельные электропечи сопротивления. Их устройство
достаточно просто (см. рис. 45). Эти печи удобны для плавки
алюминиевых и магниевых сплавов при сравнительно неболь-
ших масштабах производства. Их техническая характеристика
приведена в таблице 20.

Тигельные электропечи типа СЛТ (рис. 50) имеют сварной
кожух / из листовой стали. Огнеупорная часть 2 футеровки пе-
чей выполнена из фасонных шамотных кирпичей, а теплоизо-
ляционная часть 3 — из кирпичей и асбестовых листов. Нихро-
мовые спиральные нагревательные элементы 4 размещены по
боковой поверхности рабочей камеры на злектрокорундовых
полках и укреплены металлическими крючками. Нагреватель-
8

Таблица

Технические характеристики электрических печей сопротивления для плавки алюминиевых сплавов

рные САК СЧ 1 Ш СО О ОО О* * Г" °° О <2 2 СЧ СЧ СЧ сч
ю л 84 § 1 2--1 С4
Камерные стацнока САМ | о о ю со р ю о <*э <В - - сч об еч мл ... — ОО — Ь- 00 — со сч сч
о ччг о Л 1 МЭ •* 1 Ю О ОО 1 сч сч 1 сч сч - - - О _ — ао — СЧСЧ сч
1 - 1 а с САН ф Н § I '1'
и ш § в111 со
1П 1 О Ь- о О 8 8 —— — и- -< сч 8 <Й 2 о со со го
Ю ®- ? § 8 ? 8 § ?-2-2- — 1 сч — О ОО — ио го со со
Тигельные САТ поворотные | стационарные 0,5 2,5-3 150 124 600 850 1000 3,94 3,10 3,16
” 7 Й 8 2 § § ?.’8. ио об — со сч сч
". А 8 3 8 § § 3.8.’. О - —« тг » — СЧ—СЧ
ио ю • о о ю 2 7 $ й § §8 ^-7°. со • со сч еч
ю ® » 3 8 § с88. о «о оо — сч — еч
". А 8 3 § 8 § °Й.® © со — ’* ОС — сч — сч
0,25 2,5-3 85 62 550 800 1000 1,87 1,44 2,38
•иси -та ь в- « КД'!'- и 2 «ж -
Показател я х м « □ = и 2 = 2 Л = $ г; я я 2. з % с! Зег?» =& §«5 » , , В-г о я си-- с я з «ч я = б, 5 Шг^я^Ге?^и.С«а>*0а>-1,кй.х — я 5 о ф х ф ф =: х С ао я- л ь 3 <п 1- Ч 5 о

Рис. 50. Тигельная электропечь САТ:

1 — кожух, 2 — пгнеупорпач часть, 3 — теплоизоляционная часть. 4 —
нагревательные элементы, 6 — металлические кольца, 6 — литой щгель,
7 — термопара.

иые элементы питаются электроэнергией непосредственно от
сети. В верхней части футеровки лечи уложено литое опорное
кольцо 5 из жароупорного чугуна, на которое сверху установлен
литой тигель 6. В нижней части печи имеется желоб 8 для вы-
пуска сплава при прогорании тигля. Температура в печах ре-
гулируется автоматическим самопишущим потенциометром по-
средством хромель—алюмелевой термопары 7, установленной
в рабочем пространстве иечи.

Конструктивные особенности дуговых и индукционных элект-
ропечей для плавки цветных сплавов. Для плавки медных спла-
вов широко используется дуговая печь барабанного типа с кос-
венной дугой, т. е. дугой, горящей между электродами (рис. 46).
Рабочее пространство печи, представляющее собой футерован-
ный барабан, может поворачиваться вокруг горизонтальной оси.
С двух сторон барабана по горизонтальной оси вводятся элек-
троды, между которыми горит дуга. При этом угар элементов
может быть весьма значительным. Поэтому такие печи приме-
няют только для плавки бронзы.

Канальные печи для плавки цветных сплавов несколько от-
личаются от тех, которые применяют при выплавке чугуна. Для
приготовления алюминиевых сплавов используются индукцион-
ные печи с горизонтальными каналами. Приведем техническую
характеристику индукционных канальных печей ИАК-6 и БК-16,
работающих на отечественных заводах.

Характеристика печи НАК- в БК-16
Емкость печи, т 9,0 16,0
Количество сливаемого металла, т 6,0 12,7
Потребляемая мощность, кВт 750—1350 750—1350
Расход электроэнергии, кВт-ч/т 400-450 400-430
Рабочая температура СС 720—780 720—780
Производительность, тч 2,0-2,5 3,0
Сечение каналов, мм 60X120 60X120

В наиболее тяжелых условиях в индукционных печах тако-
го типа находится подовый камень, работающий при большом
температурном градиенте и имеющий достаточно сложную фор-
му. Набивка подового камня — самая ответственная операция
при монтаже печи. Материал для набивки должен быть тща-
тельно подготовлен, а саму набивку необходимо проводить без
длительных перерывов.

Высокая трудоемкость чистки каналов, при которой необ-
ходимо сливать «болото*, затрудненный доступ к каналам и
индукторам, низкая стойкость подового камня при повышенной
удельной мощности (выше 10 кВт/дм3) ограничили применение
двухкамерных индукционных печей. Их стали заменять индук-
ционными печами со сменными частями.

Для плавки цветных сплавов применяют также канальные
печи с каналами, выполненными в отъемных единицах. Их кон-
струкция аналогична приведенным на рисунках 38 и 39.

В последние годы индукционные тигельные печи стали ши-
роко применяться при плавке алюминиевых сплавов. Исполь-
зование этих печей наиболее целесообразно для переплавки
низкосортных отходов. Это объясняется тем, что плавка в ин-
дукционных печах обеспечивает минимальные безвозвратные
потери, а в тигельных печах опасность зарастания каналов
шлаком и флюсами отсутствует. Поэтому, хотя тигельные ин-
дукционные печи имеют более низкий Соз <р и требуют более
дорогого и сложного электрооборудования, для переплавки низ-
косортных отходов их применение целесообразно. Приготовле-
ние в этих печах сплавов на низкосортной шихте с последую-
щим рафинированием обеспечивает высокое качество отливок в
фасонно-литейном производстве. Классификация и технико-эко-
номические показатели индукционных тигельных печей пред-
ставлены в таблице 21.

Т аблица 21

Характеристики тигельных индукционных печей промышленной
частоты для плавки алюминия

Фирма Тип печи Емкость, т Мощность, к Нг ПроИЭВОД !- тслыюсть при 7<ИГС. тч Удельный рас- ход электро- энергии. кВт-ч.'т
(ВНИИЭТО) И АТ-0,4 0,4 125 0,28 600
СССР И АТ- 1,6 1,6 300 0,5 600
ИАТ-2.5 2,5 700 1,25 564
И АТ-6 6 1100 2,0 543
И АТ- 16 16 2500 4,7 532
ИАТ- 25 25 3500 6,5 530
Браун — 0,3 НО 0,185 585
Бовери 0,6 160 0,28 570
(ФРГ) — 1,2 260 0,475 550
2,1 480 0,9 540
— 3,0 700 1,25 540
4,5 1000 1.8 540
— 0,5 100 0,19 576
ГЛАВА V

ПЛАВКА ЛИТЕЙНЫХ СПЛАВОВ

1 ШИХТОВЫЕ МАТЕРИАЛЫ

Металлические шихтовые материалы

Классификация и общая характеристика. В качестве основы
для металлической шихты используются первичные и вторичные
черные и цветные металлы и лигатуры. Первичные являются
продукцией металлургической промышленности, получаемой из
рудных материалов и поставляемой в чушках. Вторичные пред-
ставляют собой лом и отходы металлов и сплавов, а также
сплавы цветных металлов, выплавленные из лома и отходов.
Вторичные черные металлы в виде лома широко используются
при плавке стали и чугуна. Вторичные цветные металлы пере-
плавляются на специализированных предприятиях «Вторцвст-
мет>, выпускающих сплавы в чушках, но иногда на машино-
строительных предприятиях используют непосредственно лом
и отходы. Значительный экономический эффект даст использо-
вание отходов непосредственно на предприятии, где они обра-
зуются, но для этого предприятие должно иметь необходимое
шихтоподготовительное и металлургическое отделение.

В виде готовых сплавов в чушках поставляются алюминие-
вые литейные, магниевые, цинковые для литья под давлением,
цинковые антифрикционные сплавы, а также бронза для худо-
жественного литья, бронзы оловянные и безоловяппые литей-
ные и латуни оловянные литейные |6].

Чушковые чугуны разделяют на литейные, передельные и
природно-легированные. Литейные чугуны (ГОСТ 4832-80) вы-
пускаются обычные (Л) и рафинированные магнием (ЛР). Кро-
ме того, литейные чугуны делятся по содержанию кремния на
марки Л1 (81 3,2—3,6%) . .. Л6 (81 1,2—1,6%) по содержанию
Мп на группы 1 (до 0,3%) ... IV (от 0,9 до 1,5%) и классы
А (до 0,08%), Б (до 0,12%), В (до 0,3%), Г (до 0,7%), Д (до
0,12%) и по содержанию 8 — на категории! (до 0,02%)...
5 (до 0,05%).

Передельный чугун (ГОСТ 805-80) выпускают 10 марок: П1
и П2 — для передела в сталь; ПЛ1 (81 0,8—1,2%) и ПЛ2 (81
0,5—0,8%) — для литейного производства, ПФ1, ПФ2, ПФЗ —
фосфористый, ПВК1, ПВК2, ПВКЗ — высококачественный. Мар-
ка, так же как и для литейного чугуна, определяется содержа-
нием 81, но оно в передельных чугунах значительно ниже. Кроме
того, передельные чугуны подразделяются па группы по Мп, клас-
сы по Р и категории по 8.
Природно-легированные чугуны делятся на три вида: хро-
моникелевый (ТУ 14-15-84-79), титановый и титаномедистый
(ТУ 14-15-4-74). Хромоникелевый чугун выпускают 10 марок: от
ЛХН1 (М1+Со 0,2%; Сг 0,4—1,2%)‘ до ЛХН10 (ЬП+Со 1%;
Сг 2,3—3,2%). Титановый чугун (БТЛЗ—БТЛ7) содержит 0,3—
1,2% Т1, титаномедистый (БТМЛЗ—БТМЛ7) содержит 1—3%
Си и 0,3—1,2% Т1. Присадка их в шихту позволяет выплавлять
низколегированные конструкционные чугуны.

Металлы черные вторичные (ГОСТ 2787—75). К ним отно-
сятся чугунный и стальной лом, стружка стальная и чугунная,
обрезь, выштамповка и т. п. Классификация вторичных черных
металлов представлена на рисунке 51. Они подразделяются на
категории (А — углеродистые и Б — легированные), классы
(стальные и чугунные) и виды. Вид определяется физическим
состоянием и показателями качества: кусковые, прессованные,
стружка; габаритные, негабаритные и т. д. Вне класса остаются
доменный гтрисад, окалина и сварочный шлак, которые при
плавке в литейном производстве не используют. Легирован-
ные отходы и лом разделяют на 67 групп по химическому со-
ставу.

Ферросплавы. Эта обширная группа металлических шихто-
вых материалов включает сплавы Ее с одним или несколькими
легирующими элементами. Основной легирующий элемент обыч-
но указывается в названии: ферросилиций — 81, ферромарга-
нец Мп, феррохром — Сг и т. д.

Ферромарганец (ГОСТ 4755-80) делится на низкоуглероди-
стый (С = 0,5%), среднеуглеродистый (С=1—2%) и высокоуг-
лсродистый (С = 7%). Низкоуглеродистый и срсднеуглеродистый
ферромарганец содержит 85% Мп (кроме ФМн 2,0, в котором
содержание Мп—75%). В низкоуглсродистом ферромарганцев
цифровом обозначении марки показано среднее содержание уг-
лерода (например, ФМн 1,5 содержит 1,5% С), а в высокоуг-
леродистом— среднее содержание марганца (например, ФМн
75 содержит 75 % Мп). В маркировке ферромарганца буква А
означает пониженное содержание фосфора (например, ФМн 78А
содержит 0,05% Р), буква К — пониженное содержание крем-
ния (до 1% 81), С — повышенное содержание кремния, цифра
после буквы С указывает количество кремния (например, ФМн
75АС6 содержит 6% 81).

Феррохром (ГОСТ 4757-79) подразделяется на низкоуглеро-
дистый (0,01—0,5% С), среднеуглеродистый (1—4% С), высо-
коуглеродистый (6,5—8% С) и азотированный (1—6% К), в
маркировку которого введено буквенное обозначение Н. Во всех
марках феррохрома Сг содержится 60—68%. В маркировке низ-
коуглеродистого, среднеуглсродистого и высокоуглеродистого
феррохрома цифровое обозначение показывает содержание С
(например, ФХОО6А содержит 0,06% С). В маркировке азоти-
рованного феррохрома цифровое обозначение показывает содер-
жание X (например, ФХН 200А содержит 2,0% Ы). Содержание
Вторичные черные металлы

Рис. 51. Классификации вторичных черных металлов.
81 в феррохроме находится в пределах 0,8 2,0%. Буква С в
маркировке указывает на повышепое содержание 81 (например,
ФХ800СА содержит 5,0—10,0% 81), буквы А и Б — на пони-
женное или повышенное содержание Р (при Л содержание Р
«находится в пределах 0,02—0,03%; при Б — 0,03—0,05%).

Ферросилиций (ГОСТ 1415-78) выпускают И марок. Цифро-
вое обозначение в маркировке ферросилиция показывает на
среднее содержание 81 (например, ФС45 содержит 41 - 47% 81).

Ферротитан (ГОСТ 4761-80) выпускают 5 марок. В марках
ТиО, Ти1, Ти2 содержится 25—35% Ти, а в марках ТиВ, ТиВ1
более 60%.

Ферровольфрам (ГОСТ 17293-82) выпускают 6 марок с со-
держанием вольфрама от 65% (ФВ65) до 80% (ФВ80а). Буква
а в маркировке указывает на присутствие алюминия.

Ферробор (ГОСТ 4848-69) выпускают 4 марок с содержани-
ем В от 6% (марка ФБЗ) до 20% и выше (марка ФБ0). Крем-
ния в различных марках ферробора содержится от 2 до 15%,
алюминия от 3 до 15%.

Ферросиликохром (ГОСТ 11861-77) выпускают 6 марок с
содержанием Сг в различных марках от 28% (марка ФСХ 48)
до 55% и выше (ФСХ13). Цифровое обозначение в маркировке
ферросиликохрома показывает на среднее содержание кремния
(например, ФСХ 33 содержит 30—37% 81).

Ферромолибден (ГОСТ 4759-79) выпускают 3 марок (ФМ1,
ФМ2, ФМЗ) с содержанием 55—58% Мо.

Ферросплавы используют для корректировки шихты, леги-
рования и модифицирования чугуна и стали.

Металлы цветные первичные. Эти шихтовые материалы по-
ставляются в соответствии с ГОСТами и ТУ в виде чушек, слит-
ков и гранул. Маркируются они в зависимости от степени чи-
стоты. Алюминий первичный в чушках (ГОСТ 11069-74) особой
чистоты обозначается А999 (99,95% А1), технической чистоты
А85 и т. д. до АО (99% А1). В чушках первичной плавки по-
ставляется также силумин (ГОСТ 1571-76), содержащий 10—
13% кремния. Цифры после букв обозначают степень чистоты
от примесей. Наиболее чистый — СИЛ-00. В СИЛ-2 содержится
Ре — 0,7%; Мп — 0,5; Са — 0,2; Си — 0,3; 2п - 0,08%.

Магний первичный в чушках (ГОСТ 804-72) также марки-
руется в зависимости от степени чистоты — от Мг96 (99,96%
М^) до Мг90 (99,9% М^).

Медь (ГОСТ 859-78) маркируют в зависимости от способа
изготовления: чистую бескислородную обозначают МО Об
(99,99% Си), раскисленную- М1р (99,9 Си), огневого рафи-
нирования— М2 (99,7% Си) и М3 (99,5% Си).

Аналогично маркируются и вес другие первичные цветные
металлы. Цинк (ГОСТ 3640-79): ЦВ00 (99,99% 2п); ЦВ0, ЦВ1,
ЦВ, Ц0А, Ц0, Ц1, Ц2, ЦЗ (97,5% 2п). Олово (ГОСТ 860-75) от
ОВЧ-ООО (99,999% 8п) до 04 (96,43% Зп). Свинец (ГОСТ
3778-77): от С0000 (99,9999% РЬ) до СЗ (99,9 РЬ). Никель
(ГОСТ 849-70): от НО (99,99% №) до НЧ (97,6% №). Хром
(ГОСТ 5905-79): Х00 (99% Сг): Х0, Х2, ХЗ (97% Сг) и т. д.

Сплавы цветные в чушках. Сплавы алюминиевые литейные
в чушках (ГОСТ 1583-73) выпускаются 19 марок. Буквы, сле-
дующие за А, обозначают легирующие элементы (К — кремний,
М—медь, Н —никель и т. д.), цифры, следующие за ними,—
среднее содержание этих элементов. Например, АК9 содержит
9% 81; АК21М2, 5Н2,5—21%81, 2,5% Си и 2,5% №.

Магниевые сплавы в чушках (ГОСТ 2581-78) маркируются
аналогично: буквы, следующие за М, обозначают легирующие
элементы (М — марганец, А — алюминий, Ц — цинк, Цр — це-
рий, Н —неодим и т. д.). Например МА5Ц1 содержит 5% А1 и
1% 2п.

Маркировка цинковых антифрикционных сплавов (ГОСТ
19424-74) аналогична маркировке самих сплавов, а антифрик-
ционных сплавов, поставляемых в виде чушек, с добавлением
Ч (чушка). Например, ЦАМ9-1,54 (А1—9%, Си—1,5%).

Бронза в чушках оловянная (ГОСТ 614-73) и безоловянная
(ГОСТ 17328-78) маркируется аналогично самому литейному
сплаву: за буквами следуют цифры, обозначающие среднее со-
держание элемента (А — А1, Ж — Ге, Мц — Мп, О - 8п, Ц —
2п, С — РЬ, Н — №). Например, бронза оловянная в чушках
обозначается Бр. 03Ц8СЧН1 и т. д.

В ГОСТе 1020-77 на латунь литейную в чушках конкретно
указывается, для какой марки латуни применяется та или иная
марка чушки. В марке латуней в чушках буквы означают:
С — РЬ, О — 8п, К — 81, Мц — Мп, Ж — Ге, А — А1.

Лом и отходы цветных металлов и сплавов (ГОСТ 1639-78).
Отходы цветных металлов и сплавов (кусковой ло.м, стружка,
порошкообразные отходы, проволока) подразделяются на лом
и отходы с той или иной металлической основой (рис. 52). По
физическим признакам лом и отходы цветных металлов делятся
на классы (А — лом кусковой, Б — стружка, проволока и мел-
кий лом, В — порошкообразные отходы, Г — прочие отходы), а
по химическому составу — на группы и марки. Количество групп
меняется в зависимости от основы цветных металлов и сплавов.
По показателям качества лом и отходы разделяются на сорта.

Физические характеристики шихтовых материалов. При плав-
ке литейных сплавов важное значение имеет не только хими-
ческий состав компонентов шихты, но и их температура плав-
ления, плотность, удельная поверхтость и насыппая плотность
(табл. 22). Данные о насыпной плотности [6] используются для
определения объема рабочего пространства, занимаемого шихтой
в плавильной печи, для расчета загрузочных устройств и т. п.

Удельная поверхность компонентов шихты может различать-
ся на один-два порядка, что влияет на угар элементов. Большую
удельную поверхность имеют стружка и мелкий лом, мень-
шую—крупная кусковая шихта. Поэтому при плавке необхо-
димо принимать меры к снижению их окисления.
Лом и. отходы цбетных метиллоб ' и сплабоб

Рис. 52. Классификация вторичных цветных металлов.
Характеристика основных видов шихтовых материалов

Вид материала Свойства
плотность р, кг/м* температура плавления )пл СС удельная поверх- ность ча, М5/КГ насыпная плот- ность рн, КГ/М*
Чугун чушковый 7000—7300 1150—1250 0,0074—0,013 3000—3500
Лом чугунный 7000—7600 1200—1400 0,005-0,02 1500—2500
Стружка чугунная Стружка чугунная 7000-7600 1200—1400 0,14—0,16 1800—2200
брикетированная 7000—7600 1200—1400 0,05-0,10 2000—5000
Лом стальной Стружка стальная 7500—8000 1400—1550 0,005-0,14 500—2000
дробленая Стружка стальная 7500—8000 1400—1550 0,14—0,16 1800- 2000
брикетированная Алюминий и спла- вы алюминия в чуш- 7500—8000 1400—1550 0,05—0,10 2000—5000
ках Лом алюминия и 2500—2700 590—665 0,014—0,025 1000—1500
алюминиевых сплавов Стружка алюми- ниевых сплавов дроб- 2550—2700 590—665 0,01—0,04 500-1500
леная и мелкий лом Магний и сплавы 2550—2700 590—665 0,28—0,32 400—800
магния в чушках Лом сплавов маг- 1740—1850 590—650 0,02-0,05 700—1000
ния Цинк и цинковые 1740—1850 590—650 0,015-0,07 600—1000
сплавы в чушках Лом цинковых 7000—7200 419—430 0,0074—0,013 3000-3500
сплавов 7000—7200 412—430 0,005—0,02 1500—2500
Свинец чушковый 11340 327 0,0050-0,01 4500—5500
Олово чушковое Медь и медные 7300 232 0,074—0,013 3500-4200
сплавы в чушках Лом меди и мед- 7800—8950 900—1150 0,0074-0,013 5000
ных сплавов Стружка медная 7800—8960 900—1150 0,005—0,02 1500-3000
и с плавы меди 7800—8960 900—1150 0,14-0,16 2000—2500

Топливо

В качестве топлива при плавке литейных сплавов исполь-
зуют кокс, мазут и природный газ.

Кокс литейный каменноугольный (ГОСТ 3340-71) по содер-
жанию серы делят на марки, обозначаемые КЛ-1, КЛ-2 и КЛ-3
(табл. 23), а по размеру фракций —на классы (80 и более; 60
и более; 40 и более; от 60 до 80 и от 40 до 60 мм). Показатели
механической прочности кокса определяются остатком пробы
на ситах с ячейками 40 и 10 мм после испытания ее в специаль-
Табл и’ц а 23

Химический состаз литейного каменноугольного кокса, %

Показателя Нормы для марок
КЛ- 1 КЛ-2 КЛ-З
Содержание серы среднее 0,45 0,8 1,2
предельное 0,6 1,0 1.4
Зольность средняя 10,5 9,5 10,5
предельная 12,0 11,0 5,0 12,0
Влага (не более) 5,0 5,0
Выход летучих веществ не более 1,2 1,2 1.1

ном барабане диаметром 1000 мм и длиной 1000 мм, вращаемом
в течение 4 мин с частотой 0,45с~1.

Термоантрацит линейный (ГОСТ 7749-65) делят на два клас-
са по размерам фракций: 40—80 мм и 80—120 мм. Термоант-
рацит по показателям качества должен удовлетворять следую-
щим требованиям: массовая доля влаги —до 2%, зольность для
первого сорта — до 6%, для второго сорта—до 10%; содер-
жание серы для первого сорта — до 1%, для второго сор-
та— до 1,75%, выход летучих веществ — до 40 см3/г; мелочь —
до 5%.

Мазут в литейном производстве обычно используют двух ма-
рок: 40 и 100 (ГОСТ 10585-75). Мазуты подразделяются на ма-
лосернистый (с массовой долей серы до 0,5%), сернистый (до
2%) и высокосернистый (до 3,5%). Количество золы — для ма-
зута марки 40 допускается не более 0,1% и для мазута марки
100—нс более 0,14%; содержание механических примесей — не
более 0,8 и 1,5% соответственно. Теплота сгорания в пересчете
на сухое топливо эквивалентна 39800—40600 кДж/кг.

Природный газ применяется в газовых и коксогазовых ваг-
ранках, а также в печах для плавки многих видов литейных
сплавов. Природный газ состоит в основном из метана СН4 и
имеет теплотворную способность 33500—35600 кДж/м3.

Флюсы

При плавке чугуна в вагранке в качестве флюса применяет-
ся в основном известняк, который содержит СаО (52% в 1 сор-
те, 50% во 2 сорте и 49% в 3 сорте), СО2 (при нагревании уле-
тучивается) и около 10 % Других примесей (8Ю2, А12О3, Ге2О3,
МеО, Р2О5, 8О2).

Кроме известняка, при плавке используются следующие флю-
сы: мел и мрамор (по составу они идентичны известняку), из-
весть (СаО 88—93%), апатитонсфелиновая руда Са(РО4)2 ис-
пользуется для получения чугуна с повышенным содержанием
Р), плавиковый шпат (содержащий не менее 75% СаР2), доло-
мит, используемый при основном процессе плавки ( — 30% СаО,
-20% М2О, -45% СО2).

При электрошлаковой технологии применяются флюсы, со-
держащие окислы и фториды. Так, стандартные флюсы АНФ-1,
АНФ-6 для электрошлакового литья стали содержат 70—90%
СаГа, а также СаО и А12О3.

При плавке цветных металлов в качестве флюсов широко
применяются хлористые и фтористые соединения.

2. Физико-химическая характеристика процесса
плавки чугуна

Термодинамика. Для оценки вероятности протекания тех или
иных реакций при плавке чугуна используются величины ДО 0
и ДО. Количественную оценку влияния различных факторов
(состава фаз, концентраций, активностей, температуры) на ве-
роятность протекания реакций целесообразно производить при
помощи разностей изменения энергии Гиббса:

д|о = до; — до;, (5.1)

Д3О«ДО|—ДО2, (5.2)

ДзО = до;-дон (5.3)

где Д16 — первая разность изменения энергии Гиббса, харак-
теризующая количественное отклонение ДО0 в реак-
ции (2) по сравнению с реакцией (1);

Д26 — вторая разность изменения энергии Гиббса, харак-
теризующая количественное отклонение ДС° в реак-
ции (2) по сравнению с реакцией (1);

ДзО — третья разность изменения энергии Гиббса, харак-
теризующая количественное отклонение ДО от Дб“
в одной и той же реакции, вызванное изменением
каких-либо факторов.

Понятие о первой разности изменения энергии Гиббса для
оценки вероятности тех или иных реакций применяется давно, но
не дает полного представления о реальной вероятности протека-
ния реакций, так как активность компонентов существенно меня-
ет расположение линий &С = }(Т). Болес точное представление о
вероятности одной из двух реакций дает понятие о второй раз-
ности изменения энергии. Понятие о третьей разности измене-
ния энергии, введенное автором, позволяет с достаточной точ-
ностью оценить влияние различных факторов на смещение ли-
ний &6=1(Т).

Наибольшее значение при плавке чугуна имеют окислитель-
но-восстановительные реакции, так как плавка как правило
производится в окислительной атмосфере и практически для
всех металлов Д6° реакции Ме-Н/2О2 = МеО меньше нуля (см.
рис. 12).
Окисление по реакциям Ме 4- СО/^МеО 4- СО (5.4)

и Ме 4- НаО^*МеО -И Н, (5.5)

протекает менее интенсивно. Например М этими газами не
окисляется. Кроме того, изменение ДО надо рассматривать при-
менительно к конкретным условиям плавки с учетом аме, амео»
Рсо„ Рн,о. Например, требуется произвести термодинамический ана-
лиз окисления железа из чугуна, содержащего 3,2%С, 1,8% 81
и 0,6% Мп в различных условиях плавки (табл. 24).

Таблица 24

Составы газовой и шлаковой фаз для различных плавильных печей

Плавильная печь Парциальное давление газов. Р1 .роб(Ц Состав шлака, %
о, со, со 510, А 11Оэ Ге О МпО СаО м2о
Вагранка 0,15 0,1 45 10 10 5 25 5
Дуговая печь Индукцион- 0,07 0,11 0,015 60 10 10 2 15 3
ная печь 0,21 0,0003 — 70 5 8 7 2 8

Реакции окисления: [Ре] 4-{''аО2} = (РеО), (5.6)

[Ре] 4- {СО2} - (РеО) + {СО}, (5.7)

ДОз.б в Д65 6 4" ^^([пярсо — 1про. — 1паре), (5-8)

ДОз.7 = ДО57 4“ ^^([ПЛреО 4- 1прсо — 1пДсо, — 1ПЛРс). (5.9)
Определим ДО0 по имеющимся данным [14]. С этой целью
представим реакцию (5.7) как разность ряда последовательных
процессов. Так, реакция образования двуокиси углерода, про-
ходящая при окислении угарного газа

СО4-1/2О2=СО2 (5.10)

может быть рассмотрена как разность реакций образования уг-
лекислого и угарного газов при окислении углерода кислоро-
дом:

С4-О2=СО2 (5.11)

С4-1/2О2 = СО. (5.12)

Следовательно, ДО510 — Д(^ Л1 ~~ АО512. (5.13)

Тогда реакцию (5.7) можно представить как разность реакций
окисления железа кислородом

[Ре] 4 {'/.04 ~ (ЕеО) (5.14)

и образования двуокиси углерода при окислении угарного газа
(5.11). Отсюда ДОГ,7 = Д<м - Д^.1О = Д6614 -Д6'л1+ ДС5,,(5.15).
Рис. 53. Изменение энергии Гиббса при окисле-
нии железа в чугуне при плавке в различных пла-
вильных агрегатах (КВ—коксовая вагранка, ДП —
дуговая печь, ИП — индукционная печь; / — ДО0,
2 —ДО).

Результаты расчета приведены на рисунке 53, из которого видно
что наиболее окислительные условия создаются в индукционной
печи при открытой плавке.

Для количественной оценки одной и той же реакции в раз-
личных условиях целесообразно ввести понятие четвертой раз-
ности изменения энергии:

Д4(7 = А<?1—ДОп, (5.16)

где Д6( — изменение энергии Гиббса в условиях I;
Д<?и — то же в условиях П.

В рассматриваемом случае условие I характеризует проте-
кание реакции окисления железа газовой фазой вагранки, II —
индукционной печи. При этом Д4О1Соо'С = — 50 — (—350) =з 300
кДж'моль. При термодинамическом анализе взаимодействия ме-
талла и шлака производится расчет значений ДО с учетом актив*
ногтей всех компонентов металла и шлака.

Рассмотрим окисление основных компонентов железоугле-
родистых сплавов шлаковой фазой. Реакции окисления 81, Мп
и С, растворенных в чугуне закисью железа, описываются фор-
мулами

[>/.81] + (РеО) = (>/,810.) 4- [Ре], (5.17)

[С] 4- (РеО) = {СО} + [Ре], (5.18)

[Мп] 4- (РеО) - (МеО) + [Ре]. (5.19)

ЛО&п = ДО5л7 4- /?Г(1паге 4- \ /«азю, — 1парео— (5.20)

Д05.18-» Д$518 4- /?Т(1паге 4- 1прсо — 1парео — 1пас ), (5.21)

Д05.19 ~ Дб?5 19 4- /?Т(1пяГе 4- 1паМпо — 1парс0 — 1ПЗМп). (5.22)
Реакции (5.17) — (5.19) представим в виде разности реакций
окисления чистым кислородом компонентов, растворенных в чу-
гуне, и железа, т. е. для (5.17):

_ 4- ‘АО, = 1/,810а (5.23)

Ее 4- 1 2О2 = РеО (5.24)

>/.8[ + РеО = > 2810. 4" Ре.

Изменение стандартной энергии Гиббса для этой реакции равно
А$5.17 = ^$5.23 ^5.24*

Аналогично можно расписать реакции (5.18) и (5.19). При
определении Д6° необходимо учитывать также ДО0 перехода
компонентов из одной фазы в другую, если для 81, С и Мп,
растворенных в чугуне, активность (а') определяется при стан-
дартном состоянии 1%-ного раствора, т. е. для (5.17)

814-О2=81О2
81—>[81]

[81]4-О2=8Ю2.

(5-25)

(5.26)

(5.27)

Д65.25 и Д (Т5 26 находим в работе [14], ДС523 определяем по фор-
муле

= у А$5.27в У ^5.25 ^5.26’

Анализ Д36 для реакции (5.17) при 1600°С показал сле-
дующие результаты:

1) Влияние А'ре на равновесие реакции (5. 17) незначительно,
Д36 = 2,18 кДж моль, что ниже точности термодинамических
данных (она равна 3 ккал моль, т. е. 3X4,1868 = 12,5 кДж моль).

2) Отклонение в результате изменения активности 8Юа от
0510,= 1 До «5Ю, = 0,1 дает Д3С = 18,2 кДж, моль.

При положительном отклонении вероятность реакции увелн-
чивается (графически это выражается в расположении линии
&6=((Т) ниже линии Д6°=/(Г) на 18,2 кДж/моль).

3) Существенное влияние оказывает для в чугуне с
1,8% 81 Д3$ = —60,9 кДж моль (знак минус показывает, что
вероятность реакции снижается).

4) Активность ЕЮ также существенно влияет на вероятность
реакции (5. 17); при аге0 = 0,02 ДО3 = —70 кДж моль. Анало-
гичный анализ можно выполнить для любой реакции, протекаю-
щей при плавке чугуна.

Большое значение при плавке чугуна имеет взаимодействие
расплава с углеродом, который может растворяться в металле
или вступать с (ним во взаимодействие, образуя карбиды или
восстанавливая оксиды. Большинство металлов при высоких
температурах может быть восстановлено углеродом по реакции

МеО-ЬС=Ме4-СО. (5.28)

Для условий восстановления чистого оксида (амеов1) тер-
модинамический анализ легко произвести непосредственно по диа-
грамме Д6 — Т (см. рис. 12). При температурах, указанных в
графике правее точки пересечения линий ДСГ — Т для реакций
2С -Н О2 == 2СО и 2МеО + О2 = 2МеО, металлы восстанавлива-
ются.

Если оксид находится в растворе, например в шлаке, то
необходимо учитывать его активность.

Восстановление $1 гетерогенным углеродом показано на рисун-
ке 54,а, где приведены результаты расчетов для ас = 1, Рсо »
— 0,1; 0,15и 0,3 МПа, а8Ю, =0,6 — 0,2 и а5( для жидкого чугуна
с 1,8% 81. В интервале 1400—1500сС при ас = 1 и а8ю, = 0,6—
— 0,2 возможно восстановление 81. Восстановление тем вероят-
нее, чем выше а8ю, -

Аналогичный анализ восстановления Ре и Мп углеродом вы-
полнен на рисунке 54, б, в, из которого видно, что равновесные
температуры для Рс находятся в области низких температур.
Из этого анализа следует, что при плавке чугуна и стали про-
исходит восстановление железа из шлака как за счет окисления
элементов чугуна по реакциям (5.17) — (5.19), так и за счет
окисления углерода, находящегося в расплаве в виде отдельной
фазы.

Для марганца (рис. 54, в) пересечение линий АО°—Т нахо-
дится в области 1250—14506С. При учете активностей Мп и
МпО эта точка смещается влево приблизительно до 1300°С,что
свидетельствует о сравнительной легкости восстановления Мп
углеродом.

(Плак и металл могут взаимодействовать с футеровкой печи,
обычно выполняемой из окисных огнеупоров <МеО>*. При этом
Возможны следующие реакции:

* Такими скобками обозначается принадлежность к футеровке (напом-
мнм, что круглые скобки—л лак, квадратные—метачл).
5

< МеО > 4» (МецО) =
= (МеОМенО), (5.29)

< МеО > + [Меп] =

= (МепО) + [Ме], (5.30)
< МеО > + [С] =

= [Ме]+{СО} <5.31)

<МеО>->[МеО], (5.32)
<МеО>->(МеО) (5.33)
Реакции (5.29) и (5.33) опи*
сывают взаимодействие футе-
ровки с оксидами шлака. При
этом происходит либо химиче-
ское взаимодействие (5.29),
либо растворение оксида в
шлаке (5.33). Такое взаимо-
действие широко распростра-
нено в вагранках. Футеровка
вагранок «выгорает*, так как
шлак, стекая по стенкам,
разъедает футеровку по реак-
циям (5.29) и (5.33). Взаимо-
действие футеровки с метал-
лами (5.30) —(5.32) также при-
водит к износу футеровки и
переходу в металл различных
элементов.

Большое значение при плав-
ке чугуна в ИТП имеет рав-
новесие тигельной реакции

Рис. 54. Термодинамический ана-
лиз реакция восстановления 81 (а),
Ре (6) н Мп (в) углеродом (1 —
ДО0, 2 — ДО с учетом активнос-
тей компонентов в чугуне и шла-
ке И-1 '

а$|О.~1’0^ - Д8Ю. °'6:

- в810, - 0.2; 2 - РС0 -0.1; Г -
“ РСО = ** ~ **СО 3-ОС~

= 1; 3' — Р(2О ~ 1; 4 — вГеО *“ 1: 4 ~
— «рео в шлаке И-1; 5 — а с — 1;
5‘ ~ РСО“,: ®“вМпО“,; 6' ~
—«Мп О в шлаке И-1.

равновесия этой реакции имеет вид

<8Ю2> + [2С] = [81] +

4- {2СО}, (5.34)

которое в зависимости от тем-
пературы металла характери-
зуется диаграммой равновес-
ных значений [81] и [С]
(рис. 55).

Построение этой диаграммы
производится с учетом влияния
05Ю,» Яс, и рсо на равно-
весие реакции (5.34). Константа

К _ 51 гсо

Р ас‘а5\О»

= — 19 1557 4

Д$°

19,155 *

(5.35)

(5.36)
Рис. 55. Диаграмма тигельной реакции (сплошные
линии/> —0,03 МПа. штриховые р = 0,15 МПа).
СО со

Каждому значению константы соответствует определенная
равновесная температура

Тр ~~ Д50“ 19.155^*5! + 21^СО-218*С -1&«$10,) ’ ^’37^

Тигельная реакция может протекать в двух режимах:

— выделение СО в имеющийся пузырек газа

(Рсо = Рсо пари « О.ОЗМПа);

выделение СО в зарождающийся пузырек газа (рСо «
- 0,15 МПа, 0,1 МПа — атмосферное давление и Др 0,05 МПа—
давление, необходимое для преодоления поверхностного натяже-
ния).

Однако проведения термодинамического анализа не всегда
достаточно для полной оценки условий плавки. Например, при
переплавке небрикетированная стружка из-за большой поверх-
ности, даже в менее окислительных условиях коксовой вагран-
ки, окисляется больше, чем в электропечах, так как здесь иг-
рает определенную роль механизм и кинетика процесса.

Механизм процесса. Реакции, протекающие при плавке чу-
гуна, являются электрохимическими. Рассмотрим зависимости
для реальных условий плавки. Эти зависимости
дли электродных процессов

1е-2в—Ре*., С —2<? •= С2+, Ц 31—2е—Мп—2е»Мп2<-
Рис. 56. Зависимости ? - Ц Г)—пунктирные линии,
и - ЦГ)—сплошные лнниии (шлак ваграночный
кислый) для электродных процессов Ме—2е—Ме’+-
(Ме = Ре, С, 51, Мп).

приведены на рисунке 56 для шлака ваграночной плавки. Расче-
ты произведены для чугуна, содержащего 3,2% С, 1,8% 81 и
0,6% Мп.

Интервал температур взаимодействия металла, шлака и уг-
лерода находится в пределах 1150—1950°С. Нижняя граница
интервала характеризуется слабым развитием восстановитель-
ных процессов примесей чугуна (81 и Мп). Для Ре <р = —0,98
(точка а на рис. 56), для С <р = —1,22—1,23 (точка в для угле-
рода в чугуне и точка с для углерода в коксе), т. е. железо
даже на нижней границе интервала восстанавливается угле-
родом. Из этого следует, что в коксовой вагранке углерод кокса
при любых условиях является восстановителем оксидов железа.
Этот вывод не связан с неравномерностью температурного поля,
в котором восстановление усиливается, так как зависимости
(р=[(Т) расходятся. Если капля, только что оторвавшаяся от
твердого металла и покрытая оксидом железа, попадает на ку-
сок кокса с температурой 1400°С (температура поверхности
кокса в верхней части холостой колоши), то происходят следую-
щие процессы:
1. На катоде Ре2+-}-2е = Ее; ф =-— 0,93 В при 1150°С и
— 0,93 В при 14О0°С.

2. На аноде С — 2с'=С2+; <р= 1,23 при 1150°С и —1,30 В
при 1400°С. При этом Ет1П = — 0,92 4- 1,22 = 0,3 В; Етах =
— 0,83 4" 1,30 = 0,47 В, т. е. значительно выше, что численно
подтверждает влияние неравномерности температурного поля.

Для марганца фМп при 1400сС равно —1,14 В, для углерода,
растворимого в чугуне, ?с = — 1,30 В, для углерода кокса ?с=ж
= —1,33 В, т. е. <?мп>?с. Из этого следует, что восстанов-
ление марганца углеродом протекает начиная с верхней границы
холостой колоши. Линии ф — /(Т) для С при ас=1, т. е. уг-
лерода кокса и <р = /(Г) для С, растворенного в чугуне, пере-
секаются при 1100°С. Это свидетельствует о том. что при I >»
> 1100°С железо и другие элементы восстанавливаются преиму-
щественно за счет углерода кокса. Восстановление марганца уг-
леродом протекает одновременно с его окислением закисью желе-
за. Равновесие этих процессов наступает тогда, когда их ЭДС
становятся равными. Эту температуру можно установить по гра-
фику (рис. 56): она равна 1410°С (отрезки I и II равны). Для
углерода, растворенного в чугуне, окисление и восстановление
одинаково вероятны при температуре 1440°С (отрезки 111 и IV рав-
ны, см. рис. 56). Восстановление марганца в равномерном тем-
пературном поле происходит при температурах, превышающих
температуры точек а и е (соответственно для растворенного угле-
рода и углерода кокса). В неравномерном температурном поле на
аноде с потенциалом 1,33 В (точка /) Мп восстанавливается при
всех температурах, так как точка Л не достигает линии марганца

Восстановление 81 углеродом кокса в равномерном темпе-
ратурном поле начинается при />1360°С (точка к). Равновес-
ная температура для С и 81, растворенных в чугуне, равна
1400°С (точка /). В неравномерном температурном поле вос-
становление углеродом, растворенным в чугуне, начинается в
верхней части холостой колоши с /=1310°С (точка Равная
вероятность окисления и восстановления 81 углеродом кокса
наблюдается при /=1680°С (равенство отрезков V и VI)- Для
углерода, растворенного в чугуне, эта температура равна 1760°С.
В неравномерном температурном поле (точки р и п — крайние
значения потенциалов наиболее отрицательны) минимальная
температура металла, при которой восстановление преобладает
над окислением, равна 1520°С. Это нижняя граница кремний-
восстановительного процесса в вагранке.

Разработанная методика расчета равновесных потенциалов,
определяемых с учетом активностей компонентов в металличе-
ской и шлаковой фазах, позволяет рассчитать равновесные тем-
пературы восстановления элементов в равномерном и неравно-
мерном температурных полях при различном уровне неравно-
мерности.

Значения равновесных температур в значительной мере за-
Рис. 57. Зависимость равновесной
I восстановления Мп углеродом
кокса (/) и углеродом, растворен-
ным в чугуне (2), от содержания
Мп и С в чугуне (шлак: —

- 45%; А1/)а = 10%; РеО = 10%;
МпО =5% ;СаО 25%; МдО-5%).

висят от состава металла и
шлака. Так, равновесная тем-
пература восстановления Мп
углеродом может в зависимос-
ти от состава металла нахо-
диться в пределах 1090—
1490°С, что видно из рисунка
57 (/=₽1090°С при 4% С и
0,2% Мп; /=1490сС при 1% С
и 1% Мп). Эта температура
изменяется от 1440°С при 1%
МпО в шлаке (восстанови-
тель — растворенный углерод,
С = 3,2%) до 1110°С при 15%
МпО (восстановитель — угле-
род кокса). Для восстановле-
ния Мп из МпО при 5% МпО
в шлаке углерод кокса и уг-
лерод, растворенный в чугуне
в количестве 4%, адекватны.
При прочих равных условиях
содержание Мп в чугуне из-
меняет равновесную темпера-
туру на 10—20°С на каждые
0’1% Мп. Большие величины
относятся к восстановлению уг-
леродом, растворенным в чу-
гуне.

Равновесная температура
восстановления кремния так-
же зависит от содержания 81,

С и 81О2 в шлаке. Она изме-
няется от 1250сС при 0,5% 81
(восстановитель—углерод кок-
са. С=1,0%) до 1580°С при
3,0% 81 (восстановитель —

растворенный углерод, 1,0%
С). В зависимости от содер-

жания 8Ю2 равновесная температура при восстановлении кок-
сом изменяемся от 1440°С (5% 81О2) до 1330°С (75% 81О2;
1,8% 81; 3,2% С). При восстановлении углеродом, растворен-
ным н чугуне, эти температуры зависят от содержания С.

Разработанная методика позволяет также определить тем-
пературы, при которых вероятность окисления 81 и Мп закисью
железа равна вероятности восстановления их углеродом. Эти

температуры также зависят от химсостава чугуна и шлака.
Так, для Мп эта температура (назовем ее температурой ра-
венства ЭДС окислительной и восстановительной реакций —
/рэ) изменяется от 1270” С (0,2% Мп, восстановитель—углерод
Рис. 58. Зависимость /, при которой
процессы окисления Мп закисью
железа и восстановления Мп углеро-
дом кокса (пунктирная линия) либо
углеродом, растворенным в чугуне
сплошная линия), равновероятны,
от содержания МпО в шлаке.

кокса) до 1740°С (1,0% Мп,
восстановитель — 1 % растворен-
ного углерода). Температуры
порядка 1740°С могут рассмат-
риваться только при условии
учета неравномерности темпе-
ратурного поля. Так, поверх-
ность кокса имеет температуру
1950°С. Следовательно, в месте
контакта капли металла, покры-
той оксидами РеО и МпО, более
вероятно восстановление Мп,
чем его окисление закисью же-
леза. Для 81 /рэ изменяется в
пределах от 1500 (81 =0,5%)
До 1780'С (81=3,0%) при
восстановлении углеродом кокса
и от 1680 до 1920°С при вос-
становлении растворенным угле-
родом. Однако и в этом случае
в условиях неравномерного тем-
пературного поля могут быть
локальные зоны, в которых про-
текает кремнийвосстановитель-
ный процесс.

Значения /рэ зависят и от
состава шлака. Так, (р9 для
кремния при 5% 8Юа равна
2040°С, а при 15% 81 1740°С

(для восстановления углеродом
чугуна, 3,2% С) и 189О°С (для
(восстановления углеродом кокса). Для Мп /рэ при 1% МпО равна
1860°С, а при 15% МпО 1330°С (рис. 58).

Марганец сравнительно легко восстанавливается как в рав-
номерном, так и в неравномерном температурном поле. Крем-
ний же при плавке чугуна восстанавливается только в зонах
с повышенной температурой (на поверхности кусков кокса).

Значения /рэ зависят также от содержания РеО в шлаке.
Так, для Мп при 5% РеО — 1430°С, а при 20% РеО 1510°С.

Кинетика. Точное решение кинетических уравнений возмож-
но только для условий индукционной плавки чугуна. Допустив,
что наибольшее влияние на массопередачу при индукционной
плавке оказывает скорость можно упростить уравнение мас-
сопередачи (см. главу II) до вида

= (5-38)

ЛС ЛР

Обозначим-г. через Р. Тогда О —
Разделив переменные, получим: О

Проинтегрировав уравнение, получим: О 1пР == 2^4" А>
где Д— постоянная интегрирования.

Отсюда Р = е

Проинтегрировав это выражение и подставив значение

о 4С г / 4

Р « получим С — /? с1г.

где

А2» ~=сопз1.

Положим х— ~-г 4- /2, тогда (1х = ^-с1х
и С = с!х.

о (тг *+л»)

Отсюда С = ? й 7 + Д. (5.39)

Определим константы интегрирования: при г ® О, С=С“, при
г = А С=С\

На основании этих данных составим систему
Л*" _Ла 1 А

С ~ 7Г е +*
* /С

Решай систему (5.40), получим:

л, = щ (с?~с*)р' ; А, = С- —• (5.41)

(Л’-!)

Полученные зависимости характеризуют массопередачу в ста-
ционарном режиме, например в условиях непрерывного микси-
рования. Однако в реальных условиях массопередача в индук-

ционных печах осуществляется в нестационарном режиме.

Математическая модель массопередачи для любой печи мо-
жет быть построена на базе видимого коэффициента массопе-
редачи (см. гл. II).

Для плавки чугуна в вагранках массопередача выражается
формулой

ДМре + ^)2(капЛхк) +

где ДМ Ее—угар железа, кг;

/<ср — средняя концентрация Ре в чугуне, %;

<о — удельная поверхность шихты, кг/м’;

т— время, с;

к — видимые коэффициенты массопередачи, кг/м’-о*%,
Ьв(к) ЬвШОл Ьъ\\!Ш

*Те ЛГе *Ге|С. 81.Мп];

2кап и <»>кап — общая кудельная поверхность в каплях. Индексы
и степени обозначают: ш — шакта; хк—холостая колоша (для
вагранок без холостой колоши вместо хк указывается кп — камера
перегрева), к —копильник, Юх — окисление газовой фазой твер-
дого металла, 11Ох— то же жидкого, III Ох— окисление шлаком,
I НеЛ — восстановление углеродом кокса, II Не(1 — то же элемента-
ми чугуна.

Как видно из индексации, модель строится по конструктив-
ным зонам (шахта, холостая колоша, копильник), что связано
с трудностью химанализа чугуна точно по зонам. Поэтому и из-
менение концентрации /-го элемента также определяется по
этим трем конструктивным зонам:

Я'<“> = (,и)1,

где *•'<“> = 6"’,Ох 4-

где •= й?'"Ох+ + Л;'11*"'

«Н *?'<-* С,,,

!_____________

(5.42)

(5.43)

(5.44)

где

^в'ШОх^^в'П/гей^^в-Т^

Применение разработаной математической модели позво-
лило рассчитать массопередачу в газовой вагранке на основе
опытных данных и расчетных 'значений со. Анализ полученных
коэффициентов массопередачи показал, что в шахте при подо-
греве и плавлении угорает 20—30% углерода (от общего угара),
около 6О7о 81 и 70% Мп, хотя по марганцу данные противоре-
чивы. В газовой вагранке с огнеупорной насадкой угар углеро-
да полностью формируется в шахте, а в копильнике даже полу-
чается некоторый «пригар». Кремний же в шахте, наоборот,
совсем не угорает, что свидетельствует о большом значении не-
однородности температурного поля в формировании угара эле-
ментов.

Большой угар С и малый угар 51 в колоше, не содержащей
углерода, является экстремальным случаем, так как в этих ус-
ловиях межфазная поверхность больше, чем при плавке в газо-
вых вагранках без холостой огнеупорной колоши. Введение в
состав холостой колоши углеродистых материалов позволяет из-
бежать большого угара С при незначительных угарах 81 и Мп.

Установлено, что = 1,1979 кг, которое сначала окисля-
лось, а потам восстанавливалось из шлака. Первоначальное окис-
ление Ре, а затем его восстановление из шлака более активными
элементами С, 81 и Мп подтверждено анализом шлаков и расчетом
по ним ДМ****, полученного из газовой вагранки производитель-
ностью 7 т/ч.

Анализируя значения полученного суммарного видимого
коэффициента массопередачи для Ре, можно сделать следующие
выводы: в газовой вагранке с насадкой, не содержащей огне-
упорных материалов, угар железа в 1,5 раза выше, чем в ваг-
ранке с выносной камерой перегрева, что связано с созданием
лучших условий для перегрева металла. Значение Л®8 уменьшает-
ся почти в 100 раз при введении в насадку углеродистых мате-
риалов. Это свидетельствует о том, что кроме Д41{А^С1 51. Мп] 33
счет окисления С, 81 и Мп существует за счет окисле"

ния углерода насадки, т. е. непосредственно А^=г2-10“8, а
кК = (0,09 - 0,08) • 10—3 = - *?е<с>.

Анализ коэффициентов массопередачи показывает, что они в
основном имеют порядок 10~3—10~а кг м-ч-%. Например, во
время перегрева угар всех элементов характеризуется одним и тем
же порядком к" « (1 — 4) • 10~я кг, м - ч • %. Исключение состав-
ляют 81 и С, для которых с введением углерода в насадку из-
меняется механизм их угара, так как протекают реакции

(8Ю,) 4- <2С> = [811 4- {2СО}, (5.45)

<С>->[С], (5.46)

что свидетельствует о целесообразности введения углеродистых
материалов в насадку газовой вагранки.

Расчет массопередачи в дуговой печи позволил установить
влияние состава шихты на угары элементов. Для нахождения
видимых коэффициентов массопередачи была составлена про-
грамма на языке Фортран-1У и решена на ЭВМ ЕС 1022-01. На
основании этого получены значения

Лвиол в —2,743 кг/м’ ч; Л^1ПОдг « — 14,865;

+ == __ 3 47; ^вчпоиг +ЛВ'П₽«гв_41>2;

*вм10х+ ЩсТ = - 6.584; к™°' + к™{‘ = - 155,83

и установлены зависимости угара элементов от содержания чу-
гунной стружки в составе шихты:

УГе = 0,0524 хстр + 0,1,

Уз« = 0,5 хстр + 15,

Ус «0,43хстр+12,
УМп= 0,75 хстр + 25.
Повышение содержания стружки в шихте до 60% увеличи-
вает угары элементов: Ре до 3,243%, С до 38,3%, 81 до 46,6%г
Мп до 71%. Эти данные свидетельствуют о нецелесообразности
переплава стружки в дуговой печи. В то же время расчеты по-
казывают, что в электрошлаковом режиме = 0,821, Л1}1***®
= 1,132 и Л”,1**4 = 1,415 кг м2-ч-%. Эксперименты по переплаву
стружки в дуговом и электрошлаковом режимах подтвердили рас-
четные данные (табл. 25) и указали на целесообразность пере-
плава в электрошлаковом режиме.

Таблица 25

Угар (—) и пригар (-+-) элементов при получении синтетического чугу-
на в электрошлаковой печи из чугунной стружки, °)0 от первоначаль-
ного содержания в шихте

Элемент Дуговой режим Эдектрошлаковый режим
Общий —20,8 -1,2
С —4,51 -10,6
§1 —23,9 +20,55
Мп —46,0 — 16,0
8 —8,33 —50,0
Р —9,09 —9,09

3. ПЛАВКА ЧУГУНА В ВАГРАНКАХ

Физико-химические особенности. Характерной особенностью
плавки чугуна в вагранке является непрерывность процессов
взаимодействия фаз и наличие кокса в виде толстого слоя хо-
лостой колоши и топких слоев рабочих колош [25]. Кокс горит
в нижней части зоны III (рис. 59) по реакции

С4-О2=СО2. (5.47)

В ней возможно наличие свободного кислорода, в связи с
чем ее называют кислородной зоной холостой колоши. Продукты
горения поднимаются в верхнюю часть холостой колоши, где
они вновь реагируют с коксом по реакции

СО24-С = 2СО. (5.48)

Эта реакция эндотермическая, поэтому температура газов не-
сколько снижается.

В вагранку загружают шихту, состоящую из двух принци-
пиально отличающихся по химсоставу компонентов (рис. 59),
которые делятся на стальные / (стальной лом, отходы) и чу-
гунные 2 (чушковые чугуны, чугунный лом), а также ферро-
сплавы 3 и 4. Изменение содержания элементов при плавке
происходит за счет смешивания жидких фаз, угара элементов

и введения ферросплавов. Для ваграночной плавки характерно
насыщение жидкого металла углеродом и серой из кокса холо-
стой колоши.

Технология плавки чугуна в вагранке

Технологический цикл работы вагранки включает следую-
щие операции: подготовку вагранки к плавке, розжиг, загрузку
и пуск, обслуживание вагранки во время работы, остановку
вагранки.

Подготовка вагранки к плавке в основном заключается в
ремонте огнеупорной футеровки. Ремонт может быть капиталь-
ным, средним и текущим. При капитальном ремонте заменяется
вся огнеупорная футеровка вагранки, при среднем—футеровка
в наиболее напряженных местах (зоне плавления, фурменном
поясе, переходной летке и других зонах, подвергнувшихся зна-
чительному разрушению), текущий ремонт производится после
каждой плавки. Объем текущего ремонта определяется дли-
тельностью плавки и состоянием футеровки после нее.

Длительность цикла работы вагранок без водяного охлажде-
ния составляет от 8 до 20 ч. При использовании водяного ох-
лаждения длительность работы вагранки может быть доведена
до 1 месяца.

Огнеупорная футеровка производится кладкой шамотного
кирпича на растворе, состоящем из 25—30% огнеупорной глины
и 70—75% молотого шамота или кварцевого песка. Футеровка
вагранок может осуществляться также набивкой или торкрети-
рованием (напылением). Для этого подину вагранки (дно шах-
ты) набивают горелой формовочной землей, гарью (отбросами
из искрогасителя) и некоторым количеством свежих формовоч-
ных материалов. Ремонт футеровки методом торкретирования
наиболее прогрессивен, но применяется пока редко. После ре-
монта, особенно среднего и капитального, футеровку необходи-
мо просушить. В противном случае выделяющиеся пары во вре-
мя плавки могут повлиять на ход ваграночного процесса и при-
вести к растрескиванию футеровки и преждевременному выходу
ее из строя. Сушку лучше всего производить газовыми горелка-
ми или дровами.

После сушки на подину вагранки укладывают дрова для роз-
жига кокса холостой колоши. После розжига холостой колоши
включают воздуходувку и подают в вагранку воздух. Продувку
производят в течение 2—3 минут. Во время продувки выду-
вается коксовая пыль и мелочь. При этом кокс разгорается.
Теперь можно загружать шихту.

Один из важнейших технологических факторов, ог которого
зависит производительность вагранки и температура выплав-
ляемого чугуна,— высота холостой колоши. Она должна быть
1,2—1,5 м над основным рядом фурм.

Технология плавки в вагранке содержит много чисто эмпи-
рических рекомендаций. Например, рекомендуется [33] контро-
лировать правильность выбора высоты холостой колоши по вре-
мени появления первых капель чугуна в зоне фурм. Если дутье
подают сразу после полной завалки первого столба, то первые
капли должны появляться у фурм через 15—20 минут. Если же
они появились раньше, то высота холостой колоши недостаточ-
на. Для холостой колоши отбирают крупные куски кокса раз-
мером 100—150 мм. Загрузку осуществляют в строгой последо-
вательности: топливо — флюсы — металл. После небольшой вы-
держки для прогрева шихты включают подачу воздуха и начи-
нают процесс плавки.

Топливная рабочая колоша должна иметь слой кокса тол-
щиной 150 200 мм. Расход топлива на топливную колошу со-
ставляет от 8 до 18% (обычный расход 10—12%). Например,
при толщине слоя кокса 150 мм для вагранки диаметром 700 мм
масса топливной колоши составляет 27 кг, а металлической —
270 кг, т. е. около 1/10 часовой производительности вагранки.

При более интенсивном дутье необходимо загружать больше
кокса, чтобы нс допустить опускания верхнего уровня холостой
колоши, так как это может резко снизить температуру чугуна и
ухудшить его качество. Избыток же топлива в рабочих колошах
может вызвать подъем верхнего уровня холостой колоши и за-
медление плавления. Рекомендуемые массы металлических и
рабочих коксовых колош приведены в таблице 26-

Таблица 26

Рекомендуемые массы кокса и мегаллозавалки в рабочих колошах в
зависимости от диаметра вагранки в свету

Диаметр, м Пр<>и1эоди- телыюсть, т.п Масса метал- лической за- валки, кг Масса («сг) кокса в рабочей колоше при его расходе.%
10 12 14
0,5 2 150 15 18 2»
0,7 3—4 300 30 36 42
0,9 4—6 500 50 60 70
1,1 7,5—9 700 70 84 98
1,3 9—12 900 90 108 126
1,5 14—17 1350 135 162 189
1,8 18—22 1800 180 216 252
2,1 25—30 2500 250 300 350

Ход плавки зависит от правильного соотношения количества
подаваемого воздуха и расхода кокса. Количество воздуха, по-
даваемого в вагранку, обычно рассчитывается в м?/мин на 1 м2
площади свободного поперечного сечения вагранки. Норма пода-
чи воздуха в вагранку составляет в среднем 100—130 м3/м2мин,
а в отдельных случаях 160—180 м3/м2«ми1Н, например,
при выплавке малоуглеродистого чугуна. Зависимость темпера-
Рис. 60. Номограмма взаимосвязи параметров ваграночного
процесса (/ме — температура металла °С; </уд. гагр—удельная
производительность вагранки, т,ч*м2).

туры получаемого чугуна и удельной производительности ва-
гранки от расхода дутья и кокса выражается обычно в виде
номограмм. Одна из таких номограмм приведена на рисунке-
60 [32].

Во время плавки в вагранке следует соблюдать правиль-
ность взвешивания и загрузки шихты. Нельзя допускать зави-
сания шихты в шахте вагранки или ее опускания более чем на
две колоши ниже завалочного окна. При плавке необходимо'
контролировать количество подаваемого воздуха, его давление
и температуру чугуна, а также следить, чтобы фурмы не за-
шлаковывались, для чего регулярно очищать их. В аварийных
случаях для разжижения шлака следует добавлять плавиковый
шпат.

При окончании плавки в вагранке останавливают воздухо-
дувку, выпускают шлак и жидкий чугун, открывают днище ва-
гранки (при этом подина и холостая колоша вываливаются) и
кокс тушат водой.

Во время работы вагранки возможны различные неполадки.
Причины их возникновения и меры по устранению приведенье
в таблице 27.

Образование шлака и его влияние на ваграночный
процесс. Особенности кислого и основного процессов

Образование шлака — одна из основных фаз, участвующих
в металлургическом процессе, поэтому его состав и свойства
могут существенно влиять на ход плавки и свойства получаемо-
го металла.
Главное преимущество основного процесса заключается в
возможности удаления из металла до 40—50% серы и 30—40%
фосфора. В основных шлаках имеется свободная окись кальция,
которая способствует удалению 5- Десульфурация тем эффек-
тивнее, чем выше температура металла и соотношение СаО и
81О2 в шлаке, а также меньше содержание ЕеО.

Чем выше содержание СаО и ГеО в шлаке, тем интенсивнее
удаляется фосфор. Наиболее интенсивно этот процесс протекает
при низких температурах.

Тем. не менее плавку чугуна в вагранках, как правило, про-
изводят с кислыми шлаками, так как при этом процесс проще,
а футеровка дсШевле. На протекание ваграночного процесса
влияет не только взаимодействие шлака и металла как хими-
ческих реагентов, но и поведение шлака как жидкой фазы.
В зависимости от состава шлак может иметь различную темпе-
ратуру плавления и вязкость. При высокой вязкости даже жид-
кий шлак может нарушить ход ваграночного процесса, так как
образуются настыли, особенно над фурмами, где температура
несколько ниже. Вязкий шлак плохо разделяется с металлом,
поскольку в шлаке иногда остаются включения металла — ко-
рольки, а это — безвозвратные потери металла.

Опыт показывает, что вязкость шлака должна быть 0,3—
0,8 Па-с. На рисунке 61 приведены данные о бязкости для псе-
вдотройной системы 8Ю2—А120з—5 СаО, М^О, ГеО при тем-
пературе 1500°С. На эту же диаграмму нанесены линии с диа-
граммы состояния тройной системы 8Ю2—А120з—СаО. Из при-
веденных данных видно, что область минимальной вязкости не
совпадает с областями минимальной температуры плавления.
Согласно этой диаграмме минимальную вязкость имеет шлак,
состоящий из 50% 2 СаО, М^О, ГеО, 10% А12О3 и 40% 8Ю2.
Состав шлаков можно регулировать при помощи флюсов.

Особенности плавки чугуна в коксогазовых вагранках

Процесс плавки чугуна в коксогазовых вагранках подчиня-
ется тем же закономерностям, что и процесс плавки в коксовой
вагранке- Особенностью процесса плавки в коксогазовой вагран-
ке является замена некоторого количества кокса эквивалентным
количеством природного газа.

По условиям горения двух видов топлива вагранка делится
на четыре зоны (рис. 62):

1 зона. Все процессы аналогичны процессам, протекающим
в коксовой вагранке. Средний состав газа в конце зоны следую-
щий: 15% СО2, 10% СО, 75% Ы2.

II зона. Происходит сгорание газа, состоящего в основном
из метана (СН4):

СН4 4- 2О2 4- 7,52Мг « СОа 4- 2НаО 4- 7,52Ма — ДН6.13 (5. 49)
Рис. 61. Зависимость вязкости и температуры плавления шлака от его состава.

В результате сгорания образуется 9,5% СО2, 19%

111 зона. Продукты горения природного газа
коксом по реакциям

С + СО2 = 2СО + ДН6.н,

С —- Н2О = СО -|- На -р ДНа.15

Н2О, 71,5%
реагируют с

(5.50)

(5.51)

IV зона содержит смесь продуктов горения кокса и газа.
Состав смеси газов примерно следующий: 7% СО2, 20% СО,
3% Н2 и 70% \т2. Могут присутствовать пары воды.

Для коксогазовой вагранки характерно наличие двух макси-
мумов температуры при распределении по высоте шахты (см.
рис. 62). С уменьшением расхода кокса в этих вагранках сни-
жается содержание серы в чугуме. Физико-химические процес-
сы, происходящие в коксогазовой вагранке, идентичны про-
цессам, протекающим в коксовых вагранках. Недостатком кок-
согазовых вагранок является высокое содержание СО в отходя-
щих газах.
Рис. 62. Схема разделения на

зоны коксогазовой еаграпки:

1 — тугнсли горелок, 2 — фурмы, 3 — температура газов в КГ В. 4 — то же в
КВ. 5 — температур» металла в КГВ. 6 - то же в коксовой.

Плавка чугуна в газовых вагранках

Различают четыре типа газовых вагранок: с уступами в шах-
те, с перемычкой в шахте, с выносной камерой перегрева и с
холостой огнеупорной колошей (см. рис- 35). В вагранках,
показанных на этом рисунке (а, б, в), применяется принцип пе-
регрева жидкого чугуна при его падении с высоты 1—1,5 с!
шахты из зоны плавления в бассейн камеры перегрева.

Физико-химические особенности процесса плавки чугуна в
газовых вагранках обусловлены отсутствием кокса как хими-
ческого реагента. Газовая фаза состоит приблизительно из 10%
СО2, 20% Н2О и 70% Ы2. Благодаря наличию окислительной
атмосферы, в шахте происходят процессы окисления по реак-
циям

Ме+СО2=МеО+СО, (5.52)

Ме-|-Н2О = МеО+Н2. (5.53)

При плавлении и перегреве закись железа ЕеО окисляет С,
81 и Мп по реакциям типа

Ме-|-ГеО = Ге4-МеО. (5.54)

В итоге угорает 8—12% С, 10—15% 81 и 15—20% Мп. Угар
может быть и более высоким из-за отсутствия углерода кокса,
который способствует развитию в микрообъемах восстанови-
тельных процессов.

Из-за отсутствия кокса насыщение металла серой не проис-
ходит, а наоборот, 30—40% от первоначального содержания
серы угорает. В итоге в чугуне остается 0,02—0,05% серы.

Плавка чугуна в газовых вагранках имеет следующие пре-
имущества: выброс вредных веществ минимальный, содержание
серы в получаемом чугуне незначительное, а качество чугуна
выше и его себестоимость ниже. Недостатком является более
сложная футеровка и повышенный расход огнеупоров.

В газовых вагранках с холостой огнеупорной колошей (см.
рис- 35, г) в ее состав вместе с огнеупорными материалами вво-
дится кокс или другой углеродистый материал, что позволяет
протекать реакциям типа

МеО + С = Мс+СО. (5.55)

При этом снижаются угары, происходит науглероживание чугу-
на и улучшаются условия работы холостой колоши, так как
куски углеродистого материала разъединяют куски огнеупоров
и не позволяют им слипаться и оседать; кроме того газовая
фаза становится менее окисляющей. В газовых вагранках пере-
грев чугуна осуществляется так же, как в коксовых: капли
металла стекают по кускам огнеупорной холостой колоши и,
контактируя с ними, эффективно перегреваются, попадая на
куски углеродистого материала. При этом металл растворяет
углерод, и окислы, контактируя с углеродистым материалом,
восстанавливаются. В таких вагранках угар железа значитель-
но ниже.

4. ПЛАВКА ЧУГУНА В ДУГОВЫХ ЭЛЕКТРОПЕЧАХ

Физико-химические особенности дуговой плавки чугуна. Ду-
говые электропечи могут иметь как кислую, так и основную
футеровку. Соответственно и процесс плавки является кислым
пли основным. Все приведенные положения о взаимодействии
фаз при тех или иных шлаках действительны и для плавки чу-
гуна в дуговых печах, т. е. при кислом процессе 81 угорает
меньше, а Мп больше, чем при основном.

После загрузки шихты электроды опускают и начинается
процесс плавки, который характеризуется высоким усвоением
тепла шихтой, со всех сторон окружающей дугу (в период рас-
плавления КПД достигает 85%). В районе дуговых разрядов
возможны очень высокие температуры (рис. 63). При этом эле-
менты не только угорают (си. графики на рис- 63), но могут и
испариться. Это главная особенность дуговой электроплавки.
Когда весь металл расплавляется, горение дуги становится спо-
койным и передача тепла происходит лишь у поверхности рас-
плавленного металла, причем более интенсивно в районах ду-
Рис. 63. Изменение <м и 1Г и состава металла в дуговой печи (1—4 см. рис. 59, 5 —карбюризатор).
говых разрядов и менее интенсивно на остальной поверхности.
Поэтому КПД при перегреве ниже. Элементы выгорают при
высоких температурах и наличии в атмосфере печи кислорода.
Сначала окисляется железо, затем закись железа окисляет эле-
менты (С, 81, Мп):

Ре4-«/2О2=ЕеО, (5.56)

РеО+Ме = МеО4-Ре. (5.57)

Характерной особенностью дуговой плавки чугуна является
недопустимость закипания ванны, т. е. протекания реакции

[РеО] + [С] = [Ре] + {СО). (5.58)

Поэтому содержание РеО в шлаке не должно превышать 12%,
что достигается регулярным раскислением шлака за счет введе-
ния карбюризатора;

(РеО) + <С> = [Ре] 4- {СО}. (5.59)

В связи с этим равновесие распределения (РеО)^[РеО] сдвига-
ется влево и кипения ванны, т. е. выделения СО по реакции
(5.59), не происходит.

Технология плавки чугуна в дуговой печи монопроцессом.
В качестве шихты используют, в основном, чугунный или сталь-
ной лом и возврат, а также некоторое количество свежих чуш-
ковых чугунов. Расчет шихты производится исходя из химиче-
ского состава имеющихся шихтовых материалов и угара эле-
ментов. Обычно принимают угар углерода 10%, кремния 10% и
марганца 20%. Следует учитывать, что при использовании в
шихте стружки угары элементов значительно возрастают.

Перед каждой плавкой необходим мелкий ремонт футеровки.
С этой целью производят заправку подины и откосов, которая
заключается в том, что на имеющиеся на подине и откосах уг-
лубления сразу по окончании предыдущей плавки наносится
смесь, состоящая из 90—92% кварцевого песка, 5—6% жидкого
стекла и 3—4% воды. При основной футеровке заправку произ-
водят доломитовой или магнезитовой массой.

Загрузка шихты производится при помощи специализиро-
ванной бадьи. На шихтовом дворе загружают порцию шихты,
масса которой составляет около половины емкости печи. Для
загрузки шихты в ванну печи свод отводят в сторону, бадью
устанавливают соосно с ванной печи и раскрывают днище.
В бадью или печь перед загрузкой подают 75% от расчетного
количества карбюризатора (электродный бой, электродная
крошка и т. п.).

Загруженную и закрытую сводом печь пускают на плавку,
т. е. электроды под напряжением вводят в печь до контакта с
шихтой. После установления устойчивого протекания дуговых
разрядов печь включают на высшую ступень мощности. По ме-
ре расплавления шихты непроплавпвшиеся куски сталкивают в
образовавшиеся колодцы. Для наведения шлака вводят шла-
кообразующие компоненты: известь и песок. Их масса выби-
рается таким образом, чтобы к концу плавки металл был по-
крыт слоем шлака толщиной около 50 мм. Шлак должен иметь
невысокую вязкость (легко сливаться с пробной ложки), а после
затвердевания — плотный излом, с зеленоватой поверхностью.
Черный цвет и пузырчатый излом шлака в твердом состоянии
свидетельствует о его высокой окисленности. В этом случае
шлак надо частично скачать и добавить новые шлакообразую-
щие компоненты.

Для наведения основного шлака в печь вводят известь в
количестве 0,15 кг на 1 т металла для удаления 0,001% серы
[34]. После полного расплавления берут пробу на химанализ
и на отбел, а печь включают на вторую ступень и перегревают
металл до 1400—1450°С. Затем удаляют шлак, подают в печь
оставшиеся 25% от общей расчетной массы карбюризатора и
вводят песок и известь. По результатам первого экспресс-ана-
лнза в печь подают ферросплавы. Затем, металл перегревают до
1440—1480°С и выпускают в ковш. Количество добавок рассчи-
тывают по таблице 28.

Таблица 28

Данные для расчета массы добавок, вводимых в печь для корректиров-
ки химсостава жидкого чугуна [34]

Требуемое измерение хими- ческого состава Вводимый компонент Масса на 1 т металла, кг
кислы А процесс ОСНОВНОЙ процесс
Увеличение С на 0,1 % Увеличение 51 на 0,1 % Увеличение Мп па 0,1% Уменьшение С на 0,1% Уменьшение 81 на 0,1% Электродный бой. графито- вая стружка или графит гра- нулированный Ферросилиций ФС 45 Ферросилиций ФС 75 Ферромарганец (78% Мп) Стальные отходы Ферросилиций ФС 75 Спальные отходы или другой карбюризатор 1,35 2,40 1,35 1,30 30 0,7 60 2,1 1,25 2,75 1,65 1,25 30 0,8 60 1,9

5. ПЛАВКА ЧУГУНА В ИНДУКЦИОННЫХ ЭЛЕКТРОПЕЧАХ

Физико-химические особенности индукционной плавки чугу-
на. В отличие от вагранок и дуговых печей в индукционных
печах плавка ведется с загрузкой шихты в жидкий металл,
оставшийся от предыдущей плавки. Поэтому нагрев и расплав-
ление шихты связаны с растворением ее компонентов в жидком
металле. При этом происходит массоперенос между фазами и
поглощение теплоты не только на нагрев, но и на растворение.
В средней части тигля происходит местное увеличение тем-
пературы за счет того, что в пристеночной области перемеши-
вание, влияющее на распределение температур, создает «мерт-
вую» зону между верхним и нижним контурами (рис. 64).
Наличие зоны с повышенной температурой влияет на протека-
ние тигелыной реакции

<8Ю2> + [2С] = [81] + {2СО}. (5.60)

Протекание этой реакции (5.60), а также растворение углерода
и других элементов — наиболее характерные особенности ин-
дукционной плавки.

Из таблицы 29 видно, что растворение углерода протекает
со значительным поглощением теплоты, а кремния — с выделе-
нием. Следовательно, в индукционных печах энергетически вы-
годнее использовать яизкокремнистые шихтовые материалы, а
содержание кремния доводить до требуемого при помощи фер-
росплавов.

Таблица 29

Тепловые эффекты растворения [7]

Растворитель Растворяемый компонент Изменение энтальпии △ Н, Дж (г-атом)
Чугун (3,3% С) Чугун (3% С) Чугун (3% С) Сталь (0,6% С) Кокс ФС-75 1360 11723 —3893

Угары элементов и весь процесс плавки в индукционной печи
с кислой футеровкой тесно связан с равновесием тигельной
реакции. На рисунке 55 представлена диаграмма равновесных
значений С и 81 при различных температурах. Если в индук-
ционной печи плавить чугун с низким содержанием кремния и
высоким содержанием углерода, то при достижении равновес-
ной для данных концентраций С и 81 температуры начинается
тигельная реакция, что приводит к повышенному износу тигля
печи. Поэтому температурный режим плавки в печи с кислой
футеровкой необходимо выбирать в зависимости от химическо-
го состава перегреваемого жидкого чугуна.

Технология плавки в индукционной печи. Технологический
процесс плавки в индукционной печи включает загрузку шихты,
нагрев и расплавление ее, перегрев, науглероживание и дове-
дение химического состава чугуна до заданного, а также термо-
временную обработку (выдержку). Загружаемая шихта частич-
но погружается в расплав, создавая сплошную электропровод-
ную среду, в которой индуктором наводятся вихревые токи. За-
грузка в жидкий металл (остаток от предыдущей плавки, назы-
ваемый зумпфом, или «болотом») производится потому, что при
использовании промышленной частоты электрического тока в
Рис. 64. Изменение температуры и состава металла в индукционной электропечи (/ — 5 см. рис. 63).
дискретных элементах шихты наведение вихревых токов ма-
лоэффективно, так как они разогревают металл, и он пла-
вится.

Масса зумпфа достигает 50% от общей массы металла в пе-
чи и соответственно влияет на длительность периодов плавки.
Загрузка в «болото» может осуществляться в несколько стадий.
Так, при плавке в печи емкостью 12 т и зумпфе 5 т соблюдает-
ся следующая последовательность и длительность периодов: за-
грузка 5—6 т (кроме возврата) — 15 мин, расплавление —
1 час 5 мин, доводка химсостава — 40 мин, загрузка возврата
(2 т) — 10 мин, расплавление возврата — 15 мин, доводка по
температуре и скачивание шлака — 25 мин [12]. Таким обра-
зом, часовая производительность печи составляет около ’/3 от
ее емкости.

Иногда цикл плавки значительно отличается от описанного.
Например, при плавке в индукционных тигельных печах емко-
стью 65 т загрузка осуществляется порциями по 7 т в «болото»,
объем которого составляет 58 т. Загружаемые 7 т твердого ме-
талла, подогретого до 500 °С, быстро расплавляются и через
10 минут уже производится выдача 7 т жидкого металла с тем-
пературой 1550°С.

Во время нагрева и плавления шихты происходят процессы
окисления железа. Кислород воздуха окисляет также примеси
железа. Окислы железа, кремния и марганца образуют шлак.

При плавке чугуна в индукционных печах для восстановле-
ния железа из ГеО целесообразно расходовать карбюризатор и
экономить ферросплавы [10]. Плавку следует вести при низком
содержании кремния и марганца в расплаве и высоком содер-
жании углерода. Для этого карбюризатор необходимо вводить
на дно тигля в завалку, а ферросилиций и ферромарганец — в
жидкий чугун после его расплавления и перегрева. При загруз-
ке углеродосодержащих присадок ФС75 и ФМн5 в завалку угар
С, 81 и Мп составляет соответственно 18—25, 30—32 и 52—55%.
Если же в завалку вводится карбюризатор, а ФС75 и ФМп5
добавляются после перегрева печи до 1550°С и охлаждения до
1440—1460 °С, угар С увеличивается до 30—35%, а угар 51 и Мп
снижается до 5—7 и 18—24% соответственно. В связи с этим,
а также учитывая тепловые эффекты растворения компонентов
(табл. 29), в первую очередь следует загружать карбюризатор
и стальной лом, а после их расплавления и растворения - чугун-
ный лом и возврат. Ферросплавы вводят в последнюю очередь
(при доводке) [7].

Шлаки индукционной плавки обладают большой вязкостью,
так как содержат 60—70% 8Ю2 (см., рис. 61) и имеют низкую
температуру, что может привести к значительным потерям ме-
талла со шлаком. Их состав связан с режимом плавки, угаром
элементов и переходом, окислов из поверхностного слоя футе-
ровки в шлак. Кислотность шлаков возрастает от 0,9—1,1 вна-
чале плавки до 6—8 при достижении температуры 1500°С, со-
держание окислов железа в шлаке уменьшается с 40 до 10%, а
содержание 8Ю2 увеличивается с 40 до 70%. Содержание ос-
тальных компонентов изменяется незначительно (2—3% СаО;
0,5—2,5% МпО; 7—14% Л120з)- Увеличение содержания 81О2
объясняется переходом ее из футеровки за счет образования
сложных соединений типа (81О2-пЕеО-тМпО), имеющих низ-
кую температуру плавления, а также повышением ее удельной
доли в шлаке за счет снижения РеО, которая восстанавливается
при высокой температуре преимущественно углеродом чугуна.

Науглероживание чугуна и доведение его до определенного
химического состава — одна из основных операций индукцион-
ной плавки чугуна. Корректировку химсостава производят по
расчетным данным, приведенным в таблице 28. Заключительной
операцией индукционной плавки чугуна является термовремен-
ная обработка, которую производят с целью гомогенизации
расплава и уменьшения вредного влияния наследственности
исходных шихтовых материалов. Термовременная обработка
представляет собой выдержку при температуре, на 50°С превы-
шающей равновесную температуру тигельной реакции. Дли-
тельность выдержки от 5 мин для СЧ 18 до 20 мин для СЧ 45
[41].

6. ПОЛИПРОЦЕССЫ ПЛАВКИ ЧУГУНА

Все процессы, протекающие в первичных агрегатах (В, ДП,
ИТП), идентичны рассмотренным выше для соответствующих
методов плавки монопроцессами. Изменение химсостава чугуна
во вторичных агрегатах (ДП, ИТП, ИКП) связано с взаимо-
действием жидкого металла со шлаком и футеровкой печи. При
дуплексе или триплексе с АРУ все процессы протекают в пер-
вичном агрегате и печи ожидания. Изменение химсостава в АРУ,
как правило, несущественно.

Дуплекс-процессы могут осуществляться с весьма значитель-
ным изменением химсостава и даже с добавкой твердых шихто-
вых материалов (например, возврата и других отходов при плав-
ке ВЧ). Такне процессы могут осуществляться только в ДП и
ИТП. В этом случае процесс плавки следует рассматривать как
аналогичный монопроцссс с частичной заменой твердой шихты
жидкой садкой, которая при индукционной плавке характерна
и для монопроцесса.

При дуплекс-процессе без введения шихты и других добавок
изменение химсостава связано с угаром, а также пригаром эле-
ментов и заливкой или отбором- порций металла.

Для первого дуплекс-процесса было использовано сочетание
вагранки с дуговой печью. Его несколько десятилетий назад
начали применять для выплавки КЧ. Технология плавки этим
дуплекс-процессом заключается в том, что в подготовленную ду-
говую печь за 1—2 часа до начала разливки заливают жидкий
чугун из вагранки. При использовании отходов (что практи-
куется при производстве ВЧ) их загружают на подину печи до
слива ваграночного чугуна. После заливки чугуна в ДП про-
цесс ведется аналогично монопроцессу в период доводки. Так
как в дуговых печах химсостав чугуна значительно изменяется,
его необходимо корректировать по результатам экспресс-анали-
за (см. табл. 28). Значительно меньшим изменениям подвержен
химсостав чугуна при использовании канальных печей.

Дуплекс-процесс вагранка — индукционная канальная печь
широко распространен в мировой практике. В нашей стране он
внедрен на ЗИЛе, ГАЗе и других заводах. Применение такого
способа плавки целесообразно в случаях, когда требуются
большие объемы металла, стабильного по составу и температу-
ре, например, в цехах массового производства автомобилей и
тракторов [35].

Обычно в канальной печи чугун не доводят до заданного со-
става. Ес используют только для усреднения состава й подо-
грева жидкого чугуиа. Присадки при необходимости вводят в
передаточные ковши или на желоб. Чтобы обеспечить усредне-
ние чугуна по составу и температуре, необходимо постоянно
поддерживать его количество на уровне 2/3 объема печи.

В большинстве случаев в таких дуплекс-процессах приме-
няют две вагранки, работающие с одной канальной печью. Но-
вая вагранка с длительной плавочной кампанией (неделя и
больше) заменяет две обычные.

При передаче жидкого чугуна в индукционную канальную
печь необходимо тщательно отделить шлак. Попадание в нее
шлака резко повышает износ футеровки. Накопившийся в ка-
нальной печи шлак необходимо периодически удалять.

Дуплекс-процесс В — ИТП также широко распространен в
литейных цехах машиностроительных заводов. Применение ин-
дукционных тигельных печей в качестве вторичного агрегата
целесообразно в тех случаях, когда в течение смены необходи-
мо получать несколько марок чугуна. В этих печах легче кор-
ректировать состав чугуна присадками ферросплавов, карбюри-
заторов или стальных отходов. Корректировка производится в
соответствии с данными таблицы 28.

В дуплекс-процессе ИТП — ИКП чугун получают из шихт на
базе мелкого стального лома и отходов. Этот процесс позволяет
использовать технологические преимущества индукционных ти-
гельных печей.

На ВАЗе при производстве серого чугуна используют дуп-
лекс-процесс, состоящий из тигельной индукционной печи ем-
костью 25 т и канальной печи полезной емкостью 45 т [35].
В качестве шихты применяют отходы кузнечно-прессового про-
изводства, возврат и небольшое количество литейного чугуна.
Металл из одной печи в другую передается по желобу. Средний
химический состав шихты (%): С — 2,179; 81— 2,078; Мп—
0,624; 8 — 0,05; Р — 0,058; Сг —0,184; 8п — 0,035; № — 0,0183;
Си — 0,089. Плавка продолжается около 3 часов. Масса всей
садки составляет примерно 26 т. Через 3 часа 25 мин после
начала загрузки 20 т чугуна переливают в канальную печь.
Состав этого чугуна (%): 3,35 С; 1,97 81; 0,61 Мп; 0,045 8;
0,05 Р; 0,15 Сг; 0,038 8п; 0,29 №. Шлак плавки содержит 30—
42%Ее2О3, 45—53% 8Ю2 и 4,5—5,2% МпО.

В канальной печи выдержки химический состав чугуна из-
меняется незначительно: С от 3,325 до 3,33%; 81 от 1,935 до
1,90; Мп от 0,595 до 0,59%. До заливки 20 т металла из тигель-
ной печи в канальной печи имеется остаток жидкого металла
(около 20 т).

Дуплекс-процесс ДП — ИТП также применяют на ВАЗе, где
установлены дуговые лечи емкостью 40 т, в которых расплав-
ляется твердая шихта. В индукционных тигельных печах металл
доводят до необходимого химического состава и выдерживают
в процессе заливки при высоких температурах. Для выплавки
СЧ, КЧ, ВЧ используются шихты, содержащие, в основном,
стальные отходы и возврат, а также до 11% чушкового чугуна
(для СЧ) и различных добавок(ФС, ФМп, графит).

Для более полного усвоения графита и компенсации тепло-
вых потерь при переливе в тигельную печь металл перегревает-
ся на 50°С выше температур, при которых он выдается из печи
в заливочные ковши. Температура перегрева колеблется в диа-
пазоне 1520—1580°С.

Корректировка химсостава по кремнию и марганцу произ-
водится в дуговой печи, по углероду.— вводом графита в мс-
таллоприемник переливного желоба при выдаче металла в ин-
дукционную печь.

Дуплекс-процесс ИТП — ДП используют при необходимости
глубокой десульфурации чугуна. На ГАЗе этот процесс приме-
няют в производстве коленчатых валов из высокопрочного чу-
гуна с шаровидным графитом. Для плавки чугуна используют
индукционные тигельные печи промышленной частоты ЬРО=\2,
а для десульфурации — дуговые печи ДЧМ-10 с основной футе-
ровкой.

Дуплекс-процесс ДП — ДП применяется на КАМАЗе. Чугун
плавят в дуговых печах емкостью 50 т и переливают в такие же
печи емкостью 75 т. В печи плавки получают чугун заданного
химического состава. Так, для СЧ-20 получают чугун следую-
щего состава (%): 3,3—3,45 С; 1,95—2,10 81; 0,5—0,7 Мп; 0,1 8;
0,2 Р; 0,2—0,4 Сг; 0,1—0,2 №. В качестве шихты используют в
основном возврат и стальные отходы, а также 10—15% чушко-
вого чугуна и около 10% чугунного лома [19].

Плавку ведут на основных шлаках. Отношение СаО/8Ю2
выдерживают в пределах 0,9—1,2. При достижении температу-
ры чугуна 1430—1450сС берут пробу на химанализ. Затем чугун
перегревают до 1540—156(ГС, шлак скачивают и выпускают чу-
гун в ковш. Если химанализ не соответствует заданному, то
вводят расчетное количество необходимых добавок (см. табл.
28). В печь ожидания загружают 60—80 кг кварцевого песка
или шамотного боя, 40—50 кг известняка и 20—30 кг кокса.

В печах выдержки контролируется температура чугуна, его
химсостав и величина отбела. Температура чугуна, выпускае-
мого из печи, должна быть 1440—1480°С, а химсостав — соот-
ветствовать требуемому [19].

На практике встречаются и другие сочетания плавильных
агрегатов, более применимые к условиям конкретного произ-
водства. Наиболее перспективно использование дуплекс-про-
цесса доменная печь — электропечь [7].

7. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА ПРОЦЕССА
ПЛАВКИ СТАЛИ

Термодинамика. Для плавки стали характерно интенсивное
протекание окислительных процессов в начальной стадии (окис-
лительный период) и удаление оксидов из металла на заклю-
чительной стадии получения стали (раскисление).

Для термодинамического анализа окислительного периода
применима методика, изложенная в § 2. Термодинамика реак-
ций раскисления [8, 27] связана с растворимостью и активно-
стью кислорода в жидком железе.

Данные о растворимости кислорода, полученные в различ-
ных экспериментальных условиях, хорошо согласуются между
собой и удовлетворительно описываются уравнением

1И [% О] =-6320/Т+2,734.

(5.61)

Экспериментальные значения растворимости кислорода при
1600°С приведены на рисунке 65.

Степень снижения содержания кислорода в растворе жидко-
го железа зависит от раскислительной способности вводимого
в металл элемента, оцениваемой содержанием кислорода, рав-
новесным с определенной концентрацией раскислителя при за-
данной температуре [27]. Реак-
цию взаимодействия кислорода с
элементом-раскислителем в жид-
ком железе в общем виде можно
представить уравнением

/?уОх-=х(ОЦ-у[/?]. (5.62)

Соотношение между равно-
весными содержаниями кислорода
и раскислителя определяется кон-
стантой равновесия реакции
(5.62), которая при отсутствии
растворимости образующегося в
жидком железе окисла опреде-
ляется уравнением

Рис. 65. Растворимость кисло-
рода в жидком железе.
где ар и //? — соответственно, активность и коэффициент актив-
ности элемента-раскислителя.

Величины и /о определяются из уравнений
л -лл.

где /₽ и /1 — соответственно, коэффициенты активности элемен-
та-раскислителя и кислорода в бинарных сильно
разбавленных сплавах с железом;

Д и /о—коэффициенты активности, учитывающие взаимное
влияние кислорода и раскислителя на их активности
в трехкомпонентных расплавах Ре— К — О.

Основными раскислителями стали являются Мп, 81 и А1.
Реакция раскисления железа марганцем выражается уравнением
(РеО) 4-[Мп] = (МпО) 4-[Ре], а константа равновесия реак-
ции — формулой

__ (МпО)

АМп “ (РеО)[%Мп] ’

где (РеО) и (МпО) —концентрации закисей железа и марган-
ца в шлаке, выраженные в процентах по массе
или молярных долях, использование которых
вместо активностей оправдывается идеальным
поведением растворов в системе РеО — МпО.

Реакция взаимодействия кремния с кислородом в растворе
жидкого железа имеет вид:

[81] 4-2 [О] = 8Ю2.

= [ ?6 81] - [ % О]2 при 1.

Для алюминия константу равновесия [27] выражают урав-
нениями

А12О3(тв) = 2[А1] 4- 3[О],
^МГоАПЧ^О]’.

В таблице 30 дано сравнение температурных зависимостей кон-
стант равновесия по В- И. Явойскому [27]. Из таблицы видно,
что наибольшей раскислительной способностью обладает алю-
миний.

Механизм процесса. Плавка стали в литейном производстве
осуществляется в дуговых электропечах. Зависимости <р = [(Т)
для дуговой плавки представлены на рисунке 66. Из приведен-
ных данных видно, что при />2100°С начинается область тем-
ператур кипения компонентов. В области до 2000°С для дуго-
вых печей действительны все вышеприведенные рассуждения
(см. рис. 56, точки а, Ь, с, (1, I). Наличие высоких температур
в дуговом разряде позволяет выделить следующие зоны в око-
лодуговом пространстве:

1) зона испарения всех компонентов расплава, />3700°С;

2) зона испарения всех оксидов, />2500°С;

3) зона испарения всех металлов, />2100°С;
Таблица 30

Температурные зависимости констант равновесия реакций
раскисления стали

Раскислитель Уравнение К - ~ + в Значения К
при 155Ог С при 1600°С
Мп ,о1г - Ю900 ^Мп 7 4- 4,06 1,2-Ю-2 1,73* Ю-2
51 ,а 26050 Л ,, - __+9151 1,66-ю- > 4,0 10-*
А1 82580 Т +33.96 4,57-10 7,4110-“

Рис.66. Зависимости = /(Т) — штриховые линии и ?=/(Т) —сплош-
ные для электродных процессов Ме—,2е‘» Ме2+ (Ме =С, $1, Мп, Ее)
в дуговой электропечи (температуры кипения х—оксидов, о—металлов).
4) зона восстановления растворенным углеродом всех эле-
ментов чугуна, />1720°С (точка р2);

5) зона восстановления всех элементов чистым углеродом
/>1550°С (точка <72);

6) зона восстановления Ре и Мп растворенным углеродом^
/>1440оС (точка р,);

7) зона восстановления Ее и Мп чистым углеродом,
/>)360°С (точка Р1).

Переход от окислительного к восстановительному процессу в
условиях неравномерного температурного поля возможен уже
для температуры только что расплавившегося металла, так как
отрезки I и П на линии а — х (рис. 66) равны при положении
точки у, соответствующе Л 2480°С и точки г (растворенный уг-
лерод), соответствующей 3170°С. Такие температуры в около-
дуговом пространстве вполне возможны.

Кинетика. Так же, как и в термодинамике, в кинетике ста-
леплавильных процессов большое значение придается изучению
окисления элементов во время окислительного периода и вос-
становления во время раскисления. Особое значение имеет ки-
нетика обезуглероживания расплава [8]. Скорость обезуглеро-
живания зависит от способа подвода кислорода в расплав. Если
кислород подастся в виде руды в шлак, то скорость окисления
составляет 0,5—1,0% в час; если же расплав продувают газо-
образным кислородом, то скорость обезуглероживания дости-
гает 2—3% в час.

Важным вопросом кинетики обезуглероживания является
установление лимитирующей стадии. Некоторые исследователи
придерживаются крайних точек зрения на природу лимитирую-
щей стадии (или диффузия, или химическое звено). Закономер-
ности же окисления следует рассматривать в заданных конкрет-
ных условиях [8]

Достаточно хорошо объясняет экспериментальные данные
теория критических концентраций, разработанная С. И. Филип-
повым [8], по которой при высоких концентрациях углерода
процесс обезуглероживания лимитируется диффузией окисли-
теля. При этом наблюдается поверхностное (беспузырьковое)
обезуглероживание. Скорость окисления углерода не зависит
от его концентрации и состава металлического расплава. Обез-
углероживание протекает при избытке реагирующего углерода
и недостатке кислорода.

Опытные данные хорошо аппроксимируются уравнением
прямой линии:

где V — объем металлической ванны, т;

7} — коэффи иент использования окислителя;

<•) — скорость потока окислителя, м/с;
парциальное давление кислорода, Па.
При снижении концентрации растворенного углерода до зна-
чений. меньших, чем [С]кр, закономерности окисления существен-
но изменяются. В этих условиях макроскопическая скорость окис-
ления определяется концентрацией углерода:

Этот период характеризуется меньшими скоростями окисле-
ния углерода, повышением концентрации кислорода в металле,
существенным развитием процесса окисления железа. При ком-
центрации углерода ниже критической развивается процесс
объемного обезуглероживания.

Для сталеплавильных процессов большое значение имеет
массоперенос компонентов в шлаке. Диффузионный поток при-
меси в шлаке в соответствии с законом Фика определяется его
градиентом концентрации. Однако в реальных условиях пове-
дение примеси в шлаке зависит нс только от градиента кон-
центрации, но и от градиента окисленности расплава оксидов.
Суммарный поток г-того компонента определяется соотношением

/7, - КВ&ТС, + ’г + , (5.63)

где В1 — подвижность диффундирующих частиц;

— валентность;

С/ — концентрация.

Из уравнения (5.63) можно легко получить два различных
варианта массопереноса компонентов шлака. Первый отвечает
равномерной окисленности

<^_0

<1х

и приводит к закону Фика. Второй рассмотрим на примере пере-
носа азота через слой расплавленного шлака. Пусть два га-
зовых объема разделены пленкой шлака толщиной Дх=1. В га-
зовых объемах поддерживаются постоянный перепад парциаль-
ных давлений азота Дрлг, = сопз! (например, при разбавлении
инертным газом) и одинаковое давление кислорода. Если в урав-
нении Фика заменим производную конечной разностью, полу-
чим [8]:

Однако согласно уравнению (5.63), С(.у) зависит от рОи :

С(лг, =

Следователь но, П(Д > = О (Х}Р~* ЛР^ .

Таким образом, если при Др.у, = сопз( изменять рПг (сох-
раняя его одинаковым в обоих объемах), изменится и прони-
цаемость шлаков эго слоя по отношению к азоту. Так, в усло-
виях сталеплавильных процессов проницаемость слоев шлака,
омываемых печной атмосферой (рО1«10“*ат), в 10е раз ниже,
чем слоев, контактирующих с металлом(р > 10—9ат). Поэте-
му диффузионное сопротивление оказывается сосредоточенным
в тонком поверхностном слое шлака, в то время как остальной
объем не лимитирует переноса азота. Аналогичные выводы
можно сделать и по отношению к другим элементам.

8. ПЛАВКА СТАЛИ В МАРТЕНОВСКОЙ ПЕЧИ

Выплавка стали в мартеновской печи представляет собой
последовательный процесс, состоящий из заправки печи, ^за-
грузки шихты и ее плавления, окисления (кипения), перегрева,
доводки и раскисления, выпуска.

Основной мартеновский процесс. Заправка печи осуществ-
ляется нанесением, на поврежденные участки футеровки основ-
ных огнеупорных материалов, в качестве которых используют
магнезит и обожженный доломит. Продолжительность заправки
10—15 мин, тепловая нагрузка 70—80% от максимальной (мак-
симальная тепловая мощность 2,1-107 кДж/ч на 1 м2 площади
пода, средняя тепловая мощность за весь период плавки (1,26—
1,47) • 107 кДж/ч на 1 м2. По окончании заправки выпускное от-
верстие заделывают магнезитовым порошком.

Шихта мартеновской плавки стали содержит до 30% пере-
дельного чугуна и 10—15% стальной стружки, остальное —
стальной лом и возврат собственного производства. При расче-
те шихты исходят из того, чтобы содержание кремния было ми-
нимальным (он вводится при доводке и раскислении), содер-
жание марганца около 1%, углерода на 0,3—0,6% выше тре-
буемого в стали, фосфора — нс более 0,3%, серы — до 0,05—
0,06%. Повышенное содержание углерода и определяемая им
доля передельного чугуна в шихте необходимы для обеспечения
нормального кипения, достаточно интенсивного в период окис-
ления.

Окисление компонентов металла начинается уже во время
нагрева шихты, которая контактирует с окислительной атмосфе-
рой. При этом протекают реакции (1.16) — (127). Вместе с ших-
той загружают известняк. На подину подают сначала легковес-
ный чистый лом в количестве 10—25% от общей массы, затем
известняк (или боксит), прогревают всю массу в течение 20 мин,
после чего загружают чугун. Таким образом, загрузка частично
совпадает с нагревом. Продолжительность загрузки зависит от
емкости печи. Для печи с массой садки 60 т она составляет от
I до 3 ч. При этом, чем быстрее производится загрузка, тем
меньше общее время плавки, которое в целом составляет 8—
10 часов. Из них около 3 ч уходит на все периоды кроме за-
грузки, нагрева и плавления. Поэтому нагрев и плавление нужно
вести форсированно, на полной тепловой мощности. Для уско-
рения процесса плавления воздух обогащают кислородом, при-
меняя сводовые топливно-кислородные горелки или вводят кис-
лород непосредственно в печь для интенсификации процесса
созданием локальных конверторных зон, в которых расплавлен-
ный металл реагирует с кислородом по реакциям (1.16), (1.19).
(1.22), (1.25).

По окончании расплавления производят экспресс-анализ
стали. Если углерода недостаточно, то в печь вводят передель-
ный чугун. Шлак в этот период должен быть активным (содер-
жащим много окислов железа) с основностью 1,5—2,5. Для
создания такого шлака используют 4—9% известняка, около
1,5% боксита и 2%железной руды. Если шлак не удовлетворяет
условиям следующего периода плавки, его корректируют, ча-
стично или полностью скачивая и наводя новый.

Так, для дефосфорации в соответствии с реакциями (1.31) —
(1.33) необходимо высокое содержание ЕеО и СаО в шлаке, для
чего вводят железную руду. Дефосфорация совпадает с нача-
лом периода окисления углерода (кипением). Чем интенсивнее
кипение, тем лучше протекает дефосфорация. Продолжитель-
ность се около 1 ч К концу этого периода плавки содержание
фосфора снижается до 0,025%. Шлак, обогащенный (СаО)4Р2Оз>
скачивают и в печь снова добавляют известь и боксит.

Наведение нового шлака продолжается также около 1 ч.
Кипение происходит за счет кислорода вводимой руды или пе-
редачи кислорода через шлак из газовой фазы. По окончании
наведения нового шлака начинается так называемое чистое ки-
пение, происходящее без введения руды. При этом из шлака
постепенно вырабатывается закись железа, создаются условия
для десульфурации, основность шлака достигает 2,2—3,5 и на-
чинают протекать реакции (1.34), (1.35). Наиболее благоприят-
ные условия для их протекания складываются в начале периода
раскисления, которое производится в два этапа.

На первом этапе при достижении заданного содержания
углерода в печь вводят силикомарганец или ферросилиций из
расчета наличия в ванне 0,1—0,17% 81. Этот этап раскисления
можно произвести и при помощи ферромарганца, который вво-
дят из того расчета, что содержание марганца будет равно ниж-
нему пределу для выплавляемой марки стали.

Раскисление ферросплавами совмещается с доводкой хими-
ческого состава стали до требуемого. При выплавке легиро-
ванных сталей часть легирующих компонентов, например ни-
кель, вводят с шихтой. Хром в виде феррохрома вводят при
доводке после первого этапа раскисления, ферромолибден — в
период дефосфорации и наведения шлака, марганец — после
первого этапа раскисления.

Второй этап раскисления производят во время выпуска ста-
ли в ковш. С этой целью на желоб подают дробленый ферроси-
лиций ФС 75. Для окончательного раскисления в ковш вводят
А1 в количестве 0,8— 1 кг/т.

Особенности кислого мартеновского процесса. Футеровка пе-
чей кислая, подина из кварцевого песка. В связи с тем, что при
кислом процессе невозможно удалять серу и фосфор, содержа-
ние их в шихте должно быть минимальным. Кислый процесс
плавки, так же как и основной, включает заправку подины, за-
грузку и расплавление, окисление, доводку и раскисление. Шлак
наводят, загружая в печь 3—4% оборотного шлака плавки и
0,3—0,5% шамотного боя; основность регулируют добавкой из-
вестняка.

Для кислого процесса характерно протекание крсмнийвос-
становительных реакций и низкая окислительная способность
шлака, благодаря чему получается более низкая концентрация
кислорода в металле.

Различают две разновидности кислого мартеновского про-
цесса: активный (с ограниченным восстановлением кремния)
и пассивный (кремннйвосстановительный).

Активный процесс плавки во многом аналогичен описанно-
му выше. В печь подают руду, элементы окисляются, и проис-
ходит восстановление кремния углеродом металла по реакции

(8Ю2) 4-[2С] = [8Ц 4-{2СО}. (5.64)

Его ограничивают до 0,1 0,2% 81 в стали. Характер изменения
содержания элементов показан на рисунке 67, а. Содержание
81 и Мп по ходу плавки уменьшается.

При пассивном процессе содержание 81 и Мп увеличивается
(рис. 67, б). По окончании расплавления содержание углерода
в стали должно не менее, чем на 0,8% превышать требуемое.
Присадку руды производят малыми порциями и прекращают
за 2 часа до раскисления. Известняк добавляют только в на-
чальный период.

Для восстановления кремния необходима высокая темпе-
ратура. При этом, кроме реакции (5 64), протекает восстанов-
ление кремния по реакции

(81О2)+[2Ре] = |81]4-(2ЕеО), (5.65)

то есть реакция окисления кремния закисью железа изменяет
свое направление. Кроме того, восстанавливается марганец:

(МпО) 4- [С] == [Мп] 4- {СО}. (5.66)

При кремнийвосстановительном процессе сталь частично рас-
кисляется без ввода раскислителей. На выпуске сталь раскис-
ляют алюминием.

9. ПОЛУЧЕНИЕ СТАЛИ В КОНВЕРТОРЕ

В отличие от всех других сталеплавильных процессов, по-
лучение стали в конверторе осуществляется при использовании
в качестве исходного материала жидкого чугуна, выплавленно-
го в вагранке. Обычно в сталелитейном производстве исполь-
зуются малобессемеровские конверторы с боковым воздушным
дутьем. Для фасоигного стального литья можно использовать
кислородные конверторы с верхним дутье.м.
Рис. 67. Изменение химсостава металла при активном (а) и пассивном (б)
кислом процессе плавки стали (т —время с момента расплавления).

Принцип действия конвертора состоит в том, что кислород
воздуха, контактируя с жидким металлом, окисляет Ее, 81, Мп
и другие элементы, присутствующие в исходном металле, в ре-
зультате чего выделяется тепло, температура металла увеличи-
вается и за короткое время (около 15 мин) чугун превращается
в сталь.

Малобссссмеровские конверторы имеют емкость от 1 до 5 т.
Форма реторты конвертора несимметрична относительно верти-
кальной оси. Уклон горловины около 30° дает возможность за-
ливать жидкий металл при горизонтальном положении конвер-
тора. Футеровка конвертора — кислая, из динасового кирпича.
Перед плавкой футеровку конвертора необходимо разогреть до
температуры 1000—1100 °С. Разогрев производят жидким, газо-
образным топливом или коксом.

Плавка начинается с заливки в конвертор жидкого чугуна,
химсостав и температура которого существенно влияют на ход
процесса, температуру полученной стали и ее качество. Обычно
жидкий чугун имеет следующий состав (%): 2,8—3,5 С; 0,9—
2,2 81; 0,7—1,0 Мп; <0,06 8; <0,07 Р Чем ниже содержание
С и 81, тем выше должна быть температура заливаемого чугу-
на. Обычно она колеблется в пределах 1300—1400°С. При пере-
ливе теряется около 50°С, поэтому из вагранки надо получать
чугун с температурой 1350—1450°С.

Шихта для плавки чугуна в вагранке состоит из 40—60%
стального лома и 60—40% передельного (желательно малофос-
форитного) чугуна. Залитый в конвертор жидкий чугун проду-
вают воздухом под давлением 0,02—0,04 МПа, нагнетаемым
специальными воздуходувками в количестве 720—800 м3 на 1т
металла. Интенсивность подачи дутья 75—100 м’/мин.

Воздух, контактируя с металлом, в соответствии с законом
действующих масс, окисляет первую очередь Ре по реакции
(1.16). Кремний и марганец окисляются кислородом по реак-
циям (1.19), (1.22), а также закисью железа по реакциям
(1.28), (1.29). Температура металла увеличивается и начинает-
ся выгорание углерода по реакциям (1.25) и (1.30). Этот пе-
риод продувки характеризуется выделением из горловины кон-
вертора пламени, образующегося от догорания СО:

СО+’/2О2=СО2. (5.67)

Изменение состава металла и шлака, а также температуры ме-
талла показано на рисунке 68.

К концу продувки пламя спадает, что позволяет приступать
к доводке металла и его раскислению. Недостающее количест-
во углерода вводят с ферромарганцем, содержащим до 7% С.
Одновременно производят доводку по Мп и раскисление по
реакции (1.37). Перед выпуском или во время выпуска добав-
ляют ферросилиций, а затем алюминий. Сталь раскисляется по
реакциям (1.36) и (1.38). Серьезным недостатком получения

Рис. 68. Изменение химсостава и температуры ме-
талла при продувке его воздухом в конверторе.
стали в кислом конверторе при воздушном дутье является не-
возможность удаления серы и фосфора.

Продувка жидкого чугуна может производиться в глуходон-
ном конверторе кислородом, подаваемым под давлением 0,8—
1,2 МПа через вертикальную фурму. Основная футеровка этого
конвертора позволяет удалять серу и фосфор. Применение кис-
лорода интенсифицирует процесс, позволяет добавлять стальной
лом, обеспечивает его независимость от состава чугуна.

В кислородные конверторы заливают жидкий передельный
чугун. Обычно этот чугун содержит 3,7—4,4% С; 0,3—1,7 51;
0,4—2,5 Мп; 0,3 Р и 0,03—0,08% 8- Количество стального лома,
загружаемого в конвертор, зависит от содержания 51 и Мп и
температуры заливаемого чугуна. Обычно оно составляет 25—
30% от массы заливаемого чугуна. Для наведения шлаков ис-
пользуется известь в количестве до 9% от массы металлической
шихты. Физико-химическая сущность процессов описывается
реакциями (1.16), (1.19), (1.22), (1.25), (1.28) —(1.38).

Высокая производительность и широкие металлургические
возможности кислородно-конверторного процесса позволяют
применять его и для фасонного стального литья.

10. ПЛАВКА СТАЛИ В ЭЛЕКТРОПЕЧАХ

Основную массу стали в литейном производстве выплавля-
ют в дуговых электропечах, являющихся агрегатами периоди-
ческого действия. В литейных цехах крупносерийного конвейер-
ного производства устанавливают большое количество печей
малой емкости. При этом 3—4 печи обеспечивают металлом
один конвейер. По способу загрузки дуговые печи делятся на
два типа: с выкатной ванной и с поворотным сводом. Ванну
печи освобождают от свода и сверху при помощи специальной
бадьи в нее загружают шихту- Шихта содержит 55—65% сталь-
ного лома, 37—40% возврата и 2—3% передельного чугуна.

Различают кислый и основной процессы. Основной позволя-
ет удалять из металла серу и фосфор и производить диффузион-
ное раскисление под так называемым белым шлаком, т. е. хо-
рошо раскисленным, не содержащим окислов железа.

В дуговых печах с основной футеровкой получают около 35%
всей стали, выплавляемой в электропечах для фасонного литья;
из них 20% приходится на долю высокомарганцовистых сталей,
5% — на долю высокохромистых и хромоникелевых сталей, ос-
тальные 10% — на ответственные марки углеродистых и низ-
колегированных сталей [39]. Плавку стали при основном про-
цессе ведут либо с окислением примесей, либо методом пере-
плава, т. е. без окисления.

Плавка с окислением примесей. При этом шихту составляют
таким образом, чтобы после расплавления содержание углерода
было на 0,2—0,3% выше верхнего предела для данной марки
стали. В завалку подают 3% извести и 2% железкой руды, ко-
14—2045 ола
торые сразу же после расплавления образуют дефосфорирую-
щий шлак, так как реакции (1.31) — (1.39) требуют наличия
ГеО в шлаке и протекают при сравнительно низких температу-
рах. Содержание фосфора в шлаке значительно увеличивается:
уже после расплавления оно составляет 1,5% (в пересчете на
Р2О5). Этот шлак удаляют и в печь снова подают известь и
руду. Окисление начинается по реакциям (1.28)— (1-30). Пу-
зырьки СО вспенивают шлак, который желательно непрерывно
удалять. Так как в начальный период окисления дефосфорация
продолжается, Шлак вновь скачивают. Скачиваемый шлак окис-
лительного периода обычно содержит 40—50% СаО, 10—25%
81О2. 12—15% РеО, 4—10% М^О, 5—10% МпО, 2—4% А12О3,
0,5-2 %Р2О5.

Для интенсификации окисления ицегда производят продув-
ку жидкого металла кислородом под* давлением около I МПа.
Кислород вводят через трубу диаметром 15 25 мм, которая
снаружи защищена шамотными трубками (надетыми на сталь-
ные). Скорость выгорания углерода увеличивается с 0,3 до 0,6%
в час при рудном процессе и до 1,5% в час при продувке кисло-
родом.

Восстановительный период включает десульфурацию, дове-
дение температуры и состава стали до заданных значений и рас-
кисление. В период десульфурации в печь вновь вводят известь.
При этом протекают реакции (1.34) — (1.35). Шлакообразую-
щая смесь для десульфурации, кроме извести, содержит плави-
ковый шпат и песок (или бой шамота). Общее количество сме-
си 3—5% от массы металла. После расплавления шлака его
раскисляют молотым ферросилицием в смеси с коксом. Коли-
чество вводимой смеси— 10 кг/т в пропорции 1 : 1. После рас-
кисления шлак приобретает белый цвет и после остывания на
воздухе рассыпается в порошок.

В составе шлака (табл. 31) значительно снижается содер-
жание окислов железа, так как они восстанавливаются угле-
родом и кремнием:

Таблица 31

Химический состав шлака,%

Шлак СаО 5Ю, РеО МпО м$о А13Оо СаР, Са5 СаС»
Белый Карбидный 60-65 65-66 14—16 7-8 до 1,5 до 0,5 ло 0.6 до 0,1 10-12 13-14 0010*10 О О © э 1 1 5-10 8—12 до 1,5 2-3 2-5

(РеО) + <С> = [Ре] 4- {СО},
(2РеО) + <81> = |2Ре]4-(8Ю2).

(5. 68)
(5.69)

При этом равновесие {РеО] (РеО) нарушается и закись же-
леза переходит из металла в шлак, раскисление которого перио-
дически повторяется. Восстанавливаются также и окислы мар-
ганца:

(МпО)4-<С>= [Мп]+СО, (5.70)

(2МпО) + <$!> = <2Мп>+ (8Ю2). (5.71)

Во время восстановительного периода сталь доводят до за-
данного химического состава, после чего ее выпускают из печи
н раскисляют алюминием. Выпуск металла можно осуществлять
вместе со шлаком. При этом за счет перемешивания металла и
шлака протекает дополнительная десульфурация. Таким обра-
зом можно снизить содержание серы на 50% |38].

Одной из разновидностей белого шлака является карбидный
(табл. 31), который образуется при некотором избытке кокса.
Для его создания после скачивания окислительного шлака на-
водят известковый (СаО и СаЕ2 80 и 20%) в количестве 3- 4%
от массы металла, затем на шлак подают молотый кокс в ко-
личестве 0,6—0,8% от массы металла. Кокс равномерно рас-
сыпают по всей поверхности, печь герметизируют и включают
дуговые разряды, в зоне действия которых при высокой темпе-
ратуре протекает реакция образования карбида кальция

СаО+ЗС= СаС2+СО. (572)

При этом раскисление идет двумя путями: под белым шла-
ком по реакциям (5.68) — (5.71) и за счет карбида кальция по
реакциям

ЗРеО-ЬСаС2 = ЗГе-|-С аО+2СО, (5.73)

ЗМпО-НСаС2 = ЗМп+СаО+2СО. (5.74)

Удаление серы достигается в результате протекания реакций
ЗРе$+СаС2+2СаО = ЗСа84-ЗЕе+2СО, (5.75)

ЗМп$+СаС2+2СаО = ЗСа8+ЗМп-Ь2СО. (5.76)

Плавка под карбидным шлаком производится только для полу-
чения высокоуглеродистой и легирований инструментальной
стали.

Плавка стали без окисления примесей. Этот метод применя-
ют для плавки средне- и высоколегированных сталей. Плавка в
этом случае производится без добавки руды. Отсутствие окис-
ления позволяет экономически выгодно использовать легирую-
щие элементы, ибо они не угорают. Однако создается опасность
накопления вредных примесей. Но качество стали, полученной
этим методом, не уступает качеству стали, полученной при
плавке с окислением примесей [38, 39|. Производственный опыт
показывает, что накопления вредных примесей при этом не
происходит. Исключение составляют высокомарганцовистые
стали, которые интенсивно поглощают азот из воздуха, однако
для этих сталей азот оказался полезным компонентом. Техно-
логия плавки стали в дуговой печи без окисления примесей
такая же, как и с окислением. Она включает все основные опе-
рации, только окислительные шлаки не наводят, а шлак плавки
удаляют и производят раскисление либо под белым шлаком,
либо при помощи ферросплавов. Иногда для интенсификации
процесса производят продувку ванны кислородов. Но этот про-
цесс является уже смешанным.

Особенности кислого процесса. Этот процесс получил наи-
большее распространение. Он наиболее производителен и ши-
роко применяется для углеродистых и низколегированных ста-
лей.

Кислый шлак имеет меньшую электропроводность, чем ос-
новной: дуги разрывают шлаковый покров и контактируют не-
посредственно с металлом, что интенсифицирует перегрев. В то
же время шлак имеет более низкую температуру и отражатель-
ную способность, чем при основном процессе. Все это способст-
вует увеличению КПД и срока службы футеровки печи.

Для образования кислого шлака в печь обычно вводят квар-
цевый песок и небольшое количество железной руды и извести.
Соотношение $Ю2/ГеО-}-МпО в шлаке около единицы. Под та-
ким шлаком ванна хорошо кипит, причем кипение длится не-
долго. После прекращения кипения шлак сгущают присадкой
песка и начинают восстановительный период.

Процесс плавки, как и в кислой мартеновской печи, может
быть активным и крсмнийвосстановительным.. При активном
процессе в металл вводят около 1 % руды, при кремнийвосста-
новителыюм — окисление заканчивается раньше и начинается
восстановление кремния по реакции (5 64).

Раскисление металла при кислом процессе производят после
удаления окислительного шлака. Шлак можно и не удалять, а
измепить его состав. Наведение нового шлака производят при
изготовлении высококачественной стали введением, в печь боя
шамота, песка и извести. Раскисление производят в две стадии:
в процессе плавки — силикомарганцем или ферросилицием, а
при выпуске — алюминием.

Рассмотрим в качестве примера плавку стали в кислой элек-
тродуговой печи ДС5МТ. Состав металлической шихты для
стали 25Л: 58% стального лом-а, 40% возврата и 2% ПВК-1.

Подготовку печи к плавке производят следующим образом.
По окончании выпуска стали очищают подину печи и откосы
футеровки от остатков жидкой стали и шлака. Затем осматри-
вают футеровку, определяя ее состояние и возможность допуска
к последующей плавке. Если на футеровке стен, откосах и по-
дине печи обнаруживаются выбоины, неровности, местные уг-
лубления, производят заправку их смесью песка с жидким стек-
лом. Заправку следует производить как можно быстрее, чтобы
сохранить температуру футеровки после выпуска стали. Высо-
кая температура обеспечивает лучшую привариваемость мате-
риала заправки. При холодном ремонте или после ремонта
значительных повреждений футеровки производят промывочную
плавку для неответственного литья. Перед включением печи на
Отредактировал и опубликовал на сайте =

плавление ремонтируют порог рабочего окна и заделывают ее
выпускное отверстие.

Шихтовые материалы перед загрузкой взвешивают. Загруз-
ку печи производят через ее верх, выкатывая ванну При загруз-
ке бадью опускают как можно ниже, чтобы не повредить поди-
ну печи ударами шихты. Мелкую шихту и стружку загружают
вниз на подину. Загрузку следует вести форсированно, плотно
укладывая шихту. По окончании загрузки печь ставят в перво-
начальное положение, закрывают замки ванны и опускают свод..
Если печь холодная, перед включением под каждый из электро-
дов подкладывают куски кокса для облегчения зажигания и
спокойного горения электрических дуг.

~ Затем печь включают и дают максимальную силу тока. По
2 мере образования под электродами озерков расплавленного ме-
и талла, для наведения шлака и более спокойного горения дуга
{ подают 6—8 лопат песка и 2—3 лопаты известняка. Плавление
I шихты форсируется подрезкой кислородом и сталкиванием ее
„ с откосов в центр ванны. При выделении белого дыма с серыми
$ хлопьями (в этом случае говорят, что печь «снежит»), проис-

ш ходящем па близком положении электродуги к подине, печь

надо немедленно выключить, электрод поднять и в образовав-
шиеся колодцы под электродами столкнуть шихту.

При полном расплавлении шихты берут пробу металла для
экспресс-анализа на С, Мп, 8, Р. Оптимальное содержание С
в стали перед началом окислительного периода 0,45—0,70%.
Для окисления углерода в хорошо нагретый металл присажи-
вается малыми порциями железная руда; после каждой порции
дается выдержка 5—10 мин. Кипение металла должно проис-
ходить по всей поверхности. При бурном вскипании ванны печь
выключают и на шлак подают несколько лопат песка. Продол-
жительность окислительного периода должна быть не более
40 мин включая кипение.

При достижении среднего содержания углерода по заданному
анализу, шлак должен обладать нормальной жидкоподвиж-
ностью, плотностью, тянуться в нить и в изломе иметь зеленый
цвет. Затем при достижении требуемого содержания углерода
для раскисления металла в ванну присаживают ферросилиций
ФС45. При этом ванну тщательно перемешивают. Через 10—
15 мин ванну перемешивают вторично и берут пробу на рас-
кисленность и температуру. Залитая в стаканчик проба метал-
ла, хорошо раскисленного кремнием, не должна искрить. При
затвердевании металл должен давать усадку. Перед выпуском
металла ванну необходимо тщательно перемешать, взять еще
раз пробу на раскисленность и температуру и выпустить сталь
в предварительно подогретый до 800 900°С ковш. Выпускной
желоб следует предварительно тщательно очистить и просу-
шить. Перед выпуском на желоб подают силикокальций. При
нормальной температуре и раскисленности кремнием за 4—
5 мин до выпуска в ковш добавляют необходимое количество
ферромарганца.

Окончательное раскисление стали производят алюминием,
который подается на дно ковша (1,0—1,2 кг на I т жидкой
стали). Температура на желобе должна быть 1500— 1580эС по
оптическому пирометру без поправки. Металл в ковше должен
быть покрыт защитным слоем шлака толщиной 100—150 мм.

Плавка стали в индукционных электропечах. При плавке
стали в кислых индукционных печах шихта должна состоять из
чистых неокисленных материалов с минимальным содержанием
серы и фосфора. При плавке в основных печах требования к
содержанию в шихте серы и фосфора менее жесткие, так как
эти печи позволяют проводить дефосфорацию и десульфура-
цию. Процесс плавки состоит из загрузки, расплавления, до-
водки, раскисления и выпуска расплава. Для предохранения
тигля от ударов крупными кусками на дно тигля целесообразно
укладывать часть мелкой шихты (лучше стружку), затем мало-
окисляемые ферросплавы и крупную шихту- Крупные куски
желательно загружать ближе к стенкам тигля и укладывать
плотно.

При появлении видимых участков жидкого металла в тигель
вводят шлаковую смесь, в результате чего уменьшается окис-
ление и поглощение жидким металлом газов из атмосферы.
Для наведения шлака в кислую печь вводят следующие компо-
ненты: 10% молотого стекла, 65% шамота и 25% извести или
кварцевого песка. При плавке в основном тигле шлаковую
смесь наводят из следующих компонентов: 60—65% извести,
15—20% магнезита и 20—25% плавикового шпата.

После расплавления основной массы шихты (80—95%) берут
пробу металла на химический анализ. В процессе плавки шихты
в основном тигле происходит частичная дефосфорация металла.
Для предотвращения восстановления фосфора шлак удаляют и
наводят новый.

После полного расплавления шихты подводимую мощность
снижают до 30—40% от максимальной, стараясь не допустить
перегрев. После получения анализа металла приступают к рас-
кислению и легированию.

При плавке стали в индукционных печах ферросплавы при-
саживают в определенном порядке. Основное количество фер-
ровольфрама, феррохрома и ферромолибдена вносят в завалку.
Для корректировки эти сплавы загружают в тигель не позднее
чем за 20 мин до выпуска, что обеспечивает их расплавление
и равномерное распределение легирующего элемента по объему
металла. Ферромарганец, ферросилиций и феррованадий при-
саживают за 7—10 мин до выпуска. Феррованадий с целью
уменьшения угара присаживают в последнюю очередь. Алюми-
ний и титан вводят в металл непосредственно перед выпуском
или в ковш. Угар легирующих элементов зависит от состава
стали и метода их введения. При описанной выше технологии
легирования и раскисления металла угар вольфрама составля-
ет около 2%, марганца, хрома и ванадия 5—10%, кремния 10—
15% и титана 70%.

Индукционные плавильные печи представляют собой эконо-
мичные плавильные агрегаты, позволяющие выплавлять средне-
и высоколегированные марки стали при минимальных потерях
легирующих элементов.

11. ПЛАВКА АЛЮМИНИЕВЫХ СПЛАВОВ

Физико-химическая характеристика процесса. Алюминий —
сравнительно легкоплавкий и легкий металл (/мв ббО^С, плот-
ность 2,7X103 кг/м3), обладающий высокой теплопроводностью,
большой скрытой теплотой плавления и значительным сродст-
вом к кислороду.

Во время плавки алюминии реагирует с компонентами газо-
вой фазы по реакциям типа (1.42—1.46). Значения ДО для этих
реакций находятся в отрицательной области (рис. 69), т. е. все
эти реакции протекают слева направо. Наиболее вероятна реак-
ция (1.42); для нее значения ДО находятся в области от 600
до 800 кДж/моль. Менее вероятна реакция (1.45). Реакция
(1.44) имеет ДО в интервале от 350 до 420 кДж/моль. Следо-
вательно, в расплавленном, состоянии алюминий обладает по-
вышенной способностью к растворению водорода, который вы-
деляется, при взаимодействии жидкого расплава алюминия с
парами воды, источниками образования которых могут быть
шихтовые материалы, футеровка печи, материал тигля, флюсы,
инструмент, применяемый при плавке, продукты сгорания га-
зообразного и жидкого топлива и атмосфера.

Большое количество водорода может быть внесено в расплав
с лигатурами. Так, алюминисвоциркониевая лигатура (5% 7г)
может.содержать до 45 см3, а алюминиевотитановая (3% Т>) —
до 30 см3 водорода на 100 г.

Алюминиевый сплав может взаимодействовать также с ог-
неупорной футеровкой и флюсами. Взаимодействие с футеров-
кой, обычно выполняемой из окислов, может привести к восста-
новлению их алюминием. Развитие этих реакций для большинст-
ва окислов возможно, однако ено тормозится тем, что пленка
АЬОз обволакивает поверхность футеровки и защищает ее. Од-
нако возникает проблема зарастания рабочего пространства фу-
теровки.

Взаимодействие расплавов с флюсами и добавками связано
уже с рафинированием алюминиевых сплавов.

Рафинирование. При плавке алюминиевых сплавов приме-
няют как печное рафинирование, так и рафинирование различ-
ными методами внепечной обработки. Наиболее распространен-
ные способы рафинирования алюминиевых сплавов — обработ-
ка рафинирующими флюсами и другими добавками, продувка
Рис. 69. Зависимости Д6° ДТ) реакций взаимо-
действия алюминия с компонентами газовой фазы.

газами и фильтрация; иногда применяют электрофлюсовое ра-
финирование (см. рис. 10) [18, 21, 31].

Составы флюсов приведены в таблице 32. Все они содержат
хлористые и фтористые соединения. Для предохранения рас-
плавленного металла от взаимодействия с атмосферой печи
применяют покровные флюсы, которые должны обладать воз-
можно меньшей удельной массой и минимальной гигроскопич-
ностью, располагаться равномерным слоем по зеркалу металла
и легко отделяться от его поверхности при снятии шлака. По-
кровные флюсы вводят в печь при загрузке шихты. При плавке
сплавов системы А1—применяют флюсы № 4, 5, 6, для всех
остальных — флюсы № 1 и 2 (табл. 32).

Рафинирующие флюсы № 7—11 можно вводить непосредст-
венно на поверхность расплава в ковше или тигле раздаточной
печи. Однако это малоэффективно, так как они в этом случае
Таблица 32

Составы флюсов, используемых при плавке алюминиевых сплавов

№ флюса Содержание компонентов флюсов, % от массы
№С1 КС» Ка»А1Р„ СаР, М^Р, МкС1 «КС» К’аР
1 45 55
2 37 50 6,5 6,4
3 35 50 15
4 100
5 15 85
6 15 85
7 30 47 23
8 40 60
9 15 85
10 47,5 47,5 5
II 35 40 10 15
12 56,5 П.5 7 25
13 50 10 10 30

играют роль покровных флюсов, лишь частично рафинируя рас-
плав. Эффективнее вводить их в расплав при помощи колоко-
ла (см. рис. 9, 10). Так, на ЗИЛе этим способом вводят жидкие
флюсы № 10, 11 (31].

Особую группу составляют универсальные флюсы, обработ-
ка которых позволяет совместить рафинирование и модифици-
рование сплава (флюсы № 12 и 13). В их составе обычно при-
сутствует №Г, наличием которого объясняется модифицирующее
действие флюса. Содержание КаР во флюсе может дости-
гать 60%.

Рафинирование хлора газами производится при температу-
рах 720—730°С в течение 5—20 мин при расходе инертного газа
0,3—1% от массы обрабатываемого металла Процесс обработки
сплава инертным газом основан на диффузии растворенного в
металле газа в пузырьки, а также на флотационном действии
пузырьков по отношению к другим взвешенным неметалличе-
ским включениям, находящимся в расплаве.

Обработка расплава хлором обеспечивает высокую очистку.
Однако хлор токсичен, в связи с чем требуются специальные
устройства для проведения рафинирования (герметичные ка-
меры, ковши, хорошая вентиляция, изолированные помещения
и т. д.), что ограничивает применение этого процесса. В связи с
этим, в фасонолитейном производстве алюминиевых сплавов
шире применяются процессы, связанные с обработкой расплавов
хлоридами (хлористым цинком, хлористым марганцем, гекса-
хлорэтаном, четыреххлористым титаном и др.).
Из-за высокой гигроскопичности хлориды перед использова-
нием обязательно подвергаются сушке и вводятся в расплав в
колоколе, так как имеют малую плотность. Расход их состав-
ляет 0,5—2% от массы обрабатываемого расплава, температура
процесса 700—730°С. Следует учитывать, что низкие темпера-
туры снижают эффект рафинирования, а высокие приводят к
интенсивному окислению сплава. Гексахлорэтан является орга-
ническим веществом с плотностью 2,09-103 кг/м3 и низкой тем-
пературой плавления (186,5°С). Расход гексахлорэтана состав-
ляет 0,3—0,7%, обработка производится при 740—750°С. В отли-
чие от хлористых солен С2С1б негигроскопичен и для него не
требуется специальных условий хранения.

В литейных цехах широко применяются таблетки препарата
«Дегазер», которые содержат гексахлорэтан и хлористый барий
(10% от массы).

Хлористые соединения в расплаве взаимодействуют с алю-
минием:

ЗМеС!2+2А1—>2А1С13+ЗМе. (5.77)

Хлористый алюминий в виде пузырьков, проходя через расплав»
увлекает неметаллические включения. Кроме того, водород, на-
ходящийся в расплаве, диффундирует во внутрь пузырька, чем
обеспечивается очистка металла от неметаллических примесей.

Рафинирование алюминиевых сплавов можно осуществить
также фильтрацией, в основе которой лежит как физическая и
химическая адсорбция расплава на границе раздела металл—
фильтр, так и механическое улавливание взвешенных в распла-
ве неметаллических включений. Для фильтрации применяют
различные материалы. Стеклоткань, например, позволяет сни-
зить загрязненность сплава неметаллическими включениями
примерно в 2 2,5 раза; слой измельченного глинозема с вели-
чиной зерна 3—6 мм снижает содержание неметаллических
включений в сплаве, но не уменьшает содержания водорода.
Для рафинирования алюминиевых сплавов используют также
вакхум, ультразвук и др.

Технология плавки алюминиевых сплавов. В качестве ших-
товых материалов применяют первичный алюминий и силумин
в чушках, сплавы алюминиевые в чушках, возврат, лом и отхо-
ды, а также лигатуры.

Приготовление лигатур производится с топ целью, чтобы
ввести в алюминиевый сплав тугоплавкие компоненты (Си, М»
и др.) или активные легкоокисляющиеся компоненты с мини-
мальными потерями. Лигатура должна иметь температуру плав-
ления, близкую к температуре жидкого сплава (табл. 33).

Лигатуры можно приготавливать в любой плавильной печи.
Тугоплавкие лигатуры (Т1, Ве, 2г, Сг) плавят в графитовых
тиглях. Приготовление лигатуры ведется в следующем порядке:
сначала плавят алюминий, затем небольшими порциями вводят
легирующую добавку определенной температуры (табл. 33),
Таблица 33

Характеристика двойных алюминиевых лигатур

Лигатура Содержание легируг- иего компонента, % Температура, “С
плавлепил лн.'атгри расплава при введении леги- рующей добавки
А1—Си 45—50 5 5 750
А1 — Мп 10 780 850—900
А1 — М 20 780 «50—900
А1 — Т1 3-4 800-850 1200— 1300
А1-Ме 9-11 560—640 700—750

после чего расплав перемешивают, что способствует быстрому
усвоению легирующих добавок, вводят покровные флюсы, пре-
дохраняющие расплав от окисления, и рафинируют его.

Плавка всех алюминиевых сплавов, за исключением алюми-
ниевомагнисвых, производится аналогично. Исходя из того, что
поглощение газов с увеличением температуры интенсифицирует-
ся, плавку алюминиевых сплавов рекомендуется вести форсиро-
ванно и при оптимальных температурах (табл. 34) [6].

Рассмотрим процесс плавки в индукционных тигельных пе-
чах, которые могут использоваться для сплавов всех групп. При
плавке в индукционных печах в очищенный тигель осторожно,
без ударов загружается шихта: на дно тигля плотно уклады-
вается собственный возврат, затем загружается чушковый и
сверху мелкий собственный возврат. Печь включается и произ-
водится плавление. По мере расплавления первых порций ших-
ты догружается оставшаяся часть. Для интенсификации процес-
са плавки в индукционных печах плавку ведут с болотом,
составляющим треть объема тигля. Во избежание выброса ме-
талла, загружаемая шихта должна быть очищена от влаги,
масла и эмульсии.

Таблица 34

Температурные режимы пла-ни алюминиевых сплавов

Сплав Температура. еС
перегрева .чал инки
А| — 51 А|—51 —Ме А| — Си А1 — Си — $1 А1 — Си —Хп 730—750 750 740—780 750 700-750 700—710 680-720 690—730 680—730 670-710
На ЗИЛе в индукционных печах плавят сплав АЛ4 [31].
Рафинирование производят жидкими флюсами для кокильного
литья № 11 и для литья под давлением № 10 (см. табл. 32).
После обработки жидкими флюсами сплав контролируют на
остаточное содержание газов технологической вакуум-пробой.
Если газосодержание высокое, производят повторную обработку
флюсом или переливают сплав в индукционный канальный
миксер для дегазации путем выдержки расплава в течение 3—
5 часов. Расплав защищают от взаимодействия с атмосферой
покровным флюсом состава № 3 (см. табл. 32).

Многие алюминиевые сплавы плавят на базе двухкомпонент-
ной шихты: сплав алюминиевый в чушках и возврат собствен-
ного производства. Например, сплав А1—81 с 9% 81 на ЗИЛе
плавят в газовых ванных печах емкостью 25 т, шихта состоит
из возврата и сплава в чушках марки АК9.

Сплавы А1 — Си — 51 плавят также в газовых печах. На-
пример, на ВАЗе шихта для газовых печей состоит из 40%
АК6М2 и 60% возврата. Плавку ведут под покровным флюсом
при температуре в газовой печи 850°С, нагревая сплав не более
чем до 780°С. Готовый сплав из плавильной печи выпускают
через летку по желобу в печь ожидания, откуда при помощи
пневмоперекачивающего устройства подают в ковш. В ковше с
помощью колокола, в который помещают дегазирующую таб-
летку (87% гексахлорэтана, 12,7% МаС1 и 0,3% ультрамарина),
металл рафинируют. Во время транспортировки ковша поверх-
ность металла закрывают покровным флюсом. Из ковша сплав
заливают в раздаточные печи, где он также находится под по-
кровным флюсом.

Плавка сплава А1—51—с содержанием 9,5—11,5%
магния имеет ряд особенностей. В нем в качестве шихтовых
материалов используют алюминий высокой чистоты (А995, А99,
А97, А95), магний и лигатуры (алюминий — бериллий, алюми-
ний— титан и алюминий—цирконий), а также возврат собст-
венного производства.

В чистый прогретый до 700°С тигель загружают чушки алю-
миния и лигатуру алюминий — бериллий; после расплавления и
перегрева металла до 700°С вводят лигатуру алюминий —
титан и алюминий — цирконий. После полного расплавления
сплав очищают от шлака, тщательно перемешивают и с по-
мощью колокола, изготовленного из титана, вводят магний. Пе-
регрев сплава выше 750 °С нс допускается. При наличии в спла-
ве бериллия и титана плавку можно вести без защитного флюса.
В остальных случаях применяют покровные флюсы № 4, 5 и 6
(см^ табл. 32). Появление на поверхности зеркала металла
темно-бурых пятен указывает на окисление сплава. Появление
черного налета на поверхности отливок или темного цвета на
изломе образцов свидетельствует о перегреве сплава сверх
нормы.

После ввода всех компонентов сплав рафинируют флюсами
X? 8 и 9 (см. табл. 32), затем снимают шлак и заливают фор-
мы. Разливка сплава по формам производится в интервале
температур 660—770°С в зависимости от толщины стенки отли-
вок.

Алюминиево-магниевые сплавы, содержащие более 3—4%
М^, не только склонны поглощать кислород и водород, но и
взаимодействуют с азотом воздуха и печной атмосферой. В ре-
зультате реакции азота с магнием и образуются нитриды. Для
предотвращения образования нитридов применяют специальные
флюсы, которые наряду с другими хлоридами содержат хлорид
магния, который препятствует выгоранию магния.

Во время плавки температуру расплава и содержание газов
в металле контролируют по технологическим пробам, а также
методом вакуумной экстракции. В заключительной стадии полу-
чения алюминиевых сплавов производят их модифицирование.

12. ПЛАВКА МАГНИЕВЫХ СПЛАВОВ

Физико-химическая характеристика процесса. Магний от-
носится к легким и сравнительно легкоплавким металлам (/пл —
=65042, р = 1738 кг/м3). Особенностью магния и его сплавов в
расплавленном состоянии является высокая химическая активность:
образующаяся пористая окисная пленка не защищает расплав от
интенсивного окисления и возгорания. В связи с этим, плавка
магниевых сплавов вызывает определенные трудности.

Кислород и азот практически не растворяются в магнии, а
образуют с ним соединения М&О и обладающие более
высокой плотностью, чем расплав, что позволяет им оседать на
дно ванны расплава. Магниевые сплавы в процессе плавки и
разливки поглощают большое количество водорода. При плавке
магниевых сплавов с редкоземельными металлами иттрием и
церием на поверхности раздела расплав — флюс протекают об-
менные реакции между легирующими элементами и компонен-
тами флюсов, что приводит к потере дорогостоящих компонен-
тов:

2Се4-ЗМ^С12—*ЗМе+2СеС13, (5-78)

2У+ЗМ^С12—>ЗМ$4-2УС13, (5.79)

2У4-ЗМ8Н2—>ЗМб4-2УЕз. (5.80)

Для повышения плотности окисной пленки и предотвраще-
ния возгорания на'Поверхность расплава после рафинирования
хлориднымн флюсами обычно подают бесхлоридные флюсы, со-
держащие М^Р, СаР2, А1Р3, В2О3. При наличии в магниевых
сплавах иттрия, церия, лантана, неодима, тория и кальция реко-
мендуется для уменьшения потерь использовать бесхлористые
флюсы или проводить бесфлюсовую плавку в защитной атмос-
фере.

Рафинирование. В настоящее время применяют следующие
способы рафинирования магниевых сплавов: отстаивание, обра-
ботку твердыми и жидкими флюсами, продувку газами (арго-
ном, хлором, углекислым газом, гелием, четыреххлористым уг-
леродом), фильтрование, присадку активных металлов (цирко-
ния, кальция, титана, марганца) и т. д. Метод отстаивания наи-
более прост, производится при температуре 750°С, но малопро-
изводителен и неэкономичен.

При плавке магниевых сплавов используют флюсы ВИ2
(38-46% М&С1, 32-40% КС1, до 10% \аС1+СаС12 5-8%
ВаС12, 3—5% СаЕ2), ВИЗ, который отличается от ВИ2 повы-
шенным содержанием СаЕ2 (15—20%) и М^О (7—10%) и от-
сутствием ВаС12, а также бесхлоридные флюсы ВИАМ5 (17,5%
М^Ег, 15% А1Е3, 50% В2О3, 17,5% СаЕ2) и ФЛ1 (32% МеЕ2,
40% А1Г3, 15% В2О3, 13% СаЕ2).

Примерный режим, рафинирования магниевых сплавов флю-
сами следующий: расплав при температуре 700—720°С переме-
шивают в течение 5—6 мин, удаляют использованный и наносят
свежий флюс, нагревают расплав до 750—780°С, отстаивают
при этой температуре 10—15 мин и снижают температуру до
700- 680°С, т. е. до температуры заливки.

Степень очистки расплава от неметаллических включений
контролируют по излому технологической пробы: наличие в нем
черных пятен указывает па присутствие оксидов магния, а се-
рые пятна свидетельствуют о включении флюса.

При обработке флюсами происходит и частичная дегазация
сплавов. Для более глубокой дегазации применяют обработку
газами. Продувку азотом производят при температуре не выше
660—685°С, так как при более высоких температурах образуют-
ся нитриды магния, загрязняющие сплав. Продувку аргоном и
хлором производят при 740—760°С.

Рафинирование иногда совмещают с модифицированием, при
этом в поток хлора вводят чстыреххлористый углерод. При про-
дувке хлором образуется хлористый магний, который способст-
вует удалению из металла окисных включений. На практике
применяется многократная обработка расплавов. Например,
последовательная обработка расплава углекислым газом и ге-
лием или четыреххлористым углеродом и гелием позволяет до
минимума снизить содержание водорода в сплаве (до 8—
10 см3/100 г металла).

Присадка циркония, титана или марганца способствует
очистке магниевых сплавов от примесей железа, содержание
которого может быть снижено до тысячной доли процента. Опе-
рация рафинирования этим способом обычно производится при
температуре 800—850°С с последующей выдержкой расплава в
течение 20—30 мин при температуре 700°С. При этом происхо-
дит кристаллизация и осаждение твердой фазы, содержащей
железо и присадки.

Хорошие результаты по очистке магниевых сплавов от неме-
таллических включений дает фильтрация. С этой целью исполь-
зуют зернистые и сетчатые фильтры. Наиболее тонкую очистку
обеспечивают зернистые. В качестве фильтровального материа-
ла в них применяют магнезит, графит, кокс и совместно с ними
другие материалы. Степень очистки сплава определяется раз-
мером зерна и толщиной фильтровального слоя: чем мельче
зерно и больше толщина слоя, тем тоньше очистка. Магнезито-
вые фильтры позволяют снизить содержание неметаллических
включений до минимума. В качестве сетчатых фильтров исполь-
зуют сетку с ячейками 1X1 мм. Стальная сетка снижает за-
грязненность в 3—7 раз.

Технология плавки магниевых сплавов. Плавка магниевых
сплавов в зависимости от серийности производства и массы
отливок может производиться либо в тигельных печах (топлив-
ных или электрических), либо дуплекс-процессом: пламенная
печь — тигельная печь или индукционная печь — тигельная печь
(см. рис. 45). Плавку в стационарных тигельных печах произ-
водят для мелких отливок. Для крупных отливок используют
печи со съемным стальным тиглем, имеющим перегородку, или
дуплекс-процессы.

Одновременно с плавкой в тигле осуществляют рафиниро-
вание и модифицирование. При плавке в стационарных тиглях
применяют флюс ВИ2, а в съемных — ВИЗ, который имеет
меньшую плотность и поэтому всплывает на поверхность. Из
стационарного тигля готовый сплав разливают ковшами, съем-
ные тигли извлекают из печи и транспортируют к месту залив-
ки.

Плавку в тигельных печах производят в определенной по-
следовательное ги: тигель прогревают до 400—500°С и загру-
жают в него флюс (ВИ2 или ВИЗ в зависимости от процесса)
в количестве до 10% от массы шихты. После расплавления всей
шихты расплав нагревают до 700—720°С и производят рафини-
рование и модифицирование. Расплав выдерживают в течение
10—15 мин, отбирают технологические пробы на химический и
спектральный анализ, а также для испытаний на излом, после
чего металл транспортируют на заливку. Во избежание загряз-
нения металла флюсом при разливке в тигле оставляют 20—
30% объема расплава. Оставшийся загрязненный металл раз-
ливают в изложницы и используют для подготовительного
сплава.

Различают два вида технологии плавки: переплав чушкового
сплава с добавкой возврата и плавку в две стадии (приготов-
ление предварительного и рабочего сплавов). В первом, случае
шихтовыми материалами являются сплавы магниевые в чуш-
ках- Их загружают в печь вместе с возвратом, защищают от
воздействия атмосферы, расплавляют, доводят сплав до тре-
буемой температуры, затем рафинируют и модифицируют, после
чего приступают к разливке.

Во втором случае шихтовыми материалами являются пер-
вичные металлы и лигатуры. Поэтому сначала производят ра-
счет шихты, затем готовят лигатуры и выплавляют предвари-
тельный сплав. Для его приготовления в очищенный и разогре-
тый до 500°С тигель загружают флюс в количестве 0,25—1,0%
от массы шихты и расплавляют. Затем загружают металличе-
скую шихту, расплавляют, перегревают расплав до 700—720°С
и рафинируют.

Процесс рафинирования заключается в том, что на поверх-
ность тигля подают свежие порции сухого измельченного флюса
в количестве 1% от массы металла и сплав тщательно переме-
шивают шумовкой в течение 4—6 минут. В этот период сплав
очищается от нежелательных примесей, приобретает однород-
ность и поверхность его становится зеркально блестящей. Вы-
держивание верхнего предела температуры в течение опреде-
ленного времени способствует более полному всплыванию и
отделению взвешенных частиц. По окончании рафинирования
шлак тщательно скачивают, наводят новый слой флюса и тем-
пературу сплава поднимают до 750—780°С. При этой темпера-
туре сплав выдерживают 10—15 мин и отбирают пробы на
химический анализ. Затем температуру снижают до 680—700°С
и заливают сплав в изложницы, подогретые до 120—150°С.

Плавку рабочего сплава производят в той же последователь-
ности: в разогретую лечь загружают флюс, затем шихту (спла-
вы магниевые в чушках или чушки предварительного сплава),
предварительно подогретую до 120—150°С. Загрузку производят
периодически по мере расплавления загружаемых компонентов.
После каждой загрузки шихты во избежание окисления метал-
ла поверхность ванны присыпают флюсом. Сплав нагревают до
760—800°С и рафинируют флюсом, засыпаемым на зеркало
расплавленного металла. Неметаллические примеси, окислы и
нитрилы в магниевых сплавах при температуре 750°С достаточ-
но быстро опускаются на дно тигля.

Особенности разливки магниевых сплавов. Приготовленный
сплав подают на заливку форм ковшами, которые предваритель-
но прокаливают и промывают расплавленными карналлитом
или флюсом ВИ2. Заливку магниевых сплавов осуществляют
при определенных температурах: сплав МЛ2 — при 720—800°С;
МЛ5, МЛ6—при 690—780 и МЛЗ, МЛ4—при 690—790 СС. По
окончании заливки в ковше оставляют 10 15% сплава во из-
бежание попадания флюса в форму. Для предохранения от
возгорания во время заливки струю магниевого сплава припи-
ливают серным цветом или смесью серы с борной кислотой
(1 : I)-

13. ПЛАВКА ЦИНКОВЫХ СПЛАВОВ

Физико-химическая характеристика процесса. Цинк относит-
ся к тяжелым легкоплавким металлам (/пл — 419,7°С, р = 7133кг м“)
и имеет низкую температуру кипения (907сС). При взаимодейст-
вии с газовой фазой он покрывается плотной защитной пленкой
из 2пО3-ЗХп(ОН)2. С повышением температуры защитная способ-
224
ность пленки падает и создаются Слагоприятные условия для
окисления цинка по реакциям (1.42) — (1.14).

Чтобы уменьшить окисление, плавку цинка и его сплавов
производят в защитной или слабовосстановительной атмосфере.
В качестве защитной атмосферы при плавке используют азот.
Во избежание подсоса воздуха, давление азота в печном прост-
ранстве поддерживают в пределах 0,12—0,15 МПа. Плавку ве-
дут при температуре расплава 440 48СеС. Перегрев не должен
превышать 480°С, так как при этой температуре начинается
интенсивное окисление и насыщение сплава газами, а при плав-
ке в чугунном или стальном тигле возможно насыщение сплава
железом.

Рафинирование. Цинковые сплавы рафинируют от примесей
газов и неметаллических включений хлоридом цинка, хлоридом
алюминия, гексахлорэтаном, или комплексом солей. Рафиниро-
вание цинковых сплавов от вредных металлических примесей
производят методом отстаивания, позволяющим снизить содер-
жание свинца и железа. Рафинирование сплавов цинка азотом
и хлором значительно уменьшает содержание водорода (до
50%), однако после обработки газами несколько снижается
прочность и твердость и увеличивается пластичность.

Технология плавки цинковых сплавов. Плавку цинковых
сплавов осуществляют в основном в тигельных топливных и
электрических исчах (рис. 45, а, д, е). Иногда применяют ван-
ные пламенные печи (рис. 45, б).

В качестве шихты обычно используют сплавы цинковые ли-
тейные в чушках, сплавы цинковые в чушках для литья под
давлением и возврат производства. Применяют также чистые
первичные металлы. Например, на Мценском заводе алюминие-
вого литья для получения сплава ЦАМ4-1 используют чушковый
сплав, а для сплава ЦАМ10-5 — первичный цинк и лигатуры
(31).

При плавке цинкового сплава тина ЦАМ4-1 в индукционной
тигельной печи в качестве шихты применяют 50% чушкового
сплава этого типа и 50% возврата производства (литники, бра-
кованные отливки, переплав низкокачественных отходов). При
необходимости сплав подшихтовывают магнием. Все компонен-
ты шихты очищают от посторонних примесей (влаги, масла и
других включений). Загрузку шихты следует производить осто-
рожно во избежание выброса жидкого сплава, заполняющего
треть емкости тигля.

Сначала в ванну загружают легковесную шихту (мелкий
возврат), затем — чушковые материалы. Плавку ведут форси-
рованно. Металл расплавляют и перегревают до 440 460°С,
после чего снимают шлак и отбирают пробы на экспресс-анализ.
При (необходимости с помощью колокола, в расплав вводят маг-
ний. Если химанализ дает положительный результат, темпера-
туру металла доводят до 440—460°С и металл заливают в подо-
гретый до 400--450°С ковш, который транспортируют и уста-
навливают под вытяжной зонт, где производят рафинирование
сплава, для чего в ковш вводят таблетки в количестве 0,4% от
массы расплава. В состав таблеток входит 87% гексахлорэтана,
0,3% ультрамарина и 12,7% ХаС1- Сплав тщательно перемеши-
вают, счищают шлак и металл транспортируют на заливку
форм.

14. ПЛАВКА МЕДНЫХ СПЛАВОВ

Физико-химическая характеристика процесса. Температура
плавления меди 1083°С, латуни — от 950 до 1050сС, температу-
ра литья бронз — от 1150 до 1200°С. Перегрев приводит к насы-
щению сплавов газами, а интенсивное выделение газов в про-
цессе затвердевания способствует пористости и ухудшает плот-
ность и герметичность отливок.

Насыщение сплавов газами зависит от химического состава
сплава. Одним из наиболее вредных для металла газов яв-
ляется водород, который попадает в металл из печной атмосфе-
ры, содержащей пары воды. Одни легирующие элементы умень-
шают количество растворенного водорода, другие—увеличивают.
Например, чистые двойные сплавы Си — А1 имеют малую склон-
ность к газопоглощению, но опа резко возрастает при введе-
нии в сплав дополнительных легирующих компонентов и при
наличии в сплаве примесей.

Компоненты сплавов окисляются газовой фазой по реакциям
(1.42) — (144). Окислы переводят в шлак. Например, окись
олова удаляют из сплава, переводя ее в шлак при помощи обез-
воженной соды:

8пО2 4- 2Хта2СО3 4- В2О3 -► Ха2[<>04 • Ха28пО3 4- 2СО2 (5.81)
Железо удаляют окислительным рафинированием сплава куп-
ритом:

ЗРеО4-Сп2О—»-ГеО4-2Си, (5.82)

2Ре3О4 4- 48Ю2 4 4Си ЗРе281О4 4 Си48Ю4. (5.83)

При плавке бронз обеспечение требуемого химического состава
не вызывает особых трудностей. Сложнее обеспечить минималь-
ное насыщение сплавов газами, которые интенсивно поглощают-
ся расплавом в процессе плавки и способствуют образованию
газовых раковин и газоусадочной пористости. Поэтому особое
значение приобретает выбор защитного покрытия расплава, хотя
оно лишь предохраняет сплав от окисления, по не удаляет газы,
растворенные в жидком металле.

Рафинирование. Существует несколько способов удаления
водорода из расплава: применение вакуума, обогащение ме-
таллической ванны кислородом и введение в расплав дегази-
рующих присадок. Применение вакуума требует дорогостоящего
оборудования и поэтому ограничено. Обогащение кислородом
значительно уменьшает содержание водорода, по приводит к
насыщению металла кислородом, что вызывает необходимость
раскисления. Наилучший эффект дает дегазация окислением
при помощи продувки расплава воздухом или чистым кисло-
родом и введения в жидкий металл окисляющих флюсов. В ка-
честве окислителей в состав флюсов обычно вводят окислы меди
или марганца. При этом в расплаве бронзы протекают следую-
щие реакции:

4СиО5=ь2Си2О+О2, (5.84)'

а при содержании в сплаве олова

2Си2О-|-8п=г*8пО24-4Си. (5.85)

Си2О и 8пО2 вступают в реакцию с водородом, образуя пары
воды:

Си2О+2Н^2Си+Н2О, (5.86)

8пО2+4Н^8п-|-2Н2О. (5.87)

Для удаления кислорода из расплава применяют раскисление.
Окислительное рафинирование флюсами осуществляют при
1180—1200°С. При этом расход окислителей составляет 0,5—
1,0% от массы металла.

Наиболее широко применяемым раскислителем при плавке
медных сплавов с оловом и свинцом является фосфор. Раскис-
ление сплавов меди, содержащих цинк, алюминий, бериллий и
кремний, производится бериллием, так как окислы этих элемен-
тов не восстанавливаются фосфором. Бериллий позволяет пол-
ностью раскислять металл и получать отливки высокой плот-
ности.

Для раскисления сплавов меди применяется также фосфид-
ная медь, содержащая 90—93% Си и 7—10% Р. Раскисление
происходит по реакции

2Р+5Сп2О = Р2ОН-10Си. (5.88)

Легкоплавкая пятиокись фосфора (1пл =563°С) поднимается на
поверхность ванны расплавленного металла и при прохождении
через расплавленный металл реагирует с окислами меди:

Р2О54-Си2О = 2СиРО3. (5.89)

Образующийся метафосфат меди — жидкое вещество, которое
всплывает на поверхность ванны.

Кроме фосфата в качестве раскислителей применяются 7п,
А1, 8п, М§, Ва, Се и другие элементы, однако все они имеют
общий недостаток: для полноты протекания раскислительных
реакций эти элементы надо вводить с некоторым избытком,
что не всегда допустимо.

Достаточно полное раскисление осуществляется за счет вве-
дения в качестве раскислителя бора в виде лигатуры медь —
бор (2—4% В).

Количество вводимых раскислителей определяется степенью
окисления ванны и обычно составляет 0,1—0,3% от массы сад-
ки. Раскислители вводят вглубь ванны колоколом или клещами
иод слой защитного флюса.

В качестве поверхностных раскислителей используют борид
магния, карбид кальция и борный шлак. Наиболее эффективен
борный шлак, состоящий из борной кислоты или буры и порош-
ка магния в соотношении 95:5. Смесь расплавляют при 1000—
1100°С, разливают по изложницам, а затем дробят и в порошко-
образном виде вводят в сплав в количестве I —1,5% от его мас-
сы. Сплав тщательно перемешивают.

Перед рафинированием расплав нагревают до 1200 -1250°С,
снимают шлак, на зеркало металла насыпают порошок измель-
ченного флюса и в течение 10—15 мин тщательно перемеши-
вают, после чего расплав отстаивают в течение 10 -15 мин,
очищают от шлака и транспортируют на заливку

Обработку медных сплавов флюсами используют также для
удаления вредных примесей из оловянных и алюминиевых бронз,
в частности для удаления-алюминия и кремния. Для этих целей
применяют, например, флюс, содержащий 33% Ха2В4О7, 33%
Си2О и 34% 81О2.

В качестве комплексного раскислителя оловянных бронз ис-
пользуют смесь лития и бора, оксиды которых образуют легко-
плавкий шлак. Введение смеси лития и бора обеспечивает так-
же модифицирование.

Дегазацию медных сплавов производят азотом, хлором, ге-
лием и аргоном. При продувке меди и ее сплавов газами атомы
водорода диффундируют внутрь пузырька газа. С повышением
температуры сплава процесс дегазации интенсифицируется. Ре-
комендуется проводить дегазацию при 1270 —1370°С. Дегазацию
медных сплавов как и алюминиевых производят также гекса-
хлорэтаном, который по дегазирующей способности нс уступает
инертным и нейтральным газам.

Рафинирование сплава хлором протекает за счет его актив-
ности. Вступая в реакции с растворенными в металле газами,
хлор образует хлориды, которые затем удаляются из металла.
Рафинирование инертными газами производят при температуре
расплава 1150—1200°С в течение 5— Ю мин. На I т расплава
расходуется 0,25 0,5 м3 газа при давлении 20 30 кПа. После
рафинирования сплав выдерживают 10-15 мин для удаления
пузырьков газа и транспортируют на заливку.

Для рафинирования применяют также фильтрацию сплавов,
например алюминиевых бронз. С этой целью используют как
керамические зернистые фильтры (например, из магнезита, про-
питанного СаГ2), так и металлические сетки (например, из мо-
либдена). Обработку расплава можно производить комплексно.
Фильтрация под разрежением. 0,6 1,3 кПа в течение 10 мин
при 1250°С позволяет снизить содержание водорода па 80%
и кислорода на 40—50%. Однако для сплавов, содержащих сви-
нец и цинк, вакуумирование непригодно, так как способствует
интенсивному удалению этих элементов из сплава. Поэтому ва-
куумирование для медных сплавов используют ограниченно.

Технология плавки медных сплавов. Плавку бронзы обычно
производят в дуговых электрических печах с независимой дугой
или в пламенных печах (рис. 46, а, б, е), а латуней —в индук-
ционных тигельных и канальных печах (рис. 46, в, г).

В качестве шихты применяют первичные материалы, воз-
врат, лом и сплавы литейные в чушках (латуни и бронзы). Для
доводки сплава по химическому составу используют чистые
первичные металлы или лигатуры (табл. 35).

В качестве покровных материалов при плавке медных спла-
вов используют древесный уголь и покровные флюсы (табл. 36).

Таблица 35

Составы лигатур, используемых при плавке медных сплавов

Лигат ура Массонам доля, ч» Температур» плавле- ния, вС
Медно-марганцсвая Ме дно-берилл не вая Медно-кремниевая Медио-оловянная Медпо-никелевая Длюмиинево-мелно- ннкелевая 73 Си, 27 Мп 85—95 Си, 5—15 Не 84 Си, 16 51 50 Си. 50 М 67—85 Си, 15—33 М 50 А1, 40 Си. 10 XI 8<Ю 900 800 780 1050-1080 670

Таблица 36

Покровные и рафинирующие флюсы для медных сплавов, %от массы

Состав Назначение
41—47 510.,; 25 — 32 МпО3; 10— 15 ХааО; 11—14 А1,О3 50 510,.; 30 Ха;,В,О7; 20 С,0 10—30 510,: 90 — 70 Х’а3В4О: 7 Ка3В4О7: 60 Х’а,СО3; 33 СаР3 50 Хга3СО3; 50—бой стекла 30 510,; 30 Х’а ,СО3; 40 СаРа 50 Ха СО3: 50 СаР3; 50 СаГ,; 50 20 СаЕ2; 60 Х'аГ; 20 Х’а3А1Рв 6 Х’а3ВА; 70 Х’а.СО,; 12 Х’а3А1Ру; 12 КаСО3 Покровный для оловянных бронз в печах с шамотной футеровкой То же с магнезитовой футеровкой Рафинирующий для оловянных бронз Покровный для алюминиевых бронз Покровный для кремнистых и простых латуней Покровно-рафинируюпшй для бронз и латуней Рафинирующий для алюминиевых бронз
Приготовление лигатур можно производить в любой печи,
однако предпочтительнее использовать индукционные печи, в
которых обеспечивается перемешивание расплава, и потери до-
рогостоящих цветных металлов минимальны.

Рассмотрим технологию приготовления медно-алюминиевой
лигатуры. В печь загружают примерно 2/3 от расчетного коли-
чества алюминия, расплавляют его и перегревают до темпера-
туры 800 1000°С, после чего порциями загружают подогретую
до 150 200°С медь. Сплав тщательно перемешивают и после
расплавления всей меди вводят оставшуюся часть алюминия,
снова перемешивают и выдерживают до 720—750°С, после чего
производят рафинирование обезвоженным хлористым цинком
или хлористым марганцем. Приготовленную лигатуру при темпе-
ратуре 670—700°С разливают в подогретые до 150—200°С чу-
гунные изложницы.

Плавку латуней производят во всех типах печей, кроме ду-
говых и вакуумных, в которых наблюдается повышенный угар
цинка. Подготовленную шихту загружают в очищенную и разо-
гретую печь. Если плавка производится из первичных компонен-
тов шихты, то сначала загружают просушенный флюс (напри-
мер, буру в количестве 0,25% от массы металла) и чистую медь.
После расплавления меди ес перегревают до ИЗО—1150 °С и
раскисляют фосфористой медью из расчета 0,3—0,4% от садки.
Сплав тщательно перемешивают и под шлак вводят по расчету
медпо-кремниевую лигатуру (15—20% 81), предварительно по-
догретую до 200—250°С. Ошлакование кусков лигатуры не до-
пускается. После полного растворения лигатуры вводят подо-
гретый цинк, затем свинец и, тщательно перемешивая расплав
графитовой мешалкой, доводят его температуру до 1050—1 Ю0°С.
Затем отбирают пробы. Готовность сплава оценивают но излому
отлитых проб. Мелкозернистый излом и отсутствие ликвацион-
иых наплывов на поверхности пробы свидетельствует о доста-
точно высоком качестве, что позволяет приступить к разливке.
При обнаружении высокой насыщенности сплава газами произ-
водят дегазацию, для чего применяют продувку азотом или пе-
регрев.

Плавку латуни ЛС 59-1Л в печи марки ИЛТ-2,5 производят
следующим образом. От предыдущей плавки в печи оставляют
30% массы (болото). Шихтовые материалы (50% латуни в
чушках и 50% возврата), тщательно очищенные от загрязпе-
(ний, влаги, масла и других посторонних примесей, осторожно
загружают в печь причем сначала отходы производства (литни-
ки и брак отливок), затем чушковую латунь. Шихту покрывают
слоем прокаленного древесного угля. Загруженную шихту рас-
плавляют, доводят температуру металла до 960—980°С, снимают
шлак и отбирают пробы для экспресс-анализа. При необходи-
мости производят подшихтовку цинком. Приготовленный сплав
заливают в прокаленный до 700—800°С ковш и транспортируют
его на заливку.
Плавка двойных латуней, (например Л 68, особых трудностей
не вызывает. В разогретую печь загружают медь, расплавляют
ее, после чего вводят цинкосодержащие отходы и вторичную
латунь. Сплав доводят до температуры 1000— 1050°С, вводят
недостающее количество цинка и производят заливку. Так как
цинк является отличным раскислителем, медь после расплавле-
ния не раскисляют. Для уменьшения угара цинка плавку ведут
под слоем покровного флюса.

Плавка многокомпонентных сложных латуней отличается
лишь тем, что перед введением легирующих компонентов, на-
пример алюминия, проводят раскисление фосфористой медью.
Для удаления неметаллических включений сплавы подвергают
рафинированию хлористым марганцем или фильтрации через
зернистые фильтры.

Плавку оловянных бронз производят на первичных материа-
лах, возврате производства и чушковой бронзе. В подготовлен-
ную разогретую печь загружают большую часть шихты и за-
сыпают просушенным древесным, углем. Расплавленную медь
раскисляют фосфористой медью (9—10%Р) в количестве 0,2%
от массы, доводят расплав до температуры 1100—1150сС, после
чего поочередно вводят остальные составляющие шихты (цинк,
олово и свинец), сплав нагревают до 1100—1200°С, рафинируют
хлористым марганцем или азотом, модифицируют (например,
комплексным модификатором, включающим 0,05% 2п, 0,06% В
и 0,2% Т1), отбирают технологические пробы и транспортируют
на заливку.

При выплавке оловянных бронз, наряду с раскислением фос-
фористой медью, применяют раскисление цинком из расчета
500 г фосфористой меди и 500 г цинка на 100 кг сплава. Рас-
кисление фосфористой медью производят в два приема; вначале
вводят 250 г фосфористой меди и сплав перемешивают (если
плавят на первичных материалах, то перед присадкой олова),
затем присаживают 500 г цинка и перед выпуском сплава вво-
дят оставшиеся 250 г фосфористой меди.

Плавку безоловянных бронз, например алюминиевых, обычно
производят в электрических дуговых или индукционных печах
на форсированном режиме. Реже используют топливные печи.
Алюминиевые бронзы весьма чувствительны к перегреву и об-
ладают высокой активностью к поглощению газов, поэтому их
плавку производят в окислительной атмосфере под слоем флюса
(см. табл. 36) при температуре сплава не более 1200сС.

При плавке алюминиевой бронзы, легированной никелем,
марганцем или железом, сначала расплавляют медь и раскис-
ляют ее фосфористой медью (0,05—0,1%), после чего вводят
алюминий или лигатуру А1 — Си. Алюминий следует вводить
перед марганцем и железом, так как в противном случае обра-
зуются плены, которые делают сплав непригодным для заливки.

Сплав доводят до температуры 1150—1200сС и рафинируют
хлористым марганцем или криолитом из расчета 0,1—0,3% от
массы расплава. Для удаления плен сплав фильтруют через
зернистые фильтры.

Для получения мелкозернистой структуры металл модифи-
цируют ванадием, бором, вольфрамом, цирконием или титаном
в количестве 0,05 0,015% от массы расплава, после чего вводят
лигатуры Си — М1, Си — Мп, Си — Ее и вновь раскисляют сплав
фосфористой медью.

Учитывая значительную разницу в плотности вводимых ком-
понентов меди и алюминия, способствующую зональной ликва-
ции, расплав тщательно перемешивают. Плавку ведут под флю-
сом (табл. 36). Алюминиевые бронзы обладают склонностью к
образованию плен волокнистых неметаллических включений.
Для их удаления целесообразно производить фильтрацию
сплава.

Определенные трудности вызывает плавка свинцовых бронз
(БрСЗО). Значительная разница в плотности входящих в них
компонентов повышает склонность этих сплавов к ликвации.
Для снижения ликвации рекомендуется производить плавку в
индукционных исчах, где обеспечивается хорошее перемешива-
ние расплава, а также легировать бронзы никелем (2—2,5%
от массы) и производить заливку сплава в металлические фор-
мы, в которых создаются условия для быстрой кристаллизации
сплава в отливках.

Плавка бериллиевых бронз аналогична плавке оловянных
бронз. Однако следует иметь в виду, что бериллий токсичен и
требует специальных мер предосторожности. Поэтому плавку
производят в изолированных, хорошо оборудованных приточно-
вытяжной вентиляцией помещениях.

Плавка кремнистых бронз также аналогична плавке оловян-
ных бронз. Для предотвращения насыщения сплавов водородом
не допускается нагревать расплав выше 1250—1300°С. На за-
ключительной стадии получения медных сплавов целесообразно
применять модифицирование.

15. ПЛАВКА НИКЕЛЕВЫХ СПЛАВОВ

Физико-химическая характеристика процесса. Никель пла-
вится при 1455°С, имеет плотность 8,9-103 кг/м3. На поверхно-
сти жидкого никеля при плавке (например, в открытой индук-
ционной или дуговой печи, т. е. в атмосфере, содержащей кис-
лород) образуется плотная пленка из ЫЮ, которая защищает
сплав от окисления. Однако сплавы никеля содержат также
Сг, 81, А1, Т1 и другие элементы, которые восстанавливают плен-
ку по реакциям типа

ЫЮ+Ме-МсО+М. (5.90)

При этом на поверхности жидкого никелевого сплава обра-
зуется сложная окисная пленка (шлак), которая уже не защи-
щает сплав и не препятствует окислению элементов, обладаю-
щих большим сродством к кислороду. Происходит также раст-
ворение водорода и азота. Поэтому никелевые сплавы, содер-
жащие Л1 и Т1, плавят в вакуумных печах, а для остальных
используют покровные флюсы, ограничивающие доступ газов к
жидкому сплаву, и производят рафинирование. В состав флю-
сов входят 81О2, СаЕ2, СаО, МцЕ2 и Другие соединения, напри-
мер, бура, кальцинированная сода, смесь поташа и кварцевого
песка.

При плавке сплавов в открытых печах на воздухе перед
разливкой производят раскисление. С этой целью применяют
СаС2, М§3В2, борный шлак и другие раскислители, используе-
мые для раскисления меди, а также А1, 81, М&, Мп.

Технология плавки никелевых сплавов. Плавку никелевых
сплавов производят в основном в индукционных печах, в том
числе в индукционных вакуумных. В некоторых случаях при-
меняют топливные и дуговые электропечи. В качестве шихтовых
материалов используют первичные металлы и возврат собствен-
ного производства, а также лом соответствующего сплава.

Расчет шихты производят по методике, изложенной в главе
IX, применительно к конкретным печам. При этом следует иметь
в виду, что угары ЬИ, Со, Си незначительны, а угары Т1, на-
пример, могут достигать при открытой плавке 50—70%.

Температурный интервал плавления никелевых сплавов от
1270-1300 (Н65М17Х15В5Л) до 1400—1500°С (ЭИ418, монели
и др.). Температура заливки в форму достигает 1560°С. Техно-
логия их плавки близка к технологии плавки высоколегирован-
ных сталей. Вместе с шихтой загружают покровный флюс (напри-
мер, стекольный бой) и смесь 50% СаО и 50% СаГ2 или М^Г2:
81 и Мп вводят в виде лигатур, после расплавления первой
порции шихты (возврат, лом, часть никеля и меди) добавляют
частями катодный никель. При этом тщательно следят за тем,
чтобы металл в течение всей плавки был покрыт слоем флюса
толщиной 10—15 мм. После расплавления всех компонентов
шихты температуру металла доводят до требуемой и произво-
дят комплексное раскисление.

Основным раскислителем является углерод, который вво-
дится либо с лигатурой № — С, содержащей 1,5—2% С, либо
с графитным боем, т. е. в комплексе с другими раскислителями*
Количество углерода не должно превышать 0,05—0,1%. Избы-
ток его нс допускается, так как повышает хрупкость сплава.
Для раскисления может применяться силикокальций, содержа-
щий до 20% кальция. Он вводится в количестве 0,05—0,1% от
массы металла. При выплавке сложиолегировапных сплавов
может применяться также марганец (0,02—0,06%) и магний
(0,1—0,2% от массы садки). После раскисления металл пере-
мешивают мешалкой, изготовленной из никеля, и выдерживают
несколько минут. Затем шлак сгущают добавкой в тигель или
ковш магнезита (до 0,2% от массы расплава) и производят
разливку по формам.
Для улучшения механических свойств и измельчения струк-
туры зерна некоторых жаропрочных сплавов их модифицируют
присадками бора (0,01—0,03%) и циркония (0,03—0,1%).

Наиболее предпочтительна плавка никелевых сплавов в ва-
кууме, так как она позволяет получить сплавы с высокими ме-
ханическими и специальными свойствами при минимальном со-
держании газов и неметаллических включений.

При плавке в вакуумпюй индукциопой печи (рис. 46, д) ти-
гель ее перед загрузкой тщательно очищают от остатков преды-
дущей плавки, ремонтируют и прокаливают. Для футеровки
тигля применяют магнезитовые огнеупорные материалы или
электрокорунд. Для футеровки высокочастотных печен исполь-
зуют смесь, содержащую 80% плавленного магнезита, 8% жид-
кого стекла и 12% воды.

Загрузку тигля шихтовыми материалами производят в оп-
ределенной последовательности, по возможности плотно и без
резких ударов. На дно тигля сначала загружают мелкие куски
никеля, затем более крупные, после чего добавляют кобальт,
хром, вольфрам и молибден. Легко окисляющиеся и летучие
добавки С, Т1, А1, Се, В загружают в специальный дозатор, из
которого затем подают в тигель- После загрузки закрывают
камеру и откачивают воздух вакуум-насосом. При достижении
вакуума включают на откачку высоковакуумный насос с бусте-
ром.. Нагрев тигля производят после получения вакуума.

При плавке в вакууме желательно не перегревать сплав
выше 1600°С, чтобы избежать усиления реакции взаимодейст-
вия металла с огнеупором, проявляющейся в возобновлении
кипения сплава.

Посте полного расплавления шихты и перегрева расплава
до температуры 1580—1600°С из дозатора подают углерод для
раскисления, после чего снижают температуру сплава до 1400—
1450°С. На успокоившуюся поверхность ванны расплава вводят
титан, снижают температуру до 1380—1400°С и присаживают из
дозатора алюминий. Последним вводят церий, имеющийся в
составе мишметалла, и бор в виде лигатуры. Затем металл на-
гревают до 1480—1500°С и производят заливку форм.

16. ПЛАВКА ТИТАНОВЫХ СПЛАВОВ

Физико-химические особенности процесса. Плавка титана и
его сплавов имеет ряд характерных особенностей. Титан при
нагреве проявляет высокую активность по отношению к раз-
личным средам, активно взаимодействует с кислородом, азотом
и водородом. Взаимодействуя с кислородом, он образует окислы
ТЮ, Т1О2, Т12О2. При кристаллизации титана с кислородом об-
разуется ряд твердых растворов, так как кислород стабилизи-
рует а-фазу. Азот, соединяясь с титаном, образует растворы
внедрения и также стабилизирует а-фазу, упрочняя раствор.
Растворение кислорода и азота в титане является необратимым
процессом. Водород, растворяясь в титане, образует гидриды
титана Т1Н2, которые резко снижают пластичность. Поэтому
водород считается одной из наиболее вредных примесей.

Титан активно взаимодействует практически со всеми при-
меняемыми огнеупорными материалами, восстанавливая окисли
и растворяя углерод, который образует стойкий карбид НС.
Поэтому при плавке титана необходимо полностью исключить
возможность его взаимодействия с другими фазами.

Технология плавки. Плавку титановых сплавов производят в
основном в вакуумных дуговых печах с расходуемым и перасхо-
дуемым электродом. Применяются также электронно-лучевые
печи (см. рис. 58). В качестве нерасходуемых электродов ис-
пользуют стержни торированного вольфрама и электродного
графита. Недостатком дуговой плавки с нерасходуемым элект-
родом является загрязнение сплава материалом электрода и
длительность процесса, связанная с необходимостью полной де-
газации металла. Поэтому печи этого типа применяются редко.

Исходными материалами для изготовления расходуемого
электрода служат титановая губка, легирующие элементы (в
чистом виде и в виде лигатур) и отходы титановых сплавов.
В чистом виде вводят алюминий, хром, медь, марганец, ванадий,
цирконий, железо и кремний. Лигатурами с алюминием вводят
молибден и олово. Иногда в виде лигатур вводят хром, ванадий
и железо (например, лигатура АХМК содержит 30—34% Мо,
23—27% Сг, 3—6% Ре, 2,5 — 4,0% 81, остальное алюминий).

Рассмотрим рабочий процесс в гарнисажной печи (рис. 47, а).
На специальном стенде около печи, где находится снятая крыш-
ка, к электродержателю подсоединяют расходуемый электрод.
Крышку краном снимают со стенда и устанавливают на вакуум-
ную камеру. При этом расходуемый электрод располагается по
осп тигля. Печь вакуумируют, на элсктродсржатель и тигель
подают напряжение от источника питания постоянного тока,
электрод опускают до короткого замыкания и возбуждают ду-
говой разряд. На малой мощности некоторое время прогревают
электрод и тигель, затем поднимают мощность дуги до рабочих
параметров и сплавляют электрод.

При плавке используют отходы (до 30%) и возврат собст-
венного производства (элементы литниковой системы, выпоры,
брак отливок). Тщательно очищенные отходы загружают ладно
тигля, затем устанавливают электрод, герметизируют печь и
вакуумируют до давления 1,33 Па. Прогрев производят на по-
ниженных режимах. Плавка осуществляется при силе тока
14—35 кА и напряжении 30—50 В. Длину дуги в автоматиче-
ском режиме поддерживают 60—80 мм. В процессе плавки ра-
сплав перемешивают с помощью соленоида. Скорость наплав-
ления сплава составляет 8—15 кг/мин. После наплавления
необходимого объема металл перегревают до требуемой темпе-
ратуры и производят заливку форм в вакууме.

В процессе плавки титана и его сплавов происходит угар
элементов: до 0,1—0,2% Т1, до 2,0—2,5% А! и до 10—15% Мп.
Общие потери при втором переплаве составляют 0,3—0,6% от
массы.

Плавка титана в электронно-лучевых печах (рис. 47, б) про-
изводится в глубоком вакууме (0,013 Па) Плавление металла
осуществляется за счет перехода кинетической энергии элект-
ронов в тепловую. Источником электронов служит электронная
пушка с катодом из вольфрама или тантала, нагретого до
2000—2500°С. Поток электронов концентрируется и направляет-
ся с помощью магнитных линз. Плавильные установки этого
типа позволяют нагревать расплав до требуемой температуры
и поддерживать ес. Однако необходимость создания глубокого
вакуума и интенсивное испарение некоторых легкоплавких эле-
ментов в процессе плавки ограничивает применение электрон-
но-лучевых печей для плавки титана.

Плавка титана и его сплавов требует особых мер предосто-
рожности в отношении взрывобсзопасиости. Необходимо обес-
печивать плавильные установки автоматическими быстродейст-
вующими системами отключения их от вакуумных насосов и
уменьшения количества подачи охлаждаемой воды. Печи сле-
дует располагать в специальных камерах с дистанционным уп-
равлением.

17. ПЛАВКА СПЛАВОВ НА ОСНОВЕ ТУГОПЛАВКИХ
МЕТАЛЛОВ

К тугоплавким металлам относят хром, ванадий, ниобий,
молибден, тантал, вольфрам и др. Эта группа металлов харак-
теризуется не только высокой температурой плавления (1860—
3400°С), но и большой химической активностью в расплавлен-
ном состоянии при взаимодействии с кислородом, водородом,
азотом, углеродом и огнеупорными материалами. Поэтому плав-
ку тугоплавких металлов и их сплавов производят в вакууме
или в среде нейтральных газов.

Для плавки применяют вакуумно-дуговые, электронно-луче-
вые и плазменные печи (см. рис. 47). Индукционная вакуумная
плавка производится лишь в тех случаях, когда допускается
некоторое загрязнение расплава неметаллическими включения-
ми. В качестве огнеупорных материалов для изготовления тиг-
лей используют двуокись циркония, высокомагнезитовые огне-
упоры и окись алюминия.

Плавка тугоплавких металлов (ниобия, молибдена, вольф-
рама) имеет много общего, но различается скоростью плавле-
ния электрода и степенью разряжения, необходимой для полу-
чения качественного металла. Наиболее широко применяется
плавка в вакуумно-дуговых н электронно-лучевых печах с гар-
нисажи ым тиглем.

В качестве шихтовых материалов применяют штабики, изго-
тавливаемые методом порошковой металлургии (размер штаби-
ка 16X18X500 мм). Для получения расходуемого электрода
штабики сваривают стыковой сваркой под слоем флюса до дли-
ны 1,5- 2,5 м, зачищают наждаком и собирают в пакеты по 4—
12 штук (в зависимости от мощности плавильного агрегата).
Легирующие элементы в виде полос или кусков присоединяют
к расходуемому электроду. Процесс плавки тугоплавких метал-
лов аналогичен процессу плавки титановых сплавов.

Плавку ниобия ведут в вакууме, а также в атмосфере аргона
или гелия. Раскисление сплава производят углеродом, церием
или иттрием. Плавку молибдена и его сплавов производят ана-
логичным способом. Раскисление производят углеродом или
алюминием.

Наиболее перспективным способом плавки тугоплавких ме-
таллов является электронно-лучевая. Этот способ имеет пре-
имущества по сравнению с вакуумно-дуговым и индукционным-:
электронные лучи позволяют получать высокую концентрацию
энергии нагрева, управлять процессом плавки в широких пре-
делах, применять компоненты шихты в любом виде и избегать
загрязнения сплава материалом тигля, а также дают возмож-
ность перегревать расплавленный металл при малых скоростях
плавки и глубоком вакууме.

Электронно-лучевая плавка позволяет получать отливки из
ниобии, молибдена и сплавов на их основе, а также из других
металлов, так как создаст подходящие условия для протекания
физико-химических процессов в жидкой ванне и раскисления
тугоплавких металлов, для чего в состав расплавляемых элект-
родов добавляют цирконий или церий, обладающие значитель-
ным сродством к кислороду.

Многократная переплавка в электронно-лучевых печах поз-
воляет значительно снизить содержание вредных примесей (кис-
лорода, азота, водорода и неметаллических включений), что
существенно повышает качество металла.

Для плавки тугоплавких металлов применяется также плаз-
менная плавка.
ГЛАВА VI

ОБРАБОТКА ЛИТЕЙНЫХ СПЛАВОВ В ЖИДКОМ
СОСТОЯНИИ

1. РАФИНИРОВАНИЕ

Физико-химические основы процессов рафинирования. Термо-
динамическим условием рафинирования является достаточно
высокое отрицательное значение ДО реакции удаления примеси:

[ЭИ->(ЭО, {Э<}.

Механизм, этого процесса зависит от способа рафинирования.
Например, при вакуумировании со снижением общего давления
растворимость газов резко падает, и они начинают выделяться
из расплава. То есть механизм заложен в сути способа и связан
с его термодинамической характеристикой. Например, десуль-
фурация основана на том, что сульфиды кальция, образую-
щиеся в результате протекания реакций десульфурации, имеют
самое низкое из всех сульфидов значение ДО.

Кинетика рафинирования также связана с его механизмом
и зависит от того, как производится рафинирование. Сущест-
вует два принципиально отличающихся процесса. На рисунке
70. а показана схема процесса, который осуществляется в не-

рпе. 70. Схемы кинетического (а)

и квазиравповесного (б) рафинирования.
которой емкости, содержащей рафинируемый сплав, занимаю-
щий объем V и имеющий массу Мо. Рафинирование осуществ-
ляется через поверхность 12. Масса примеси в потоке определяет-
ся по закону Фика:

или - - ? • е(С, - С-), (6.2)

где М/(Х) — масса /-го компонента, удаленная за время т, кг;
к— коэффициент массопередачи, кг/с • м2 • %;

Лч и К”—концентрация /-ой примеси в объеме и на поверх-
ности раздела, % от массы;

У — площадь поверхности раздела, м2;

—количество вещества /-го компонента, удаленное за
время х0, моль;

6 — коэффициент массопередачи, м с;

Сх-и С7—концентрация /-го компонента, моль м\

Такой тип процесса рафинирования назван кинетическим |23]

Для-практических расчетов выражения (6.1) и (6.2) можно
упростить, приняв величину (1 — ^-) « сопз1. Тогда

= (6.3)

После интегрирования в пределах 0—тр и С"— С[ при У = соп$1
получим:

С, =С;ехр(?’7'(>). (6.4)

где Тр —время рафинирования, с;

С*;—начальная концентрация /-го компонента, %.

Выразив массу потока в кг с (м, =• —получим

= (6.5)

К, = К?ехр(к’ ^ -„), (6.6)

т. е. упрощенное выражение с видимым коэффициентом массопе-
редачи^®.

Второй тип процесса рафинирования (рис. 70, б) назван
квазиравновеоным [28]. Он осуществляется непрерывно, т. е.
металл непрерывно поступает в рафинировочную емкость-реак-
тор, внося с собой поток примеси Си{ со скоростью •»,, и непре-
рывно уходит из нее, унося остаточное содержание примеси
С( со скоростью ^2.
Тогда

Ч.С'-ъ-С, — С"). (6.7)

Этот тип рафинирования характерен для всех переплавных про-
цессов. При нем обычно «ц, =-ца = V. Тогда

- «(С; - с,) - ?• ас,. (6.8)

Если принять, что вначале процесса реактор нс содержал
1-го компонента (например, процесс начинался с переплава в
пустую емкость) и проинтегрировать уравнение (6.8), получим

Зэ .у

77“1 + —• (6-9)

Отношение □/$> называют удельной производительностью [28],
т. е. производительностью на единицу реакционной поверхности
Р. При этом

(б.ю)

1 + р

Таким образом, рафинирующая способность квазиравновес-
пого процесса связана с его удельной производительностью.
Следовательно, значение Ому зависит от требуемого остаточ-
ного уровня С/. При кинетическом способе рафинирования тре-
буемое С/ достигается изменением тр и 2.

Способ рафинирования выбирается на основании термоди-
намического анализа возможностей рассматриваемого процесса,
анализа его механизма и кинетического определения его пара-
метров.

Рафинирование в значительной степени связано с поверх-
ностными явлениями. Существенное влияние на него оказывает
воздействие поверхностно-активных веществ, т. е. веществ, спо-
собных накапливаться на поверхности раздела фаз и понижать
ее свободную энергию. При этом поверхностная концентрация
может существенно отличаться от концентрации в объеме:

Я” = М 4-(,>-Г< , (6. 11)

где Г/ — количество адсорбированного вещества (см. формулу
2.43);

Л^иМ —мольная доля /-го компонента на поверхности и в
объеме;

со — площадь поверхности, приходящаяся на 1 моль, м2 моль
Например, для серы при объемной концентрации 0,05% поверх-
ностная концентрация достигает 20% [8].

Если процесс лимитируется диффузией, то поверхностно-ак-
тивные вещества не влияют на его скорость. В том же случае,
когда сами поверхностно-активные вещества вступают в реак-
цию на поверхности раздела, процесс может иметь два ва-
рианта:

лимитироваться химическим актом (в кинетическое урав-
нение подставляется поверхностная концентрация с учетом ад-
сорбции);

— лимитироваться диффузией (вырабатывается повышен-
ная поверхностная концентрация и С' становится ниже, чем кон-
центрация в объеме).

В связи с этим, большие скорости взаимодействия компо-
нентов, один из которых является поверхностно-активным ве-
ществом, наблюдаются лишь в том случае, когда диффузионное
торможение не существенно.

Образование и удаление неметаллических включений. Интен-
сивность образования включений оценивается их количеством,
образующимся в единице объема за единицу времени [8]:

. Л'»

где / — интенсивность образовании включений, штмчс;

/Г” —число атомов на поверхности включения критического
размера;

п — число атомов в единице объема исходной фазы;

ам _ в—межфазное натяжение на границе металл—включение;

У —мольный объем образующейся фазы;

ДО—изменение свободной энергии при образовании зароды-
ша критического размера,

<613>

а — степень пересыщения (отношение произведений раст-
воримости фактических концентраций элемента-раскис-
лителя и кислорода к равновесным).

Включения из расплава удаляют в две стадии: перенос вклю-
чений из объема к поверхности раздела и переход ими меж-
фазной границы. Перенос включений к межфазной границе
может осуществляться за счет всплывания и конвективных
потоков, а также с газовыми пузырьками. Первый и третий
пути необратимы. Конвективный же перенос обратим, т. е. кон-
вективные потоки могут не только выносить, но и вносить в
расплав неметаллические включения. Например, при плавке
алюминиевых сплавов в индукционных печах интенсивное пе-
ремешивание может захватывать защитную пленку АЬОз. Всплы-
вание включений подчиняется закону Стокса:

<614>

где V — скорость всплывания, м.с;

г — радиус включений, м;
Ры и рв—плотность металла и включений, кгм’;

^ — вязкость, Па-с.

Переход границы раздела фаз связан с поверхностными яв-
лениями. Условием самопроизвольного перехода из металла в
шлак является

®м-в Зм—ш ^-> в- (6. 15)

Плохо смачиваемые включения (А120з, 2гО2 и др.) переходят
границу раздела беспрепятственно. Включения, хорошо смачи-
ваемые металлом (для стали это ГеО, МпО, $Ю2), могут накап-
ливаться на границе раздела, откуда конвективные потоки уно-
сят их вновь в объем расплава. При этом существенное значение
имеет скорость конвективных потоков, которая наиболее высока
в индукционных печах (3—8 м/с) и наиболее низка — в пла-
менных (0,1 — 1 м/с).

Образование и удаление из расплавов газовых пузырьков
связано с поверхностными явлениями и величинами давлений
в рассматриваемой системе. Минимальное давление, необходи-
мое для выделения газа внутри расплава в пузырек радиусом г,
определяется по формуле

+ 7. + Тш-Аш + 7 . (6.16)

тде 7М и 7Ш — удельный вес металла и шлака, г/см3;

Рм и рш —плотность металла и шлака, г/см3;

7ч(Тш) =Рм(Рш)-9,8^ ;

Лм и Л,,, —высота слоя металла и шлака, м;

РаТ —98065 Па — атмосферное давление;
а — поверхностное натяжение, Н м.

Образованием пузырьков и их удалением характеризуется,
например, кипение стали по реакции ЕсО-|-С = Ре+СО и рафи-
нирование алюминиевых сплавов хлоридами 37пС12 + 2А1 =
= 2Л1С1з+32п, когда всплывающие пузырьки газообразного
А1С1з выполняют рафинирующую роль.

Эффективность рафинирования зависит от того, насколько
правильно учтены термодинамические и кинетические факторы
и насколько механизм процесса при выбранном способе рафи-
нирования отвечает поставленной задаче.

Методы и способы внепечного рафинирования. Внепечпое
рафинирование способствует более глубокой очистке от вредных
примесей. При плавке чугуна ваюпечпое рафинирование приме-
няется редко, так как он содержит значительное количество
гетерогенных фаз, и необходимость его очистки возникает лишь
при получении специальных чугунов с низким содержанием серы.
В этом случае производят обработку чугуна в обычном ковше
или в специальных устройствах (рис. 71). Рафинирование осу-
ществляется введением различных добавок в перемешиваемый

металл. В качестве добавок используют соду и карбид кальция.

•Сера удаляется по следующим реакциям:

Ее8 | №2СО3 = Ыа28 4 ЕеО 4- СОа, (6. 17)

Мп8 + х\а2СО3 « Ка28 4 МпО I- СО2, (6. 18)

Ге8 4 СаСа 4 2геО = Са8 -к 2СО 4 ЗЕе, (6.19)
Мп8 4 СаС2 4- 2МпЭ = Са8 4 2СО • Ь ЗМп. (6. 20)
Однако следует учитывать, что при введении карбида каль-
ция чугун может науглероживаться:

Ее8 4 СаС2 = Са8 4 Ее 4 2С. (6. 21)

Опыт зарубежных фирм [16] показывает, что при рафиниро-
вании чугуна в ковше (рис. 71, а) содержание серы можно
снизить с 0,1% до 0,005%. Рафинирование в течение 3 мин по-
зволяет снизить содержание серы до уровня, достаточного для
дальнейшей обработки модификаторами с целью получения вы-
сокопрочного чугуна с шаровидным графитом.

Количество и строение неметаллических включений сущест-
венно влияет на свойства стали, поэтому внепечное рафиниро-
вание позволяет воздействовать на ее качество [40].

В зависимости от выплавляемого сортамента сталей и ис-
пользуемого оборудования, комплексно или раздельно осущест-
вляют обработку стали жидкими белыми или синтетическими
шлаками, смесями порошков флюсов, а также продувку нейт-
ральными газами, инжекционную продувку порошками, вакуу-
мирование и совмещенные с ним виды ковшовой обработки,
суспензионное литье. В результате этих процессов достигается
лучшее усвоение легирующих веществ и модификаторов, сни-
жается содержание серы, кислорода, водорода, азота, повы-
шается чистота стали, улучшаются плотность, макроструктура
и весь комплекс физико-механических свойств.

В электропечах используются белые шлаки с основностью
более 2,5 и содержанием ЕсО до 1%, являющиеся сильным
десульфурирующим реагентом. При выдержке стали под этими
шлаками процессы диффузии могут быть ускорены за счет быст-
рого смешения стали со шлаком во время выпуска плавки в
ковш. Сначала в него сливают большую часть шлака, а затем
с высоты подают мощную струю стали. При этом шлак превра-
щается в капельную эмульсию, взаимодействующую со всей
массой стали, и содержание серы и кислорода снижается в 2—
3 раза [40]. Жидкий синтетический шлак приготавливают в
отдельном агрегате. Количество шлака для оптимальных усло-
вий обработки 3—5% от массы металла, состав шлака 60%
СаО и 40% АЬОз, температура плавления 1410сС. Содержание
кислорода после обработки синтетическими шлаками снижает-
ся до 0,003%, а серы — до 0,005—0,01 % [40].

Для обработки используют также смесь порошков свеже-
обожжепной извести (80%) и плавикового шпата (20%), пода-
ваемую на струю стали в количестве 2—3%. При этом содер-
жание серы снижается в 1,5—2 раза. Однако при этом необхо-
димо повышать температуру выпускаемой стали на 20—30°С.

Обработку стали нейтральными газами производят через
установленные в днище пористые огнеупорные магнезитовые
вставки-блоки, ложные стопора или специальные погружные
фурмы, облицованные огнеупорами. После 3—7-минутной про-
дувки содержание кислорода снижается на 10-20%, водоро-
да— на 15—30%, азот удаляется незначительно. В результате
обработки механические свойства стали заметно улучшаются.
Относительное удлинение и сжатие увеличивается на 10 -25%>
ударная вязкость на 15—30% [40].

Использование вакуума для улучшения качества стали- С
этой целью используют плавку в вакууме и внепечное вакууми-
рование. Внепечное вакуумирование заключается в том, что
жидкую сталь, полученную в любом сталеплавильном агрегате,
перед разливкой выдерживают в вакууме, в результате чего
удаляются растворенные в ней водород и азот, что объясняется
уменьшением растворимости газов при снижении давления.
В этих условиях полнее взаимодействуют кислород и углерод,
содержащиеся в стали. Образующаяся окись углерода [С] 4-
4" [О] = (СО) переходит в газовую фазу. Равновесие этой реак-
ции за счет снижения общего давления смещается вправо. Кон-
станта равновесия этой реакции имеет вид:

где рсо — парциальное давление СО (парциальное давление оп-
ределяется в виде доли от общего давления, поэтому при ва-
куумировании рсо резко снижается).

Существует четыре способа внепечного вакуумирования ста-
ли:

1) в ковше в специальной камере (ковш со сталью помеща-
ют в камеру, герметично закрывают ее и создаю! в ней вакуум)
(рис. 72, а);

2) при переливе металла из ковша в ковш (пустой ковш
устанавливают в камеру, где создают и поддерживают вакуум
(рис. 72, б); ковш, из которого сливают металл, устанавливают
с соответствующим уплотнением над вакуумной камерой);

3) парциальное вакуумирование стали (металл пропускают
через вакуумную камеру малыми порциями (рис. 72, в); вакуу-
мирование происходит в результате периодического забора ста-
ли в опускающуюся и поднимающуюся камеру);

4) вакуумирование в циркуляционной камере (циркуляция
металла осуществляется за счет поддува нейтральным газом
(рис. 72, г).

Внепечная дегазация металла в вакууме позволяет снизить
содержание водорода на 40 60%, кислорода -на 50—70%,
азота — на 5—10% от первоначального, а также уменьшить ко-
Рис. 72. Способы внепечного вакуумирования стали:
в ковше (в камере); б — при переливе из ковша в ковш (в камере); е — парциальное вакуумирование; г — вакуумирование
в циркулирной камере.

I
личество неметаллических включений. В результате вакуумной
обработки стали повышается ее пластичность, ударная вязкость,
хладостойкость и снижается склонность к образованию трещин.

Эффективность вакуумной обработки можно усилить, если
всю плавку производить в вакууме [23]. Этот процесс осущест-
вляют в индукционных вакуумных печах (ИВП). Сталь подвер-
гают глубокой дегазации, более полному раскислению при дли-
тельной выдержке в вакууме и электромагнитному перемеши-
ванию. При этом из стали удаляются примеси легколетучих
цветных металлов.

В индукционной вакуумной печи могут быть выплавлены
стали практически любого химического состава, за исключением
легированных легколетучими металлами. В ИВП обычно плавят
жаропрочные и высоколегированные стали. Получать некоторые
из них в обычных печах нельзя, поскольку возможности плавки
на воздухе ограничены. Только применение плавки в вакууме
позволяет производить сплавы и стали сложного составасо-
держащие такие элементы, как алюминий, титан, бор и др. [23].

Процессы, происходящие в жидком металле при плавке в
вакууме, взаимосвязаны между собой и протекают одновремен-
но. Раскисление металла углеродом, при котором выделяются
пузырьки окиси или двуокиси углерода, сопровождается выде-
лением азота и водорода, всплыванием и восстановлением неме-
таллических включений, испарением примесей легколетучих ком-
понентов и т. д. Использование этого процесса позволяет полу-
чать металл с низким, содержанием кислорода. При раскислении
получаются окись и двуокись углерода, почти нерастворимые в
металле. Они покидают зону реакции и выделяются из жидкого
металла, что выгодно отличает раскисление углеродом от ис-
пользования других раскислителей, продукты взаимодействия
которых с кислородом остаются в металле. Чем глубже вакуум
и ниже давление СО, тем выше раскислительная способность
углерода и тем меньше кислорода должно находиться в рав-
новесии с данной концентрацией углерода.

Однако применение в качестве раскислителя одного углерода
не обеспечивает полного раскисления стали, особенно низкоуг-
леродистой. Для глубокого раскисления необходимо использо-
вать также металлические раскислители. При раскислении в
вакууме требуется значительно меньше металлических раскис-
лителей, чем в условиях обычной открытой плавки, когда вво-
димые элементы окисляются шлаком и окислительной атмо-
сферой.

Для легирования, как правило, используют чистые мате-
риалы. Если применяются ферросплавы, их перед загрузкой в
печь прокаливают для удаления адсорбированной влаги и газов
и предотвращения сильных выплесков жидкого металла при
попадании в ванну холодных кусков материала. В крупных
ИВП применяют жидкую заливку. В качестве полупродукта
используют полураскисленную сталь, выплавленную в дуговой
печи. Холодный тигель подогревают газовой горелкой до 700 °С.
Заливку жидкого металла производит с помощью специальной
сливной трубы, установленной внутри печи. Она направляет
струю стали непосредственно в тигель и уменьшает разбрызги-
вание металла при его попадании в разреженную атмосферу;
давление перед этим понижаю! до 300—330 Па. При работе на
жидкой завалке продолжительность плавки сокращается [23].

Наиболее ответственным периодом является рафинирование,
которое включает технологические операции, необходимые для
удаления из металла растворимых газов, углерода и серы. В
этот период проводится раскисление металла углеродом как за
счет углерода, содержащегося в шихте, так и за счет добавок в
виде графита, чугуна, углеродистых ферросплавов. Выдержка
при раскислении углеродом продолжается до полного успокое-
ния ванны. Вакуумирование способствует удалению из металла
водорода, азота и кислорода.

На заключительном этапе плавки для снижения концентра-
ции кислорода в металле применяют металлические раскисли-
тели: алюминий с церием, а также кальций или магний в виде
лигатур.

Виепечное рафинирование цветных сплавов производится
путем обработки хлористыми и фтористыми солями в ковше,
вакуумированием и фильтрованием. В отдельных случаях при-
меняется электрофлюсовое рафинирование. Наиболее высокий
уровень дегазации получают при вакуумировании. Металл в
вакууме выдерживают при давлении 1330 Па в течение 10 -
30 мин; температуру расплава при этом поддерживают в пре-
делах 720—740°С. В тех случаях, когда вакуумирование ведут
без подогрева, расплав перед обработкой перегревают до 760—
780°С [211.

Для очистки алюминиевых расплавов от неметаллических
включений применяют фильтрование через сетчатые, зернистые
и пористые керамические фильтры, а также электрофлюсовое
рафинирование. Сетчатые фильтры широко используют для
очистки расплавов от крупных включений и пленок. Они отде-
ляют гключения, размер которых больше ячейки сетки. Для
изготовления сетчатых фильтров используют стеклоткань с раз-
мерами ячейки от 0,5X0,5 до 1,5X1,5 мм и металлические сетки
из титана. Фильтры из стеклоткани устанавливают в литнико-
вых каналах; применение их позволяет в 1,5—2 раза снизить
содержание крупных неметаллических включений и пленок, ио
они не влияют на содержание дисперсных включений и водоро-
да. Более ощутимый эффект очистки дают зернистые фильтры,
так как они отличаются большей поверхностью соприкоснове-
ния с металлом и наличием длинных тонких каналов перемен-
ного сечения.

Олин из наиболее эффективных способов очистки алюми-
ниевых расплавов от пленок и крупных неметаллических вклю-
чений — электрофлюсовое рафинирование. Сущность этого про-
цесса состоит в пропуска сии тонких струй расплава через слой
жидкого флюса с одновременным наложением, на металл и флюс
поля постоянного или переменного тока, создающего благо-
приятные условия для адсорбции включений флюсом в резуль-
тате снижения межфазного натяжения на границе с металлом
121].

2. ЛЕГИРОВАНИЕ

Легирование железоуглеродистых сплавов. Легирующими
элементами для железоуглеродистых сплавов являются Сг, Ы1,
Мо, \У, V, Т1, А1, ХЬ, Со, Си и другие, а также Мп и 81 в повы-
шенных против обычного количествах.

Для правильного ведения плавки легированных сталей не-
обходимо знать степень растворимости элементов в жидком же-
лезе и их влияния на свойства расплава. В таблице 37 приве-
дены данные о характере растворимости различных элементов
в жидком железе при температурах сталеплавильных процес-
сов (1400—1550°С) |22].

Растворяемые в жидкой стали легирующие элементы заметно
влияют не только па ее свойства в затвердевшем состоянии, но
и изменяют свойства жидкого расплава (термодинамические
характеристики, температуру ликвидус — солидус, литейные
свойства н др.). Сами же легирующие элементы, входя в раст-
вор, теряют свои индивидуальные свойства.

Различные легирующее элементы в зависимости от их кон-
центрации, атомной массы и распределения между жидкой и

Таблица 37

Растворимость элементов в жидком железе при температурах ста-
леллаввпьных процессов

Полная Части гиая Нс растворяются Находятся в газообра> ном состоянии (рас- творимость неизвест- на)
Алюминий* Медь .Марганец Никель Хром* Кремний* Сурьма* Титан* Церий* Бериллий* Олово* Ванадий Цирконий* Молибден** Вольфрам** Бор* Углерод* Сера* Фосфор* Кислород Азот* Водород Мышьяк* Свинец Серебро Висмут Натрий Литий Магний Кальций Нинк Кадмии Свинец

* Образуют с железом химические соединения.

♦* Полная смешиваемость при бэлее высоких температурах.
твердой фазами при плавлении или затвердевании понижают в
той или иной степени температуру плавления стали. Во время
плавки легированных сталей в одних случаях можно не учиты-
вать незначительный тепловой эффект смешения (например,
при смешении марганца с железом), в других (например, при
добавке кремния в расплавленное железо) его следует учиты-
вать, так как выделяется большое количество теплоты.

Некоторые легирующие элементы вступают во взаимодейст-
вие с другими элементами или примесями. Так, титан, алюминий
и некоторые другие элементы в жидком расплаве вступают во
взаимодействие с кислородом, азотом, серой и др. Легирующее
же воздействие могут оказать только те элементы, которые не
вступают во взаимодействие. По этой причине при выплавке
легированных сталей особенно важна термодинамическая оцен-
ка физико-химических процессов, происходящих в расплаве.
Многие легирующие добавки вводят в расплав в виде сплавов,
что следует иметь в виду при учете теплового эффекта. Следует
учитывать, что при введении в расплав большого количества
кремния или ферросилиция происходит значительное повышение
его температуры даже при существенных тепловых потерях рас-
плавом (в окружающее пространство, через футеровку и т. д.).
Потери легирующих добавок зависят от условий плавки. При
плавке стали в вакууме окисления элементов не происходит, но
содержание сравнительно легко испаряющихся элементов (та-
ких как марганец, свинец, цинк) может уменьшиться. При пе-
реплаве в среде защитного инертного газа в стали сохраняется
основная часть легирующих элементов, но некоторое их коли-
чество все же теряется в результате испарения.

Легирование цветных сплавов. Основными легирующими эле-
ментами в алюминиевых сплавах являются М&, Си, 81 и др.,
в магниевых сплавах 8п, А1, 2п, № и др., в медных сплавах
2п, 8п, 8Ь, А1, Т1, 51, Ве и др. Легирование цветных сплавов
является одной из основных операций плавки и производится
при помощи лигатур специально подобранного состава или ис-
пользования готовых лигатур. В литейном производстве цвет-
ные сплавы редко легируются чистыми компонентами; чаще ли-
гатуры или легирующие элементы вводятся в процессе приго-
товления литейных сплавов в чушках, в составе которых уже
имеются как основные так и легирующие компоненты.

3. МОДИФИЦИРОВАНИЕ

Общая характеристика. Модифицированием называется воз-
действие на кристаллизацию и структуру сплава введением спе-
циальных добавок—модификаторов. Модифицирование осу-
ществляется с целью получения мелкозернистой структуры с
дисперсными или скоагулированными выделениями избыточных
фаз (интермсталлидов, карбидов, графита и т. д.). Добавки или
примеси, препятствующие проявлению модифицирующего эф-
фекта, называются демодификаторами.

Модифицирующие добавки по физико-химической природе
их воздействия на процесс образования кристаллических заро-
дышей делятся на модификаторы I и II рода. К модификаторам
1 рода относятся вещества, образующие в расплаве высокодис-
персные твердые частицы, на которых формируются центры
кристаллизации, а к модификаторам II рода — растворимые
вещества, избирательно адсорбирующиеся па гранях кристал-
лического зародыша и изменяющие межфазное поверхностное
натяжение и характер роста кристаллов. К модификаторам
I рода для алюминиевых сплавов относятся добавки титана или
ванадия, для стали — добавки алюминия и титана.

При разработке модификаторов для новых сплавов часто
руководствуются уже известными закономерностями влияния
различных элементов. Так, установлено, что добавки элементов
I группы (Ы, 14а, К, РЬ, Сз) положительно влияют на структуру
алюминиевых сплавов; редкоземельных элементов (РЗЭ) — на
структуру стали; элементов III группы (8с, У, Ьа) —на струк-
туру чугуна.

Наиболее целесообразно использование комплексных моди-
фикаторов, когда добавка или несколько добавок (в виде го-
товой лигатуры) положительно воздействуют на сплав по типу
модификаторов I и II рода одновременно. Комплексные моди-
фикаторы, как наиболее эффективные, широко применяются в
промышленности (например, модификатор на основе Ее — $1 —
Са с добавками А1, Т1, Се и Ьа, применяемый для модифициро-
вания серых чугунов).

Особенности воздействия модификаторов на структуру спла-
вов связаны с технологическими условиями модифицирования
и количеством вводимого модификатора. Изменение структуры
при модифицировании сплавов приводит к изменению комплекса
механических свойств. При этом уменьшается загрязненность
металла газами и возрастает плотность отливки. Эффект моди-
фицирования может быть достигнут также различными метода-
ми внешнего воздействия: ультразвуковой обработкой, вибра-
цией, воздействием электромагнитными полями и т. п.

Модифицирование чугунов. В качестве модифицирующих
добавок широко используется 81 в виде ФС75 (для СЧ), М^,
Се и др. (для ВЧ), В1, В, А1, Тс и др. (для КЧ). Модифици-
рующие добавки, не дающие пироэффскта, вводят на желоб
плавильной печи при выпуске чугуна или в ковш.

Известно большое количество способов введения модифика-
торов в чугун. В ковши малой емкости при индивидуальном и
серийном производстве модификатор вводят во время запол-
нения металлом без применения дозатора. Для наполнения боль-
шой емкости производят ту же операцию, но с применением
дозатора. Существует способ введения модификатора с помощью
дозатора, прикрепленного к корпусу вагранки, на ее желоб во
время заполнения ковша. Этот способ применяют в основном
для мелких и средних ковшей при серийном и массовом произ-
водстве.

Известен также способ введения модификатора через про-
межуточный ковш-растворитель, в который модификатор по-
ступает из дозатора или качающегося встряхивающегося же-
лоба. Этот способ применяется для ковшей большой емкости
(более 1 т) при индивидуальном или серийном производстве.
Можно вводить модификатор и под зеркало .металла с помощью
колокола или специального устройства для погружения. Этот
способ применяют в основном для ковшей большой емкости
при невозможности заполнения их из одного выпуска. Для
крупных отливок в индивидуальном производстве и для мелких
и средних — в серийном модификатор вводят в литниковую ча-
шу специальной конструкции (с перегородкой) или в специаль-
ный карман в литниковой системе.

Все большее распространение получает модифицирование в
форме (так называемый инмолд процесс). Применяется также
комбинированное модифицирование чугуна в ковше и в литни-
ковой системе. Оптимальные результаты получаются при ис-
пользовании молотого ферросилиция с размером зерна 0,2—
1 мм, расходе его 0,1 0,3% и температуре заливки 1350—
1410°С. При этом отбел отливок практически отсутствует, а
твердость составляет 197—219 НВ.

При сливе двух жидких чугунов с различными химическими
составами пли чугуна с жидкой сталью происходят сложные
процессы, подобные модифицированию, которые способствуют
измельчению структуры и улучшению механических свойств
[16]. Иногда применяют обработку чугуна газами, углеводоро-
дами и пылегазовыми смесями. С этой целью используют кисло-
род, азот, аргО1н, углекислый газ и углеводороды. В струю газа
могут быть введены также пылевидные добавки (16]. Примене-
ние кислорода для продувки чугуна значительно влияет на его
химический состав и свойства. При продувке чугуна другими
газами изменяется его газосодержапие, которое также влияет
на его свойства, так как может произойти усиление или подав-
ление процесса графитизации (усиление происходит при уда-
лении из расплава водорода и азота, а подавление — при коагу-
ляции центров кристаллизации). Обработка жидкого чугуна
газами воздействует также на форму графитовых включений и
размеры эвтектического зер^на: в одних случаях она способст-
вует образованию междендритного графита, в других — увели-
чению числа зародышей и уменьшению количества междендрит-
ного графита. Эвтектическое зерно при обработке аргоном и
азотом укрупняется, а при обработке водородом, углекислым
газом, кислородом и природным газом измельчается [16].

Разновидностью обработки жидкого металла барботажем с
помощью нейтрального газа является разработанный француз-
ской фирмой СахаЬпроцесс. Этот процесс можно использовать
для десульфурации и науглероживания чугуна в ковше, на же-
лобе или в индукционной печи, а также при перемешивании
чугуна в миксере с целью улучшения растворения присадок
скрапа и ферросплавов.

Эффективна совместная обработка низколегированного чу-
гуна следующего химического состава (%): 2,9—3,2 С, 0,8—1,0
Мп, 1,5- 1,6 81, 0,4—0,6 Сг, 0,2 0,3 М, 0,008 8, 0,08 Р модифи-
цированием 0,8% ФС-75 и продувкой пропаном СзН8. В моди-
фицированном. 0,8% ФС-75 чугуне, не подвергнутом обработке
пропаном, достигнуты следующие свойства: твердость НВ
212—248; предел прочности при растяжении — 33—39 кг/мм2;
прц.изгибе — 65—70 кг/мм2; стрела прогиба — 4,0—4,7 мм. При
продувке его пропаном в течение 2—4 мин и последующем мо-
дифицировании 0,8% ФС-75 прочность повышается на 10—15%.
При этом получается дисперсная перлитная структура, и графит
распределяется более равномерно, чем в чугуне без продувки.

При обработке жидкого чугуна с низким содержанием серы
некоторыми углеводородами графит может кристаллизоваться
в шаровидной форме и в тем большей степени, чем больше от-
ношение С : II в применяемых углеводородах. Обработка чугуна
нафталином (СюНв) дает наилучшие результаты, однако пол-
ностью шаровидная форма графита получается только в усло-
виях кристаллизации чугуна по карбидной системе и с прове-
дением последующего отжига. Обработка жидкого чугуна по-
рошкообразным графитом или смесями на его основе в струе
сжатого воздуха снижает отбел больше, чем обработка ферро-
силицием, но в отливках обнаруживается графитовая спель
Ц6].

Добавки, дающие пироэффект (например М&), вводят в спе-
циальных устройствах (см. рис. 9). Добавку помещают в коло-
кол, который затем вводят в металл в специальном автоклаве
в ковш (рис. 73) или в копильник. Для модифицирования чу-
гуна магнием используют герметизированные ковши, разрабо-
танные институтом ЦНИИТМаш (рис. 74).

Модифицирование сталей. В современной металлургии стали
процессы модифицирования играют исключительно большую
роль. Органически сочетаясь с доводкой плавки и ее раскисле-
нием, модифицирование в значительной степени определяет ха-
рактер кристаллизации и комплекс свойств стали [40].

При выплавке стали в качестве модификаторов второго рода
применяют сильные раскислители, вступающие во взаимодейст-
вие с металлическим расплавом и образующие тугоплавкие
кристаллические взвеси оксидов, сульфидов и нитридов. Такие
модификаторы образуют в расплаве высокодисперсную, иногда
коллоидно-дисперсную систему, что приводит к резкому увели-
чению числа зародышей в единице объема металлической жид-
кости. Модифицирование путем образования вынужденных цент-
ров кристаллизации не только изменяет условия кристаллиза-
Рис. 73. Устройство для ввода в жидкий чугун в авто-
клаве:

1 — автоклав, 2 — механизм запирания камеры, 3 — ковш, -1 — шток подати
колокола в ковш, 5 — механизм подачи и перемешивания, 6 — крышка,
7 — полость для магния, 8 — мешалка, 9 — механизм открывания крышки.

ции жидкого металла, но и существенно влияет на процессы
превращений в твердом состоянии.

Широко применяемый процесс конечного раскисления стали
алюминием, обеспечивает се удовлетворительное качество, но не
является оптимальным, так как выделяющиеся в стали остро-
угольные оксисульфидные включения концентрируют напряже-
ния и способствуют образованию микротрещин, вызывающих
охрупчивание металлической матрицы. Лучшая форма включе-
ний в литой стали — округлые глобули, которые гасят возник-
новение микротрещин. Дальнейшее повышение качества этой
стали может быть достигнуто в результате комплексного рас-
кисления алюминием совместно с элементами-модификаторами,
способными глобуляризовать оксидно-сульфидные образования.
Наиболее перспективными в этом отношении являются щелоч-
Рис. 74. Устройство и способ модифицирования чугуна в гермети-
зированном ковше конструкции ЦНИИТМАШ:

положение ковша: а — перед обработкой, б — по время обработки.

поземельные (ЩЗМ) и редкоземельные (РЗМ) металлы, харак-
теризуемые высоким химическим сродством к кислороду, сере,
азоту и другим элементам (40]. Из ЩЗМ в сталелитейном про-
изводстве обычно применяют кальций в виде сплавов силико-
кальция СКЮ, СК15, СК20, СК25, СКЗО (ГОСТ 4762-71). Циф-
ры в этих марках означают нижний предел содержания кальция
в сплаве (%).

Модифицирование алюминиевых сплавов. Доэвтектические
и эвтектические сплавы (АЛ2, АЛ4, АЛО, АК9 и др.) модифи-
цируют введением в расплав натрия или стронция. Натрий ис-
пользуется в виде натриевой соли (табл. 38). Модифицирование
производят в подогреваемом ковше при различных температу-
рах, зависящих от состава модификатора. Перед введением
модификатор следует просушить и раздробить. Длительность
процесса модифицирования — от 6 до 15 минут. Для интенси-
фикации процесса расплав необходимо перемешивать. В резуль-
тате происходящих реакций выделяется натрин, который и ока-
зывает модифицирующее воздействие на металл. При этом воз-
можно протекание реакции

6№Е-(-А1—>-Ма3А1Е6-НЗ\’а.

По окончании процесса модифицирования шлак сгущают до-
бавками фторидов и хлоридов натрия и удаляют, после чего
отбирают пробы и по их излому определяют эффект модифици-
рования. Полученный расплав в течение 25—30 мин должен
быть разлит по формам., так как эффект модифицирования ог-
Я

Таблица

Составы модификаторов для алюминиевых сплавов и рекомендации по режимам модифицирования [211
а

Рис. 75. Микроструктура заэвгсктичес^ого рнлумипа (20% 81) X 90:
а — немодвфицирс'ваияый, б — моди^ициронэиный фосфором.

раничен во времени. Для сохранения модифицирующего эффекта
в течение 2—3 часов используют стронций, иттрий и сурьму.

Силумины, содержащие более 13% 81, кристаллизуются с
выделением крупных частиц кремния, ухудшающих механиче-
ские свойства сплавов и затрудняющих механическую обработ-
ку из-за повышенной твердости |21]. Измельчение первичных
кристаллов кремния осуществляют введением в расплав фос-
фора (0,05—0,1%), являющегося поверхностно-активным в от-
ношении кремния (рис. 75). Используемые модификаторы ука-
заны в таблице 38.

Модифицирование магниевых сплавов осуществляют при по-
мощи перегрева или введения добавок. Модифицирование пе-
регревом осуществляется после рафинирования: сплав в сталь-
ном тигле нагревают до 850—925СС, выдерживают 10—15 мин
и быстро охлаждают до 680—720°С, после чего производят за-
ливку форм. Второй способ заключается во введении в расплав
специальных углсродосодержащих и других добавок в коли-
честве 0,3—0,6% от массы обрабатываемого металла. В ка-
честве модификаторов используют мел, мрамор, магнезит, гек-
сахлорэтан, углекислый газ и ацетилен. Твердые модификаторы
дробятся до порошкообразного состояния, просушиваются и
вводятся в расплав либо в колоколе, либо в алюминиевой фоль-
ге, либо потоком газа. Перед модифицированием сплав пере-
гревают до 720—780 °С. После введения модификатора сплав в
течение 5—12 мин тщательно перемешивают, в течение 15—
40 мин отстаивают и доводят до температуры заливки.

Магниевые сплавы, не содержащие алюминий, модифициру-
ют цирконием или кальцием в количестве 0,5—0,7 и 0,1 —0,2%
соответственно. Для введения циркония используют лигатуру
магний — цирконий (12% 2г) и фторцирковат калия. При мо-
дифицировании цирконием сплав перегревают до 850—930°С,
при модифицировании кальцием — до 770—780°С. После вве-
Рис. 76. Микроструктура магниевого сплава МЛ5 ( X 90):
а — немодифицирозанный, б — модифицированный гексахЛорэганом.

дения модификатора сплав тщательно перемешивают в течение
20—30 мин и отстаивают 20—30 мин после модифицирования
цирконием и 10—15 мин после модифицирования кальцием.
Типичная структура сплава МЛб до и после модифицирования
приведена па рисунке 76 [21]. Режимы модифицирования наи-
более часто применяемыми веществами приведены в таблице 39.

Модифицирование медных сплавов, содержащих алюминий
(типа БрАЖМц, БрАЖ, ЛАЖ, ЛАЖМц и др.), производится

Таблица 39

Модификаторы и режимы модифицирования .магниевых сплавов [21]

Модификатор Количество модификатора, % от массы Размер ку- сочков, мм Темпера- тура моди- фицирова- ния ,ъс Дли- тель- ность заме- шива- ния, ми» Время отстаи- вания, мин Примечание
Мел 0,5—0,6 порошок 760—780 5-8 15-40 Перед вве-
Мрамор 0,5-0,6 крошка 760—780 5—8 15-40 дением не-
Магнезит 0,3—0,4 10-25 720—730 8—12 15-40 обходима
Гексахлорэтан 0,3—0,5 порошок 720—760 8—12 15—40 просушка
Хлорное желе- зо 0,4—0,5 то же 720—760 5-8 10-40 Применять в сухом
Цирконий 0,5—0,8 — — состоянии
Лигатура 10 5-10 850-900 19—20 10—15 Для спла-
Мд 4- 12% 2г Фтороцирконат 8-10 порошок 930 20—30 20-30 вов, не со- держащих алюминий
калия Кальций 0,08-0,15 770—780 — 10—15
добавками тугоплавких элементов 14, V, 2г, В, XV, Мо. Однако
модифицирующее действие присадок тугоплавких элементов во
многом определяется наличием в сплаве железа. В сплавах, не
содержащих железа, модифицирующее действие титана, бора
и вольфрама те проявляется [21].

Модифицирование сплавов, не содержащих алюминия и же-
леза (БрСЗО, БрОбЦбСЗ, латунь Л68), производится совместным
введением 0,05% указанных модификаторов с добавлением
0,02% бора. Оптимальные концентрации модификаторов для не-
которых медных сплавов приведены в таблице 40.

Таблица 40

Оптимальные концентрации модификаторов для медных сплавов при
литье в металлические изложницы [21]

Марка сплава Концентрация модифицирую- щей присадки, % Число зерен на 1 см* плоша- ли шлифа
БрЛ10(0,3% Ре) БрА10ЖЗМц1,5 БрОбЦбСЗ Л68 Без добавок 0,27 0,57 4-0,2В Без добавок 0,05—0,17 0,027 т 0,02В 0,01\У + 0,02В 0,5—0,1В Без доб авок 0,02В т 0.04Т1 0,05В [ 0,057 0,102г + 0,05В 0,102г Без добавок 0,027 4- 0,02В 0,051'1 - 0,05В 25-30 200-2.30 350-370 40-50 350 450 500 420 25—30 550-600 450-470 450—500 250—270 10-15 350-400 270-300
ГЛАВА VII

ПОЛУЧЕНИЕ ВЫСОКОКАЧЕСТВЕННЫХ
ЛИТЕЙНЫХ СПЛАВОВ

1. ПОЛУЧЕНИЕ ВЫСОКОКАЧЕСТВЕННОГО ЧУГУНА
С ПЛАСТИНЧАТЫМ ГРАФИТОМ

Для получения высококачественного серого чугуна исполь-
зуют хорошо подготовленные, отсортированные по химсоставу
и чистые шихтовые материалы, что особенно важпо при вагра-
ночной плавке. Мелкая и окисленная шихта не может быть ос-
новой высококачественного чугуна, чрезмерно крупные же кус-
ки чугуна или стального лома также недопустимы, так как они,
не расплавляясь в зоис плавления, доходят до фурм и нару-
шают ход ваграночного процесса.

Применение элсктроплавки значительно расширяет возмож-
ности достижения требуемой температуры чугуна и доводки его
по химическому составу, включая введение различных добавок,
улучшающих и стабилизирующих свойства.

Для получения чугуна требуемого качества большое значение
имеет также контроль исходных шихтовых материалов, флюсов,
карбюризаторов, химсостава, температуры, величины отбела,
твердости.

Качество исходных шихтовых материалов контролируется в
соответствии с ГОСТами на отбор проб и химанализом образ-
цов. Их характеристики должны удовлетворять требованиям
ГОСТов на соответствующие шихтовые материалы (см. гл. V).

Контроль химсостава готового чугуна осуществляется либо
спектральным экспресс-анализом, либо специальными прибора-
ми, например АН-29, для экспресс-апализа углерода. Кремний
можно определить по величине ТЭДС. Наиболее эффективно
применение квантометров.

Определение углеродного эквивалента может быть произве-
дено термографическим методом по кривой охлаждения чугуна.
Для этого жидкий чугун заливают в специальную форму для
взятия пробы, в которой установлена термопара, и фиксируют
кривую охлаждения. По величине температуры ликвидуса и тем-
пературного интервала затвердевания определяют углеродный
эквивалент:

Сэ~ 12,8-0,0075 (7.1)

С, « 4,28 — 0,0072А/и,п. (7.2)

Эти формулы не универсальны. Они пригодны только для опре-
деления углеродного эквивалента нсмодифицированных чугунов.
Контроль ожидае-
мых механических
свойств при плавке про-
изводится по величине
отбела и твердости ме-
талла пробы. На рисун-
ке 77 приведены про-
бы для определения
отбела и твердости, а
в таблице 41 —данные
о глубине отбела и
твердости для наибо-
лее распространенных
марок серого чугуна.
Контроль температуры
жидкого чугуна произ-
водится при помощи
оптических пирометров
и термопар погруже-
ния.

На заключительной
стадии получения спла-
ва наиболее важна
внепечная обработка
жидкого чугуна, т. е.
обработка чугуна до-
полнительно вводимы-
ми веществами (моди-
фикаторами и другими
добавками) или мето-
дами внешнего воздей-
ствия.

Рис. 77. Формы проб:

а — клин на отбел; б — на твердость: ] — стер-
жень, 2 — металлическая пластина. .У — проба, 4 —
место замера твердости.

Обработка чугуна модификаторами и другими добавками
получила широкое распространение в литейном производстве
благодаря своей простоте и высокой эффективности. В настоя-
щее время разработано много различных модификаторов.

Таблица 41

Характеристика некоторых марок СЧ по величине отбела
и твердости на пробах

Маркл чугуна по ГОСТ 1412-79 Глубина отбела, мм Твердость, НВ
до модифицирования после модифици- рования
СЧ 20 СЧ 25 СЧ 30 5-10 10-15 15-25 2-6 2-8 217—235 235-248 248—277
Наибольшее распространение получил ферросилиций, введение
которого позволяет приготовить чугун с мелкозернистой струк-
турой, уменьшает отбел и улучшает механические свойства.
Наиболее эффективно отбел снимается смесями алюминия и
ферросилиция или алюминия и графита. Модификаторы, содер-
жащие РЗ/Ч, также эффективно снимают отбел, но до опреде-
ленного предела расхода. При введении более 0,2% отбел уве-
личивается. Введение некоторых элементов даже в весьма ма-
лых количествах существенно влияет на формирование струк-
туры и свойства чугуна. Все модификаторы кроме графита
увеличивают его прочность. Особенно эффективно применение
силикобария.

Обычные модификаторы вводят на желоб, в струю металла
или в ковш. Расход модификатора зависит от его состава, а
также от состава и марки чугуна, природы шихтовых материа-
лов, условий плавки, технологии ввода конструкции отливки и
колеблется, например при ФС75, в пределах от 0,1 до 1,5% от
массы металла. Обычно считают, что 0,1% ФС75 снижает отбел
на 1 мм. Исходя из требуемого снижения величины отбела,
определяют количество вводимого модификатора. После ввода
модификатора металл целесообразно перемешать механически,
вибрационно, барботацией или другими методами. Перегрев чу-
гуна при модифицировании должен быть тем больше, чем выше
его марка, обычно он находится в пределах 1370—1430°С. Во
избежание демодифицирования, продолжительность выдержки
чугуна не должна превышать времени действия модификатора.
Например, для ФС75 при массе металла в ковше до 0,5 т вы-
держка не должна превышать 5 мин, при массе от 0,5 до 2 т —
8 мин, при массе от 2 до Ют— 10 мин, при массе от 10 до
25 т — 15 мин, при массе более 25 т — 20 мин 132]. При появ-
лении признаков демодифицирования чугуна рекомендуется пов-
торная обработка модификатором. Качество модифицирования
контролируют по высоте отбела клиновой пробы.

Повышенной живучестью обладают новые комплексные мо-
дификаторы на основе силикобария, разработанные институтом
ЦНИИТМаш. Они обеспечивают высокую стабильность процес-
са, независимо от степени эвтектичности чугуна, и в 2—3 раза
увеличивают продолжительность модифицирующего эффекта
[7].

Иногда применяют модифицирование жидкими добавками.
Замечено, что при смешивании двух жидких чугунов с различ-
ными составами или чугуна с жидкой сталью происходит не
выравнивание химического состава до среднего, а более слож-
ные процессы, подобные модифицированию, которые способст-
вуют измельчению структуры и улучшению механических
свойств.

Для обработки чугуна газами и пылегазовыми смесями при-
меняют кислород, азот, аргон, углекислый газ и углеводороды.
В струю газа могут быть введены пылевидные добавки (моди-
фикаторы и т. п.). Применение кислорода для продувки чугуна
заметно влияет на его химический состав и свойства. При про-
дувке чугуна другими газами изменяется газосодержание чугу-
на, которое также влияет на его свойства. При этом может
произойти активизация или подавление процесса графитизации
(усиление происходит при удалении из расплава водорода и
азота, а подавление — при коагуляции центров кристаллизации).
Обработка жидкого чугуна газами влияет на форму графито-
вых включений и размеры эвтектического зерна, которое укруп-
няется при обработке аргоном и азотом и измельчается при
обработке водородом., углекислым газом, кислородом и природ-
ным газом.

При внепечной десульфурации чугун можно обрабатывать
синтетическими шлаками, получаемыми из смеси 5—10% пла-
викового шпата, 25—30% электрокорунда, 60—70% извести.
Такая обработка позволяет снизить содержание серы на 90%
от первоначального. Синтетический шлак приготавливают в
специальной шлакоплавильной печи, затем сливают его в ковш
и заливают жидкий чугун, который, перемешиваясь со шлаком,
подвергается десульфурации.

Обработку чугуна производят также физическими методами.
Механическое перемешивание и вибрация производятся в ло-
пастных мешалках, вращающихся ковшах и виброустановках.
При этом на поверхность металла вводят рафинирующую смесь,
содержащую известь, плавиковый шпат, карбид кальция. При
такой обработке жидкого чугуна в течение 2—4 минут содер-
жание серы в ковше снижается от 0,1 до 0,01—0,02%.

Наибольшее распространение в литейном производстве по-
лучила внепечная обработка чугуна модификаторами. Лучшим
вариантом промышленной технологии получения высококачест-
венного серого чугуна является плавка в электропечах или
дуплекс-процессом. При этом чугун заданного химического со-
става, выплавленный в первичном агрегате, сливают в печь
ожидания, из которой берут пробу на отбел. Если отбел до мо-
дифицирования оказывается больше требуемого, в печь вводят
смесь ФС75 и графита.

Наилучшие результаты по модифицированию достигаются
при введении смеси ФС75 (0,15—0,6%), силикокальция (0,1—
0,2%) и графита в зернах (0,1—0,25% от массы металла). Мо-
дифицирование позволяет получить вермикулярпую форму гра-
фита в чугуне. Для плавки в этом случае используют дуговые
и индукционные печи, а в некоторых случаях — дуплекс-про-
цесс вагранка — индукционная печь.

В качестве исходного чугуна наиболее широко используют
чугун эвтектического и близкого к нему состава (3,4—3,6% С;
2,0—2,8% 8г, 0,3-0,6% Мп; <0,2% Р; <0,02% 8). До моди-
фицирования целесообразно произвести десульфурацию чугуна.
В качестве десульфураторов применяют известь, соду, техни-
ческий карбид кальция или смеси на их основе.
Основой получения вермикулярной формы графита является
модифицирование чугуна лигатурами, в состав которых входят
элементы-сфсроидизаторы (Ме, V, Се), а также А1 и Тг, лига-
турами Ж — Ме Сс, Со — У, Се - Ме — РЗЭ; ЖКМК и др.

Наиболее стабильным является процесс получения вермику-
лярной формы графита модифицированием расплава лигатура-
ми, содержащими РЗЭ (например, СЦЕМИШ и СИИТМИШ,
содержащие 25—30% РЗЭ). Этот процесс разработан институ-
том ЦНИИТМаш и внедрен на ряде заводов [7].

В зависимости от условий производства лигатуру можно
вводить непосредственно в иечь при 1350—1400еС, а также на
дно разливочного ковша или в струю металла при 1430—1480°С
из расчета получения в чугуне остаточного содержания РЗЭ в
пределах 0,1—0,15%. Масса присадки лигатуры определяется
количеством в ней РЗЭ и зависит от содержания серы в исход-
ном расплаве. Для чугуна, содержащего 0,015—0,3% серы, при-
садка лигатуры составляет 0,7—0,8% от массы жидкого метал-
ла. Для ваграночного чугуна (содержание серы 0,08—0,1%)
присадка лигатуры возрастает до 2,0—2,5%. При этом целе-
сообразна предварительная десульфурация ваграночного чугу-
на. После обработки лигатурой требуется дополнительное моди-
фицирование чугуна графитизирующими присадками (ФС75 и
пр.), предотвращающими образование в отливках ледебурита
или структурно-свободного цементита.

.. I

2. ПОЛУЧЕНИЕ ВЫСОКОПРОЧНОГО ЧУГУНА
С ШАРОВИДНЫМ ГРАФИТОМ

Технология получения высокопрочного чугуна с шаровидным
графитом включает два основных этапа: плавку и обработку
чугуна добавками, сфероидизирующими графит. Получение тре-
буемой микроструктуры достигается либо непосредственно в
литом состоянии, либо термообработкой.

Состав шихты должен обеспечивать получение требуемого
химсостава чугуна. Обычно этот чугун имеет повышенное зна-
чение углеродного эквивалента. При ваграночной плавке в ших-
те используют повышенное количество чушковых чугунов.

При получении высокопрочного чугуна наиболее целесооб-
разно применять элсктроплавку и особенно дуплекс-процессы.
На ВАЗе чугун для получения ВЧ выплавляют дуплекс-процес-
сом дуговая печь — индукционная печь |35|. В состав шихты
входит возврат, стальные отходы, графит, ферросилиций, фер-
ромарганец. Чугун .па переливе в индукционную печь имеет
следующий химсостав (%): 3,6—3,8 С; 1,7—1,8 8г, 0,3—0,4 Мп;
<0,012 8; <0,06 Р; <0,05 Сг; 0,4—0,65 Ыц 0,01—0,03 Си. По
сравнению с серым чугуном он имеет на 0,4% больше углерода,
на 0,2—0,3% меньше' Мп и очень низкое содержание серы.

Процесс плавки должен обеспечивать получение чугуна с за-
данной температурой. На ВАЗе температура чугуна на выдаче
из печи для марки 75-3 составляет 1530сС, для марки 56-5—
1480°С (по термопаре погружения), температура начала залив-
ки по пирометру соответственно 1400 и 1370°С.

Для получения шаровидной формы графита в чугуне приме-
няют обработку расплава различными модификаторами, содер- '
жащими М&, Сс, V и другие РЗЭ, однако присутствует поч-
ти во всех применяемых модификаторах.

Для сфероидизации графита в высокопрочном чугуне приме-
няют лигатуры № — Си — М^, 141 — Си — 51— М&, XI—51—
Са — Ми и другие, а также комплексные модификаторы ЖКМК,
КМ и другие, в состав которых входят М^, Са, 81 и РЗЭ.

Для получения высокопрочного чугуна применяют также
цериевые модификаторы: ферроцерий (40—55% Се, 18—25%
Ьа, 10—12% Ха, 5—7% Рг), мишметалл (52% Се, 24% Ьа,
18% Ха, 5% Рг), цериевый мишметалл марок МЦ40, МЦ65,
МЦ75 (цифра обозначает минимальное содержание Се), а так-
же МЦМ-5, содержащий те же элементы и 4,5—7,0% М&. При-
меняются также кремнийцериевые лигатуры типа «Сиитмиш»
и «Сце.мнш». Однако стабильное получение шаровидной формы
графита в чугуне при помощи лигатур возможно лишь для тон-
костенного литья или при заливке в кокиль [7].

В НПО ЦНИИТМаш разработаны комплексные модифика-
торы следующего состава (%): Ц1 (6 15 РЗЭ, 2—4 Мй, 4 12
Ва, 10—18 А1. 29—17 51, Ре — ост.) и Ц2 (11 — 18 РЗЭ; 1,5—
3,5 М&; 0,5—5,0 Л1; 0,2—1,8 2г, 12—27 Ре, 51—ост.). Эти мо-
дификаторы обеспечивают стабильное получение чугуна с шаро-
видным графитом, и воспроизводимость свойств металла в от-
ливках с толщиной стенки до 150 мм. Расход этих модифика-
торов для получения ВЧ составляет 1,2—2,0% от массы металла.
При вводе 0,6—0,8% получается чугун с вермикулярным гра-
фитом [7].

В противоположность сфероидизирующим модификаторам,
некоторые элементы являются демодификаторами, в связи с
чем их содержание в чугуне нс должно превышать (%): 0,009
РЬ; 0,003 Ы; 0,026 8Ь; 0,08 Аз; 0,04 Т1; 0,13 5п; 0,3 Л1. Влияние
демодификаторов частично или полностью устраняется добав-
кой ремодификаторов, например Се.

При введении в чугун магния происходит его интенсивное
испарение. Пары магния сгорают с выделением белого дыма.
Реакция протекает очень быстро и носит бурный характер. Для
уменьшения пироэффекта применяют лигатуры с содержанием
не выше 12—15% или смеси как с большой плотностью,
содержащие XI и Си, так и более легкие, содержащие 51 и Са.

Для получения отливок без отбела рекомендуется после вве-
дения сфероидизирующего модификатора проводить вторичное
графитизирующее модифицирование, которое уменьшает уса-
дочные дефекты и внутренние напряжения. При этом в качестве
модификатора применяют ферросилиций ФС75.
Наиболее простым является модифицирование лигатурами в
ковше. Так, на ВАЗе лигатур}' 141 — — Се вводят непосред-

ственно в разливочный ковш. Вместе с лигатурой вводят ферро-
силиций и легирующие добавки. Однако в связи с тем, что ли-
гатура М1 — — Се дорогостоящая, большее распространение

получило модифицирование чистым магнием.

При модифицировании чугуна происходят также обессери-
вание и дегазация, поэтому дозировка модификатора опреде-
ляется расходом его на эти процессы, главным образом на со-
единение с серой. Необходимое количество М& можно опреде-
лить по следующей формуле [32]:

Ме = [(0,04-0,1)4-0,76(8и —(7.3)

где 8И и 80 — содержание серы исходное и остаточное; 0,04 —
0,1% — остаточный в чугуне (0,04 — для высоко-
качественных чушковых чугунов; 0,05 — для чугунов
с худшими наследственными свойствами и до 0,1 —
для толстостенных отливок);

А — коэффициент усвоения Мд (зависит от способа моди-
фицирования и / чугуна; при введении лигатуры 141 —
Мд при 1400°С А = 0,6—0,7; при 1500°С А = б,4—0,5).

При недостаточном количестве остаточного Мд образуется
смешанный или вермикулярный графит, а при избытке — ча-
стичный или полный отбел. При введении модификатора в виде
чистого магния в ковши открытого типа или в копильник при
помощи колокола расход Мд в зависимости от температуры
чугуна составляет 0,4—0,7%, причем чем выше температура
металла, тем меньше расход магния. В составе лигатуры Мд
вводится в количестве 2—2,5% от массы металла. Расходы маг-
ния и лигатур снижаются, если их вводить в специальных авто-
клавах или ковшах под давлением (рис. 73, 74). При этом воз-
растает температура кипения магния, обеспечивается медлен-
ное парообразование и создаются условия для максимального
его усвоения. Расход магния при модифицировании в автокла-
вах или герметизированных ковшах снижается до 0,2—0,35%
от массы обрабатываемого металла.

3. ПОЛУЧЕНИЕ КОВКОГО ЧУГУНА

Технология изготовления ковкого чугуна делится на два эта-
па: получение отливок из белого чугуна и графитизирующий
отжиг. Состав шихты для получения ковкого чугуна рассчиты-
вают таким образом, чтобы в жидком чугуне было 2,3—3,0% С
и 0,9—1,6 81. Конкретное содержание С и 81 определяется в за-
висимости от требуемых свойств, т. е. марки КЧ и толщины
стенки отливки с учетом условий охлаждения.

Первый этап плавки ковкого чугуна ведется дуплекс-процес-
сом вагранка — дуговая электропечь. При этом в вагранке вы-
плавляют чугун, содержащий (%): 2,6—2,85 С; 0,8—1,0 81;
0,2—0,25 Мп; 0,12—0,17 Р и до 0,12 8. Затем этот чугун зали-
вают в кислую дуговую электропечь и перегревают до 1450—
1500°С. Здесь же можно корректировать состав чугуна, напри-
мер, уменьшить содержание углерода добавкой стального лома .
или увеличить содержание 81 и Мп добавкой ферросплавов.

Более совершенным вариантом дуплекс-процесса для полу-
чения КЧ является сочетание дуговой печи с индукционной.
В этом случае химсостав чугуна в печи ожидания мало изме-
няется, и свойства остаются более стабильными. Дуплекс-про-
цесс дуговая печь — индукционная печь применяется на ВАЗе.
В шихте в качестве основных составляющих используют воз-
врат и стальные отходы. В печь ожидания сливают металл с
температурой 1550—1570°С, имеющий следующий химсостав (%):
2,8—2,9 С; 1,1—1,2 81; 0,3—0,35 Мп; ^0,06 8 и Р; ^0,05 Сг;
5^0,15 № и Си. После перелива в индукционную печь с по-
верхности расплава удаляют шлак и вводят кусок электродного
боя весом 8—12 кг (то же делается для СЧ и ВЧ), который,
контактируя с металлом при высокой температуре, уменьшает
угары 81 и Мп за счет их гетерогенного восстановления твер-
дым углеродом и компенсирует угар углерода за счет его раст-
ворения из электродного боя. Чугун на выпуске из печи ожида-
ния должен иметь температуру 1520°±.10°С. В ковш подают
пакеты с присадками. Их также называют модификаторами,
хотя этот процесс относится скорее к микролегировзнию. На
ВАЗе [35| в жидкий чугун на выпуске подают 0,01 % висмута
марки ВИ0 и 0,0058% ферробора марки ФР-В, что способст-
вует сокращению длительности цикла отжига.

Наилучшими добавками, позволяющими получать толсто-
стенные отливки с белым изломом и значительно сокращать
длительность отжига, являются присадки 0,02—0,0004 В г, 0,01 —
0,02% А1 и 0,002—0,004% В, а также лигатуры Те — Си, Те —
8, Те — Но, Те —РЬ, Те - В1, Те—В —А1, Те —В1—Си —А!.
Дозировка элементов 0,0001—0,005% для Те и В1 и 0,01—0,03%
для А1.

Второй этап плавки КЧ — графитизирующий отжиг — осу-
ществляется в специальных печах и длится 30—40 часов. Типо-
вой режим отжига отливок для получения ферритного ковкого
чугуна включает следующие операции: нагрев по 930—1050°С,
выдержку при этой температуре до полного завершения первой
стадии графитизации, промежуточное охлаждение до 760°С (т. е.
несколько выше интервала критических температур), контроли-
руемое охлаждение со скоростью не более 5°С/ч до 700сС (т. е.
через весь интервал критических температур или соответствую-
щую выдержку при этой температуре для распада перлита),
охлаждение до 550—600°С (медленное, а затем быстрое во из-
бежание образования «белого излома»).
4. ПОЛУЧЕНИЕ ЛЕГИРОВАННОГО ЧУГУНА

Главной особенностью плавки легированного чугуна являет-
ся введение легирующих элементов, имеющих различную спо-
собность к окислению в условиях применяемого метода плавки.

Плавка низколегированных чугунов осуществляется в ваг-
ранках и электропечах. Легирующие элементы можно вводить
двумя способами: шихтовкой природнолегированными чугунами
и добавкой ферросплавов. В таблице 42 приведены основные
рекомендации по введению легирующих элементов.

При получении низколегированных конструкционных чугу-
нов, содержащих Сг и №, используют природнолегированные
чушковые чугуны марок ЛХП1—ЛХН10 (до 1% М1 и 2,3—3,2%
Сг). Титан и медь в низколегированные чугуны вводят с при-
роднолегированными чугунами типа БТМЛ. Например, при
плавке низколегированного чугуна для гильз двигателей дуп-
лекс-процессом вагранка — электропечь в ваграночной шихте

Т а б л и ц а 42

Рекомендации по введению легирующих элементов при плавке
легированных чугунов

Леги- рую- щий эле- мент Степень легирования Легирующие добавки Способ введении Способ плавки Коэффициент усвоения
1 2 1 ? « 1 5 1 1 6
Низкая Природнолеги- рованный чугун В шихту Вагранка, электро- печь 0,8—0,9
Сг Средняя и высокая Феррохром » В печь в конце плавки Вагранка Электро- печь 0,8-0,85 0,9—0,95
Низкая Природно- легированный чугун ЛХН В шихту Вагранка, электро- печь 0,9-0,95
М Средняя и высокая Ферроникель лигатуры, ни- кель металли- ческий всех марок » 9 Вагранка Электро- печь, вагранка 0,88—0,92 0,92—0,96
Низкая Прнродноле- гнрованный чугун В шихту Вагранка, электро- печь 0,9-0,95
Сц Средняя н высокая Медь металли- ческая всех марок » Электро- печь, ва- гранка 0,9—0,95
Т1 Низкая Прнродноле- гированнын чугун В шихту Вагранка, электро- печь 0,6-0,7
1 2 3 4 4 6
Низкая и средняя Ферротитан В печь в конце плав- ки или в ковш Электро- печь 0,45—0,55
Мо Низкая и средняя Ферромолибден В печь в конце плав- ки или в ковш Электро- печь, 0,92—0,97
А1 Низкая Алюминий ме- таллический В ковш Электро- печь, вагранка 0,7—0,75
Высокая Алюминий ме- таллический В печь в конце плав- ки или в ковш Электро- печь 0,7-0,75
Низкая Ферро- вольфрам В ковш Вагранка, электро- печь 0,92—0,96
Средняя Ферро- вольфрам В электро- печь в кон- це плавки Электро- печь 0,92—0,96
V Низкая Феррованадий В ковш Электро- печь, вагранка 0,98-0,92
Средняя Феррованадий В печь в конце плавки Электро- печь 0,88—0,92

используют в зависимости от исходного содержания легирую-
щих элементов от 7 до 10% ЛХН и БТМЛ. Жидкий чугун из
вагранки переливают в электропечь, где его перегревают и, если
необходимо, корректируют химсостав. Во время выдачи из печи
в ковш чугун модифицируют ферросилицием. Плавка высоко-
легированных чугунов имеет свои особенности, по во всех слу-
чаях ее целесообразнее производить в электропечах.

5. ТЕХНОЛОГИЯ ПОЛУЧЕНИЯ ВЫСОКОКАЧЕСТВЕННОЙ
СТАЛИ ДЛЯ ОТЛИВОК

Свойства стали в отливке в значительной степени зависят
от технологии ее получения, определяющей содержание, состав,
форму и распределение неметаллических включении. Большое
влияние на качество стали оказывает содержание серы, фос-
фора, кислорода, азота и водорода. Поэтому технология изго-
товления должна обеспечивать минимальное содержание вред-
ных примесей, наименее вредную форму неметаллических вклю-
чений и требуемую структуру.

Процесс получения высококачественной стали состоит из трех
этапов: плавки, внепечной обработки и термообработки. Ка-

чество стали в отливке зависят от качества шихты. Особенно
важно обеспечить минимальное содержание вредных примесей
в шихте при кислом процессе, так как он не дает возможности
удалять из печи серу и фосфор.

Во время плавки на качество стали влияют режимы окисли-
тельного периода (интенсивность и длительность кипения, со-
став шлака) и восстановительного периода (его длительность,
состав шлака, состав и количество раскислителей и модифика-
торов).

Большие возможности для улучшения качества стали дают
методы внепечной обработки, позволяющие модифицировать
сталь, уменьшать содержание вредных примесей и существенно
влиять на содержание, состав, форму и распределение неметал-
лических включений.

Аналогичное, но более глубокое воздействие на качество
стали обеспечивают методы специальной электрометаллургии,
которые широко применяются для получения высококачествен-
ных стальных слитков и начинают использоваться в сталели-
тейном производстве.

На рисунке 78 приведена классификация основных способов
внепечной обработки и специальной электрометаллургии, при-
меняемых для улучшения качества литейных сталей. Наиболее
простым видом внепечной обработки является модифицирова-
ние. Модифицированная углеродистая сталь приближается по
свойствам к экономнолегированной, а модифицированная эко-
номнолегированная — к сталям, легированным дорогими и де-
фицитными добавками (№, Мо и т. п.) [39]. Модифицирование
щелочными и щелочноземельными металлами позволяет сущест-
венно улучшать свойства стали. Особенно эффективно примене-
ние силицидов РЗЭ с иттрием. Введение комплексных модифи-
каторов позволяет осуществлять раскисление, рафинирование и
модифицирование, так как РЗЭ имеют повышенное сродство к
кислороду и сере по сравнению с основными компонентами ста-
ли. На качество стали существенно влияют нитридообразующие
модификаторы. Многие модификаторы способствуют глобулиза-
ции неметаллических включений. Наиболее эффективны в этом
отношении кальций и РЗЭ.

6. ПЛАВКА СТАЛИ В ПЛАЗМЕННЫХ ЛЕЧАХ

Наибольшее количество стали для фасонного литья выплав-
ляется в электродуговых печах. Однако они выделяют много
дыма и производят шум. Этих недостатков не имеют плазмен-
ные печи, которые по конструкции рабочего пространства ана-
логичны дуговым, но вместо электродов в их своде установлен
плазмотрон. Одно из преимуществ этих печей по сравнению с
обычными дуговыми заключается в отсутствии графитовых
электродов, что полностью исключает науглероживание метал-
ла и позволяет выплавлять низкоуглеродистые стали. Плазмен-
пая дуга горит между электродом плазмотрона и ванной рас-
плавленного металла. При литании печи постоянным током
ванна является анодом, а при питании трехфазным током —
нулевой точкой схемы [4]. Существуют также печи комбиниро-
ванного нагрева: плазменно-индукционные и топливно-плазмен-
ные.

Основной особенностью плазменных печей является возмож-
ность хорошей герметизации печного пространства и, следова-
тельно, проведения плавки в контролируемой атмосфере. Воз-
можность ведения плавки в нейтральной атмосфере позволяет
использовать отходы высоколегированных сталей с практически
полным усвоением легирующих присадок. На 10-тонной печи в
ходе промышленных плавок достигается, например, следующее
усвоение легирующих (%): 97—99 Мп, 96—98 Сг, 98—100 №,
98—100 Мо, 60—80 Т1. Не менее важным достоинством плаз-
менных печей является существенное уменьшение загрязнения
окружающей среды и повышение гигиены труда.

Однако стоимость плавки в плазменных печах выше, чем в
дуговых, вследствие потребления аргона и большего расхода
электроэнергии. Поэтому использование плазменных печей це-
лесообразно при плавке высоколегированных сталей и сплавов,
когда сокращение расхода легирующих за счет уменьшения
угара и улучшения качества стали имеет решающее значение
Н1-

Загрузку шихты в плазменные печи производят так же, как
и в сталеплавильные — через верх (для этого печи оборудуют
поворотным сводом или выкатной ванной). Наличие подового
электрода в исчах малой емкости (до 6 т) вызывает необходи-
мость обеспечения надежного электрического контакта между
ним и твердой шихтой. Свод закрывают и плазмотроны вводят
в печь так, чтобы между торцом сопла и шихтой установился
зазор в несколько сотен миллиметров. На печь подают напря-
жение, и между электродом и соплами плазмотронов зажигает-
ся стартовая дуга. Затем плазмотрон перемещают в сторону
шихты до тех пор, пока дуга не начинает горсть на шихту. После
зажигания рабочей дуги плазмотроны отводят в рабочее поло-
жение и оставляют неподвижными на время, пока печь включе-
на. При оперативных отключениях печи во время плавки плаз-
мотроны вновь подводят к металлу для зажигания дуги.

Металлургические процессы, происходящие в плазменной
печи при плавке стали, аналогичны тем, которые происходят
в дуговой, т. с. процесс идет без окисления примесей; плавка
ведется форсированно, что позволяет хорошо сохранить леги-
рующие элементы. Атмосфера плазменной печи содержит зна-
чительное количество аргона, поэтому кислород, азот и водород
из расплава могут переходить в газовую фазу, т. е. газовая фаза
в данном случае является рафинирующей.
7. ЭЛЕКТРОШЛАКОВЫЙ ПЕРЕПЛАВ СТАЛИ

Электрошлаковый переплав, наряду с ВДП, ЭЛИ и ПДП,
является современным методом получения высококачественных
сталей. Электрошлаковый переплав заключается в том, что пе-
реплавляемая сталь в виде расходуемого электрода погружает-
ся в ванну жидкого электропроводного шлака, который наводят
в водоохлаждаемом кристаллизаторе расплавлением в нем шла-
ковой смеси или заливкой жидкого шлака, приготовленного в
специальной шлакоплавильной печи. Переменный или постоян-
ный электрический ток, пропускаемый по электроду и шлаку»
поддерживает шлак в расплавленном состоянии при температу-
ре 1600— 1800°С, за счет чего расходуемый электрод плавится
и капли металла, стекающие с торца электрода, проходят через
слои химически активного шлака и очищаются от неметалличе-
ских включений и вредных примесей. Ванна жидкого металла,
накапливающегося ниже шлаковой ванны, постепенно затвер-
девает и формируется в кристаллизаторе в виде слитка.

Процесс осуществляется непрерывно. Направленное затвер-
девание слитка с регулярным поступлением расплавленного
электродного металла обеспечивает отсутствие в слитке усадоч-
ной раковины и дает плотную и однородную структуру. Шлак в
значительной мере защищает жидкий металл от воздействия
атмосферы. В процессе переплава на боковой поверхности слит-
ка образуется шлаковая корочка (гарнисаж) толщиной 1—3 мм,
обеспечивающая естественную тепловую и электрическую изо-
ляцию от кристаллизатора и гладкую, чистую поверхность
слитка.

Физико-химическая характеристика процесса ЭШП. Главны-
ми особенностями ЭШП, определяющими высокую эффектив-
ность рафинирования стали, являются: высокая температура,
сильно развитая поверхность контактирования, высокоосновные
шлаки с низким содержанием 8Ю2, РеО, МпО и направленная
кристаллизация отливки.

Взаимодействие фаз при ЭШП также имеет ряд особенно-
стей, состоящих в том, что шлак почти не содержит окислов
переменной валентности, которые могли бы переносить кисло-
род из атмосферы к металлу. Кроме того, шлаки содержат
СаР2, что способствует переходу элементов в газовую фазу по
следующим реакциям:

(2СаРа) 4- ($1О2) = (2СаО) +- {51Р.} | , (7.4)

(СаР3) + (РеО) = (СаО) + {РеР2) |, (7.5)

(ЗСаР8) + (2АЦ = [ЗСа] + {2А1Р3) |, (7.6)

(2СаРа) -Р ГП) = [2Са] 4- {Т1Р4} |. (7.7)

Шлаки, содержащие СаР2, например АНФ-6, АНФ-7, АНФ-8,
легкоплавки (температура плавления 1200—1350°С), имеют не-
высокую вязкость и хорошую электропроводность, но при их
18—2045 273
использовании часть элементов переходит в газовую фазу по
реакциям (7.4) —(7.7) и выделяются вредные фториды, а также
облегчается перенос кислорода из атмосферы через шлак. Этих
недостатков лишены бесфтористые флюсы, например АН-29,
АН-292.

Удаление серы при ЭШП связано как с непосредственным
переходом сульфидов [Ре8]—►(ЕеЗ), так и с реакциями (1.34),
(1.35), которые, благодаря большой температуре, высокой ос-
новности шлака и развитой поверхности реагирования, проте-
кают эффективно.

При использовании постоянного тока может происходить
электрохимическое удаление серы по реакции

($]+2е—>(82-). (7.8)

Удаление неметаллических включений также основывается на
указанных особенностях ЭШП и в значительной степени связа-
но с поверхностными явлениями и параметрами самого техно-
логического процесса.

Кинетическое уравнение удаления неметаллических вклю-
чений имеет следующий вид [8]:

г/Ис.х гл ггнп л

А НВ *~^А1,О, ?>ф

КлКОН глШ/л ~~ у •

*НВ”*А1,0, °

(7.9)

где и Лкн°»— исходная и конечная концентрации неметалли-
ческих включений, %;

^адо —минимальная концентрация А18Оа, %,

ХЭД,' = 3/з(0,0029 + 9• 10-* • а2 + 2,6-10“3 • а’5'>);

— скорость наплавления слитка, м/с;

Рэф — эффективный коэффициент массопереноса.

Для эффективного удаления неметаллических примесей не-
обходимо наличие включений с малым радиусом, а также высо-
кое поверхностное натяжение шлака и хорошее смачивание им
включений.

Промышленная технология ЭШП в литейном производстве.
ЭШП используется для получения в водоохлаждаемых кристал-
лизаторах непосредственно фасонных отливок. Этот метод, на-
зываемый электрошлаковым литьем (ЭШЛ), удачно сочетает
в себе достоинства электрошлакового переплава (получения ме-
талла высокого качества) и литья (получения изделий сложной
формы). При ЭШЛ, в отличие от обычного литья, обеспечивает-
ся одновременное непрерывное приготовление и расходование
жидкого металла в едином с литейной формой агрегате.

Существенным преимуществом ЭШЛ является то, что жид-
кий металл не взаимодействует с литейной формой, а шлаковая
ванна служит защитой его от окисления во время плавки. При
ЭШЛ применяются две основные схемы процесса. По первой
схеме (рис. 79, а) сталь плавится и кристаллизуется непосредст-
Рис. 79. Схемы процесса ЭШП:

а - непосредственно в кристаллизаторе: 1 - расходуемый электрод, 2 - шлаковая ванна, 5 —
металлическая ванна, 4 — неподвижный кристаллизатор, 5 — отливка: б - с переливом метал-
ла: 1 - расходуемый электрод, 2 - шлаковая ванна, 3 — металлическая ванна. 4 -неподвижный
кристализатор, 5 - отливка. 6 - подвижная плавильная емкость; в — схема ЭШЛ сферического
дииша: 1 — расходуемый электрод, 2 — шлаковая ванна, 3 -металлическая ванна, ^—отливка;
г — схема ЭШЛ корпуса запорной арматуры: /—расходуемый электрод, 2 — шлаковая ванна,
3 — металлическая ванна, 4 - отливка, 5-кристаллизатор, б —дрон, 7 - затравка.

венно в литейной форме, как это имеет место при ЭШП слитка
в слиток, когда по расположению металлический электрод со-
осен с отливкой. По второй схеме (рис. 79, б) получение отливки
ведется с непрерывным переливом жидкого металла из плавиль-
ной емкости в полость водоохлаждаемой формы. При этом пла-
вильная емкость перемещается относительно неподвижной ли-
тейной формы по мере заполнения ее металлом отливки. В ре-
зультате перелива удается повысить степень рафинирования
жидкого металла, в частности интенсифицировать его дегаза-
цию, в том числе и удаление водорода. Перелив металла значи-
тельно расширяет возможности ЭШЛ по получению отливок
сложной и разнообразной формы. Кроме того, появляется воз-
можность получения биметаллических, а в принципе и много-
слойных отливок [43].

При ЭШЛ отливка получается без прибыльной части, так
как условия кристаллизации исключают возможность образо-
вания усадочной раковины и осевой рыхлости. Объединение пла-
вильного агрегата с литейной формой полностью исключает
затраты металла на литниковую систему. Для формирования
внутренних полостей в отливках обычно используются непо-
движные дроны, играющие роль стержня литейной формы).
ЭШЛ широко применяется для отливки деталей, работающих
под высоким давлением (рис. 79, в).

Технология ЭШЛ включает следующие операции: приготов-
ление расходуемых электродов, подготовка печи, подготовка
флюса, старт и стабилизация, переплав, формирование верхней
части слитка (хот-топлипг [43)), остывание в кристаллизаторе
и извлечение отливки. Это единственный процесс, когда отливка
«извлекается» из печи.

Металл для изготовления расходуемых электродов выплав-
ляют в обычных сталеплавильных печах. Один из наиболее про-
грессивных способов изготовления электродов — непрерывная
разливка. Техническими условиями на расходуемые электроды
оговариваются химсостав, технология выплавки исходного ме-
талла, требования к поверхности электрода, допуски на криво-
линейность и разнотолщинность [43].

Плавка начинается со старта, который может быть твердым
или жидким. При твердом старте наведение ванны шлака про-
изводится непосредственно в кристаллизаторе расплавлением
стартовой экзотермической смеси. При жидком старте шлак
плавят в специальной шлакоплавильной печи. Шлаковую ванну
необходимо прогреть, чтобы стабилизировать процесс. Электрод
при этом разогревается, начинается его плавление и устанавли-
вается заданный электрический режим плавки. По мере оплав-
ления электрода, его подают в шлаковую ванну, уровень которой
вместе с уровнем металла повышается, но медленнее, чем оплав-
ляется электрод. Подачу осуществляют при помощи автомати-
ческого привода.

После основного периода плавки, т. е. когда весь слиток уже
наплавлен, мощность уменьшают и осуществляют подпитку го-
ловной части (хот-топпинг [43]); усадочные дефекты сводят до
минимума. Метод ЭШЛ позволяет приготовить металл, очищен-
ный от вредных примесей, с плотной, равномерной структурой,
что обеспечивает возможность изготовления сложных отливок
со свойствами, которые невозможно получить другими метода-
ми плавки.
8. ПОЛУЧЕНИЕ ВЫСОКОКАЧЕСТВЕННЫХ ЦВЕТНЫХ СПЛАВОВ

Качество цветных сплавов, также как и железоуглеродистых,
определяется химическим составом, температурой в расплавлен-
ном. состоянии и чистотой, т. е. отсутствием газовых и неметал-
лических включений и вредных примесей. На рисунке 80 приве-
дена схема системного анализа получения высококачественных
литейных цветных сплавов. Центральной операцией про-
цесса является рафинирование. От этой операции в значитель-
ной степени зависит качество получаемого сплава. Однако оно
определяется не только рафинированием. На качество сплава
влияют как состав шихты, так и соблюдение всех технологиче-
ских параметров процесса плавки. Получение высококачествен-
ных сплавов обеспечивается тщательным выполнением каждого
элемента технологического процесса, основными из которых
являются:

1. Подготовка плавильной печи и шихты. Печь очищают от
шлака, остатков металла и пр. Недопустима загрузка шихты
во влажный тигель. Шихта должна быть очищена от посторон-
них включений, высушена, не допускается использование лома
неизвестного состава, а также содержание масла, мусора и т. п.
Для получения высококачественных цветных сплавов целесооб-
разно составлять шихту из чушковых материалов требуемого
состава и возврата, так как лом и отходы неизбежно приведут
к ухудшению качества сплава.

2. Соблюдение технологического режима плавки (темпера-
тура, состав фаз, длительность процесса и отдельных операций).
Цветные сплавы чувствительны к перегреву (возможен «пере-
жог» сплава, приводящий к ухудшению качества). При высо-
ких температурах и длительных выдержках повышается газосо-
держание сплавов. Многие сплавы чувствительны к атмосфере,
в которой производится плавка. Поэтому так важен правильный
выбор условий плавки (см. гл. V).

3. Рафинирование сплава. Об эффективности рафинирования
принято судить по остаточному содержанию газов и неметал-
лических включений (подробнее см. гл. V, VI).

Выделяющаяся при затвердевании расплава в виде пузырь-
ков «активная» часть водорода определяет развитие пористости
в отливках. Качественную оценку этой «активной» части дает
вакуумная проба (рис. 81) {37). Для проведения пробы пор-
цию приготовленного расплава помещают под колокол, в кото-
ром за 30—60 с создается разряжение с остаточным давлением
0,67-102 Па; при этом происходит «кипение» расплава. О степе-
ни газовыделения можно судить по состоянию верхней поверх-
ности затвердевшей отливки, которая при высокой интенсив-
ности газовыделения приподнята и образует расщелины. Убеди-
тельную картину показывают также разрезы затвердевших
слитков.

Если ограничиться только наблюдением за ходом процесса
Процесс (операции) получения
высококачественных цветных сп/швов

Рис. 80. Схема системного анализа получения высококачественных цветных сплавов.
РиС. 81. Вакуум-про^а для контроля качества цвет-
ных сплавов;

1 — плита, 2 — тигель с жилким металлом, 3 — манометр, 4 —
стеклянный колпак.

«кипения» и состоянием верхней поверхности, то эту пробу мож-
но применять в производственных условиях. Обычно этой про-
бой измеряются качественные характеристики интенсивности
пузырькового газовыделения, но ее можно использовать н для
получения количественных характеристик. Для этого в вакуум-
ный котел помещают печь, в которой находится тигель, содер-
жащий жидкую пробу. При откачивании непрерывно измеряют
температуру расплава и давление в котле, а через глазок на-
блюдают за состоянием поверхности расплава. При появлении
первого пузырька на поверхности отмечают температуру и дав-
ление. Полученные значения дают возможность рассчитать со-
держание водорода в сплаве по уравнению растворимости:

1в5--4 + в+1/. 1еЛ

где 8 — растворимость, см3/100 г металла;

Т — замеренная температура, °К;

Р — замеренное остаточное давление в котле, Па;

А и В — константы.

Абсолютное количество выделяющегося водорода можно оп-
ределить описанным методом только в том случае, когда из-
вестны значения постоянных величин А и В, входящих в урав-
нение растворимости для данного сплава. Если значения вели-
чин неизвестны, методом первого пузырька можно пользоваться
для прослеживания относительного изменения количества вы-
деляющегося водорода.

4. Подбор модификаторов. Модифицирование производится
для улучшения качества сплавов (см. гл. VI). Любой сплав вы-
сокого качества (будь то сталь, чугун или цветной сплав) моди-
фицируют.
Особое значение в цветных сплавах имеют примеси. Причем
примеси, полезные в одних сплавах, могут быть вредными в
других. Например, в алюминиевых сплавах Ее является вредной
примесью; оно практически нерастворимо в алюминии и даже
при очень малом содержании (<0,005%) способствует выделе-
нию интерметаллида ЕеА13, имеющего игольчатую форму и по-
этому снижающего пластичность алюминия и его сплавов. Пре-
дельно допустимое содержание железа в литейных сплавах
зависит от способов литья. При литье в песчаные формы допус-
кается присутствие 0,5—1,0% Ре. При литье в кокиль за счет
большей скорости охлаждения включения РеА13 измельчаются,
поэтому предельно допустимое содержание железа может быть
повышено до 0,8—11,4%.

В магниевых сплавах большинство вредных примесей имеют
незначительную растворимость в твердом магнии и поэтому
либо выделяются в свободном состоянии (Ре, На, К), либо даже
при ничтожном содержании образуют хрупкие интермсталлид-
ные включения по границам зерен (Си, №). Эти элементы силь-
но снижают коррозионную стойкость магния. Поэтому в литей-
ных сплавах содержание вредных примесей ограничено; не бо-
лее 0,08% Ре, 0,01% № и 0,1% Си.

Для титановых сплавов особую роль играют примеси внед-
рения (С, О2, Н2), резко повышающие прочность и твердость

сплавов (0,01% примеси внедрения в области малых концент-
раций повышает прочность на 7—20 МПа) и снижающие пла-
стичность (при содержании примесей более 0,5—0,7% она дости-
гает нулевого значения, в результате чего возникает хрупкость).
В связи с этим содержание примесей внедрения строго ограни-
чивают: О2<0,1—0,15%; С<0,05—0,1%; Г^< 0,04—0,15%.
Наиболее опасны примеси водорода, образующего в а-сплавах
по плоскостям скольжения пластинки гидридной фазы. Во избе-
жание возникновения водородной хрупкости содержание водо-
рода ограничивают до ~0,01%.
ГЛАВА VIII
ОПТИМИЗАЦИЯ ПРОЦЕССОВ ПЛАВКИ И ВЫБОР
АГРЕГАТОВ ДЛЯ КОНКРЕТНЫХ УСЛОВИЙ
ПРОИЗВОДСТВА

1. ПРИМЕНЕНИЕ ЭВМ ДЛЯ РАСЧЕТОВ И ОПТИМИЗАЦИИ
ПРОЦЕССОВ ПЛАВКИ

Оптимизация свойств литейных сплавов необходима для оп-
ределения состава, наиболее полно отвечающего конструкции
и назначению отливаемой детали. Обычно задача формулирует-
ся таким образом: требуется определить содержание компонен-
тов при максимальной прочности и заданных величинах отно-
сительного удлинения и твердости. Рассмотрим процесс оптими-
зации свойств на примере одного из сплавов. Так, для сплава
АК5М2 содержание компонентов ограничено следующими пре-
делами:

4^81^6
2,5^Си^З,5
0,2^М^0,8
0,2 <С Мп ^0,8

(8.1)

Прочность а (МПа), относительное удлинение 6% и твер-
дость НВ описывается следующими функциями:

а—1.63 X, — 0,4Ха —5Х, —2.333Х, + 13,567. (8-2?

8 — 0.695Х, - 0.6Х, — 3,6067Х3 — 1,233Х, + 2,245, (8.3)

НВ = О.25Х, 4- 5.7.3Х, + 1,667Ха + 1.667Х, + 59,6587, (8.4

где X), Ха, Х3, Х4 — концентрации кремния, меди, магния и мар-

ганца в сплаве.

Требуется найти оптимальный химсостав, удовлетворяющий
ограничениям (8.1), при котором прочность достигает максиму-
ма при условии, что б^ 1,5, НВ^70.

Задача решается методом линейного программирования. По-
лучен следующий химсостав сплава (%): 81— 6; Си—1,5;

—10,2; Мп — 0,2 при 6 = 21,46 кге/мм2.

Если уравнения (8.2) — (8.4) нелинейные, задача усложняет-
ся. В этом случае она решается методом градиента, приведен-
ным в [29].

Расчет и оптимизация шихты. Чтобы решить задачу опти-
мизации, при расчете шихты необходимю знать ограничения по
химическому составу, состав и стоимость шихты и допустимые
пределы ее использования в плавильных печах [30]. Особен-
ности плавки стали в различных плавильных агрегатах, а так-
же диапазон условий плавки не позволяют при оптимизации
шихты исходить из средних угаров элементов, как это делается
для чугуна. Поэтому на первой стадии расчета и оптимизации
шихты определяют приведенное содержание элементов в шихте,
исходя из конкретных условий плавки и опытных данных, уста-
новленных для этих условий и представленных в виде величины
угаров раздельно для металлошихты и ферросплавов:

где К/(/) — содержание /-го элемента в у-м компоненте шихты.

Кроме того, для С, 8, и Р в зависимости от вида плавильного
агрегата и процесса (кислый или основной, с окислением или
без окисления примесей) имеются определенные закономерно-
сти, общие для всех шихтовых материалов, исходя из которых
рассчитывают требуемое содержание элементов в шихте. Угары
элементов приведены в таблице 38.

Для углерода при плавке с окислением обычно принимают
следующие зависимости:

Кс(ж) = + 0,3 — для основного процесса,

/Сс(ж) “ ^с(ж> + °»2 ~ для кнслого процесса,

где — конечное содержание углерода в жидкой стали.

При плавке без окисления, наоборот, содержание углерода
в шихте должно быть ниже, чем в готовой стали:

/Сс(ж>-*$ж)--0,15. (8.6)

Сера и фосфор при плавке стали в основных печах угорают
на 50—70% от первоначального содержания. В кислых печах
их содержание не изменяется.

Пользуясь данными таблицы 43 и приведенными рекоменда-
циями по 8, С и Р, можно составить уравнение ограничения по
химическому составу:

•*/<*?(«>• (8-0

/-1

К5(ж) <2 ^1)х1 <------100^ * (8

Кр(м) < А'/»(/>х7 |оо Р ‘

Систему уравнении (8.7) — (8.9) дополняют уравнениями тех-
нологических ограничений и решают их вместе с уравнением,
по которому определяется минимальная стоимость шихты:

2л,м= (8.10)
Отредактировал и опуоликовал на сайте =

Угары элементов из метал лошихгы н ферросплавов при плавке
стали в электропечах (% от первоначального)

Элементы Луговая печь Индукционная печь
из металле- ШИХТЫ ИЗ ферро- сплав»» а из металло- 111 идти из ферро- сплавов
Углерод 25 10-20 10 10-20
40*
Кремний 100 10 20 5
Марганец 20 70 5-10** 20 10
15*
Хром 20 5 15 5
Никель 5 3 3 1
15*—50***
Ванадий 50-80 10 15 5
Вольфрам 10 5 5 5
Молнб дек 5 3 3 1
Медь 5 3 3 1
Титан 90* 100 50 50 10
Кобальт 5 3 5 3

Примечания: * в числителе — для плавки без окисления примесей
в знаменателе — с окислением (при кислом процессе,
наблюдается пригар 81, зависящий от конкретных
условий плавки).

** — для Мп > 5%.

*»♦ — для V < 1%.

где С] — стоимость у-го компонента шихты по прейскуранту, руб;
х — содержание компонента в шихте, %.

Далее методом линейного программирования находят опти-
мальный состав шихты для стали. Таким же образом можно
определить оптимальный состав шихты и параметры процесса
ллавки для чугуна [17].

2. ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ РАЗЛИЧНЫХ МЕТОДОВ
ПЛАВКИ ЛИТЕИНЫХ СПЛАВОВ

Согласно методике определения экономической эффективно-
сти использования в народном хозяйстве новой техники, изоб-
ретений и рационализаторских предложений, расчет годового
экономического эффекта основывается на сравнении приведен-
ных затрат:

3 = С4-ЕП-К, (8.11)

где 3 — приведенные затраты на единицу продукции;

С — себестоимость единицы продукции;

К — удельные капитальные вложения;
2?п = 0»15 нормативный коэффициент эффективности капи-
тальных вложений.

Расчет годового экономического эффекта производится по
формуле

Э= (31—За) ’Ад, (8.12)

где Э — годовой экономический эффект, руб.

31 и Зг — приведенные затраты на единицу продукции по
обоим вариантам, руб.

Аг — годовой объем производства продукции по новому ва-
рианту, т.

При оценке различных вариантов оборудования и техноло-
гии следует учитывать специфику производства литых загото-
вок. Одна из особенностей литейного производства — использо-
вание разнообразных материалов и видов топлива. Затраты на
металл в себестоимости отливок достигают 50—60%. В связи с
этим при совершенствовании производственных процессов боль-
шое значение имеет разработка мероприятий, обеспечивающих
экономию металла.

Выпуск отливок, близких по форме, размерам и весу к го-
товым деталям, обеспечивает повышение коэффициента исполь-
зования металла и в значительной мере определяет трудоем-
кость и себестоимость их механической обработки. Поэтому при
оценке экономической эффективности мероприятий по совер-
шенствованию литейного производства необходимо учитывать
изменения свойств металла, а также те, которые возникнут на
стадии механической обработки деталей. В связи с этим при
оценке экономической эффективности новой техники и техно-
логии следует прежде всего определить показатели, характери-
зующие затраты на производство готовой продукции (коэффи-
циент использования металла, трудоемкость изготовления дета-
ли, се себестоимость). Наряду с общими положениями оценки
эффективности, присущими всем отраслям, каждая отрасль
имеет свои особенности. Учет их важен для объективной оцен-
ки экономичности новой техники.

Производство жидкого металла имеет свои специфические
особенности. В арсенале современных чугунолитейных цехов
имеется большое разнообразие плавильных агрегатов — от про-
стейшей вагранки холодного дутья до электрических печей раз-
ных типов, использующих разнообразные материалы и различ-
ное технологическое топливо и электроэнергию. Однако основ-
ное назначение любого из плавильных агрегатов — обеспечение
выплавки металла в строгом соответствии с предъявляемыми к
нему требованиями при наименьших затратах. Решающим ус-
ловием для правильного технико-экономического анализа эф-
фективности различных чугуноплавильных агрегатов является
сопоставимость всех показателей рассматриваемых вариантов.

Расчет сравнительной эффективности, составленный по не-
скольким способам плавки чугуна, позволяет определить какой
вариант обеспечивает минимум затрат; в какие сроки окупятся
дополнительные и общие капитальные вложения; насколько ве-
лика прибыль или снижена себестоимость на один рубль капи-
тальных затрат, вложенных в тот или иной вариант и т. д.

Общая сумма капитальных вложений определяется по фор-
муле

К = КО4-КЗД, (8.13)

где Ко — капитальные вложения в плавильное оборудование, руб;

Км — капитальные вложения в строительно-монтажные работы,
руб-

Капитальные вложения в технологичегког Оборудование, необ-
ходимые для производства годового количества жидкого металла
по вариантам, рассчитываются по формуле

К„ = 2 И< • п, • ц, , (8.14)

/-1

где п — количество операций технологического процесса плавки
металла;

Ни—стоимость плавильного агрегата, руб;

ГЬ —количество единиц плавильного оборудования:

Н —коэффициент занятости плавильного оборудования.

Стоимость нового оборудования определяется по прейску-
ранту оптовых цен с учетом всех накладных расходов на транс-
портировку. Если оборудование изготовляется по заказу на
другом предприятии, цены на него принимаются по сметно-нор-
мативной или отчетной калькуляции изготовителя.

Количество вагранок и плавильных печей определяется по
формуле

где <2 — годовая программа выпуска жидкого металла, т;

(/— производительность плавильного агрегата, т/ч;

Е — годовой фонд времени работы оборудования, ч/год;

Лз— коэффициент загрузки единицы оборудования во вре-
мени.

Высвобождаемое плавильное оборудование, если его даль-
нейшее использование нецелесообразно или невозможно, оцени-
вается по стоимости лома за вычетом затрат, связанных с ути-
лизацией.

Капитальные вложения в здания и сооружения проектируе-
мого плавильного отделения принимаются по данным проектно-
сметной документации. Если сметная стоимость относится це-
ликом на сталеплавильный цех, то на плавильное отделение
можно отнести часть стоимости, пропорциональную величине
занимаемой им производственной и вспомогательной площади.
Более детальный расчет капитальных вложений производится
по формуле

Кэ1=ЦИэ'Зд, (8.16)

где Ц„ —нормативная стоимость 1 м3 здания (цеха), руб;

Зд—потребный объем здания, занимаемого плавильным
оборудованием, м3.

Нормативная стоимость 1 м3 зданий принимается на основе
соответствующих справочных материалов или рассчитывается
как частное от деления балансовой стоимости цеха на его объем.

Сравнение себестоимости плавки чугуна в различных пла-
вильных агрегатах. Себестоимость 1 т годного литья слагается
из суммы затрат по двум переделам- и выражается формулой

С = С14-Сц, (8.17)

где Св — себестоимость 1 т годного литья по первому переделу;

Сц — себестоимость 1 т годного литья по второму переделу.

При сравнении различных методов плавки чугуна достаточ-
но сопоставить себестоимость жидкого чугуна, так как все из-
меняющиеся статьи затрат входят в себестоимость первого пе-
редела, а затраты по второму переделу не затрагиваются.

Себестоимость 1 т жидкого металла (первый передел) опре-
деляется в руб/т по формуле

С1~Сж = С1и + Ст + Сп , (8.18)

где Сщ — затраты на шихтовые материалы в расчете на 1 т жид-
кого металла, руб/т;

Ст — затраты на топливо, руб/т;

С„ — затраты на ведение плавки в расчете на 1 т жидкого
металла, руб/т.

Затраты, связанные с ведением плавки, определяются по
формуле

сп=смп + стп, (8.19)

где Смп—стоимость добавочных материалов (кроме шихты) на
1 т жидкого металла, руб/т;

Стп — технологическая себестоимость процесса плавки, руб/т.

Технологическая себестоимость плавки в расчете на 1 т жид-
кого металла включает следующие затраты (руб/т):

с,„ = См + С.„ + С„, + С,„ + С„„ + Си„ + С„„, (8.20)

где Сзп — заработная плата плавильщиков с начислениями;

Сап — амортизационные отчисления от стоимости плавильного
оборудования;

Сра — затраты на ремонт оборудования;

С,п — затраты на силовую энергию;

Свп — затраты на вспомогательные материалы;

Скп—затраты на содержание помещений;

С„п — прочие цеховые расходы.

В существующей системе калькулирования себестоимости
брак учитывается в затратах второго передела и не отражается
в себестоимости жидкого металла. Между тем, в условиях про-
изводства имеет место металлургический брак, который целе-
сообразно включать в состав себестоимости жидкого металла,
что позволит правильнее оценить фактические затраты на жид-
кий металл и экономичность того или иного плавильного агре-
гата. С учетом этого формула (8.18) примет вид

-100- (8-20

где у — потери на угар, %;

6 — потери на металлургический брак, %.

Таким образом, с учетом дополнительных факторов, влияю-
щих на экономическую и технологическую характеристику пла-
вильного агрегата, сравнение технологической себестоимости
жидкого чугуна должно производиться по следующим статьям
затрат: шихтовые материалы, технологическое топливо (энер-
гия), вспомогательные материалы (кроме шихты), основная
заработная плата, дополнительная заработная плата, отчисле-
ния в соцстрах, амортизационные отчисления, содержание и ре-
монт оборудования. Затраты на содержание помещений, сило-
вую электроэнергию и прочие цеховые расходы меняются не-
значительно, поэтому их можно не учитывать.

Качество чугуна в значительной степени зависит от состава
исходных шихтовых материалов. Шихта должна обеспечить
требуемые ГОСТом механические свойства отливок и иметь не-
высокую стоимость. В таблицах 44, 45, 46, 47 приводятся реко-
мендуемые составы шихты для выплавки серого, белого и вы-
сокопрочного чугунов, разработанные для предприятий Мин-
ета нкопрома [34].

Шихтовые материалы. Затраты на шихтовые материалы рас-
считываются по формуле:

(8.22)
/-1

где с» — количество разновидностей материалов, применяемых в
шихте;

Цм< — прейскурантная стоимость единицы ^-го вида шихтового
материала, руб;

#м —норма расхода соответствующего материала, кг.

В наших расчетах для определения затрат на шихту цены
на шихтовые материалы взяты по прейскурантам 01-08 и 01-01.

Топливо. Стоимость определенного вида топлива в расчете
на 1 т жидкого металла определяется по формуле

СТ = ЦТ.^, (8.23)

где Цт—оптовая стоимость единицы топлива, руб/т или руб/м8;

— норма расхода данного топлива на 1 т жидкого металла,
кг/т или мя/т.
288 19—2045 289

Рекомендуемые составы шихты для выплавки серого чугуна

Марка чугуна Плавильный агрегат Рас ход компонентов, н от массы Примечание
доменный чугун лом со стороны стружка возврат собствен- ный
л итей- ный пере- дель- ный стальной чугун- ный чугун- ная сталь- ная
СЧ 10 СЧ 20 СЧ 25 и СЧ 30 СЧ 10 и СЧ 18 СЧ 20 СЧ 25 и СЧ 35 Вагранка холодного дутья —»— Вагранка горячего дутья —>— —»— 30-50 25-40 23—35 20-40 20—30 15-25 ДО 5 ДО 5 ДО 5 5—10 5—10 0—10 10—20 15-35 4—10 10—20 20-60 10-30 10-25 10-20 10—20 * 10-25 5-25 20—30 15—30 10-25 20—40 10—25 5—20 В слу* ае использова- ния вагранок в дуплексе с электропечами содер- жание передельных чу- гунов в шихте можно увеличить до 20%
СЧ 10 СЧ 25 и СЧ 30 СЧ 35 СЧ 40 и СЧ 45 Электрическая печь (луговая, индукционная тигельная) —»— —»— — 10-25 10—25 5—10 20-40 30-55 70-80 95—100 25-35 15-30 5—10 5—10 ДО 5 ДО 5 ДО 5 до 5 25-35 20-30 10-20 10—20 Карбюризаторы и ферросплавы по рас- чету сверх 100%

Таблица 45

Рекомендуемые составы шихты для выплавки белого (ковкого) чугуна

Индекс шихты Расход компонентов, % от массы Возврат собственный чугунный, в т. ч. стружка
доменный чугун лом
литейный передельный чугунный стальной (в т. ч. стружка)
I 10—15 Ю-15 5—15 25-40 (6—10) 35—50 (5—10)
II 20—25 о-ю 25—40 (6—10) 40—50 (4—8)
III — 10—20 — 40—50 (0) 40—50 (до 5)

Примечания. 1, Для нормального протекания процесса графитизации отливок при отжиге необходимо, чтобы содер-
жание хрома в шихте нс превышало 0,06 — 0,07%.

2. Стальная и чугунная стружка при выплавке в электрических печах может применяться россыпью, в вагранках —в
виде брикетов.
Рекомендуемые (средние) составы шйхты для Выплавки высокопрочного чугуна с Шаровидным графитом

Марк» чугуна Плавильный агрегат Расход компонентов, % от массы Примечание
доменный чугун лом со стороны стружка возврат с обстпсп- ПЫЙ
литей- ный пере- дельный чугун- ный сталь- ной чугун- ная сталь- ная
1 2 3 4 5 6 1 • 9 10
От ВЧ 45-5 до ВЧ 50-2 Вагранка холодного дутья 20-60 10-50 20-30 5—10 0 0 30—35 Применять в единичном и мелкосерийном производстве массивных толстостенных от- ливок. При выплавке чугуна феррит- ного класса расход чушковых чугунов 60%.
От ВЧ 45-5 до ВЧ 60-2 Вагранка кислая горя- чего дутья 20—50 10-50 20—30 5—10 5-10 0 30-35 Применять преимуществен- но при массовом производстве отливок из чугуна перлитного класса
От ВЧ 38-17 до ВЧ 70-2 Вагранка основная горячего дутья 20-30 10—20 20-30 до 15 5—10 до 5 30—35 Применять в поточно-массо- вом производстве отливок из чугуна перлитного и феррит- ного классов

Продолжение табл. 46

1 2 1 1 » 4 5 6 7 8 1 1 * 10
ВЧ 80-2 Дуговая электропечь кислая 10-50 10-50 до 50 5-10* до 15 0 до 70 При выплавке чугуна фер- ритного класса использовать рафинированные чугуны
Все марки Дуговая электропечь основная 10—40 10—40 до 50 5-10* до 15 до 5 ДО 70 Использовать рафинирован- ные чугуны
Индукционная тигель- ная 0—15 0—15 до 50 до 60’ До 50 ДО 5 до 70 При выплавке чугуна фер- ритного класса применять преимущественно отходы электротехнической стали и листовую сталь, выплавлен- ную в конвертере.

Примечание: * Шихтовые материалы должны содержать ограниченное количество таких примесей, как титан, алю-
миний, свинец, сурьма, мышьяк, висмут, олово и т. п.

В шихте, предназначенной для выплавки чугуна ферритных марок, должно быть ограничено
также содержание элементов-перлитизаторов (марганца, молибдена, меди, никеля и др.).
Рекомендуемые (средние) составы шихты для получения высокопроч-
ного чугуна с вермикулярным графитом

Плавильный агрегат Расход компонентов, % от массы Примечание
доменный чугун пере- дельный возврат собствен- ного про- изводства ферро- сплавы
Дуговая элек- тропечь с кислой футеровкой 97 3% в печь и в ковш в соответст- вии с расчетом шихты Использовать рафинированные чугуны
Дуговая элек- тропечь с основ- ной футеровкой 45—55 45—55 Сверх 100% по расчету шихты Проводить десульфацию
73—75 22—25 3% в ковш и в печь в соответст- вии с расчетом шихты То же
97 — То же Использовать ра Минированные чугуны
Индукционная печь промышлен- ной частоты 98 2% в ковш и в печь в соответст- вии с расчетом шихты 'Го же

Примечания: 1, Шихтовые материалы должны содержать ограни-
ченное количество микрэпримесей (хрома, тигана алюминия, свинца, сурь-
мы и др )

2. Состаз шихты дэлжен обеспечить выплавку исходного чугуна со
следующим содержанием основных элементов (%): 3,5—3,8 С; 1,5—1,85 31;
0,5—1.0 Мп; до 0,1 Р и до 0.01 5.

В качестве технологического топлива при вторичной плавке
чугуна используется кокс или газ, ири плавке металла в элект-
ропечах — электроэнергия. При подсчете затрат на технологи-
ческое топливо цены на кокс и природный газ принимаются по
прейскурантам 01-06, 04-03. При плавке в электропечах затра-
ты на электроэнергию определяются по тарифам и включаются
в основную плату за установленную мощность и дополнитель-
ную плату за каждый киловатт-час.

К вспомогательным материалам, расход которых изменяется
в зависимости от типа плавильных агрегатов, относятся флюсы,
модификаторы, футеровочные материалы. Цены на вспомога-
тельные материалы принимаются по прейскурантам 01-0,7; 01-01.

Зарплата основных и вспомогательных рабочих определяет-
ся по формуле

С^Сэо + Сз,, (8.24)

где Сю — зарплата основных рабочих (с начислениями), руб;

С» —зарплата вспомогательных рабочих, руб.
Заработная плата основных рабочих (с начислениями) опре-
деляется по формуле

С3 = Зо.Ла.Кнз , (8.25>

где 30 — средняя часовая тарифная ставка основных рабочих,
руб/чел.ч;

Киэ — коэффициент, учитывающий дополнительную заработ-
ную плату и начисления в фонд соцстраха;

/ — средняя трудоемкость изготовления 1 т жидкого ме-
талла по данному процессу, чел/ч;

а — коэффициент, учитывающий доплату к тарифу за пере-
выполнение норм выработки.

Заработная плата вспомогательных рабочих рассчитывается
прямым или косвенным порядком.

Амортизация оборудования. Амортизационные отчисления
рассчитываются по формуле

Са==

100

(8.26}

где К — капитальные вложения в оборудование, руб;

— норма амортизационных отчислений, %.

Ремонт плавильного оборудования. Для поддержания обо-
рудования в работоспособном состоянии проводятся планово-
предупредительные ремонты. Размер затрат на ремонт зависит
от величины ремонтной сложности оборудования.

Затраты на ремонт можно рассчитать по формуле

1Г • В

Ср= 7-?-, (8.27>

'р

где — средние затраты на все виды ремонтов за один ре-
монтный цикл, руб;

Вр— группа сложности ремонта;

Тр — средняя длительность межремонтного цикла обору-
дования, ч.

3. сравнительный анализ экономической

ЭФФЕКТИВНОСТИ СОВРЕМЕННЫХ МЕТОДОВ ПЛАВКИ ЧУГУНА

Для сравнения экономической эффективности различных ва-
риантов плавки обычного серого чугуна произведены расчеты
по чугуну марки СЧ 20 в различных плавильных агрегатах на
годовую программу 120 тыс. т жидкого металла. Затраты на
шихтовые материалы рассчитаны в ценах, введенных с I января
1982 г.

При сравнительном, экономическом анализе в качестве 1 ва-
рианта как базового принята коксовая вагранка холодного-
дутья. Варианты П—X представляют различные моно- и дуп-
лекс-процессы. XI вариант представляет электрогазовый про-
цесс, при котором в одном и том же плавильном агрегате ме-
талл плавится газом, а перегревается электроэнергией.

Для I и III вариантов принята унифицированная шихта для
коксовых вагранок. Для II, У1а, VII —шихта, разработанная
на ЗИЛе. Для V и IX — шихта, разработанная па ГАЗе. Для
газовой вагранки IV и VIII вариантов принята шихта, приме-
няемая на Пензенском компрессорном заводе. Шихта для вари-
анта У1б состоит в основном из стружки, а для вариантов У1в,
VIг и X содержит 30% стружки и 40% чугунного и стального
лома, остальное — возврат собственного производства.

Из таблицы 48 видно, что наименьшую себестоимость 1 т
жидкого металла обеспечивает вариант XI за счет применения
в шихте большого количества стружки и лома и наименьших
энергозатрат. Второе место занимает вариант У1б (индукцион-
ная печь на стружке). Этот вариант рекомендуется для заводов,
где по условиям производства образуется большое количество
стружки и легковесных отходов (например, на специализиро-
ванных заводах по производству гильз). Наиболее дорогой чу-
гун получается при плавке в индукционной печи на ваграноч-
ной шихте (вариант У1а).

Из других единичных плавильных агрегатов меньшую стои-
мость 1 т жидкого металла обеспечивают варианты II, IV и V.
Варианты II и IV отвечают требованиям, предъявляемым, к пла-
вильным агрегатам с точки зрения удовлетворения санитарно-
гигиенических условий труда. Вариант III позволяет в дейст-
вующих цехах с наименьшими затратами на модернизацию
снизить себестоимость жидкого металла за счет уменьшения
расходов на технологическое топливо.

Наиболее полно удовлетворяют современным, требованиям
дуплекс-процессы (варианты VII—XI). При наличии дешевой
шихты варианты IX и X обеспечивают производство чугуна при
меньших затратах, чем варианты II и VIв. При отсутствии де-
шевой шихты наилучшие экономические показатели обеспечи-
вает дуплекс-процесс газовая вагранка — индукционная каналь-
ная печь. Однако наиболее экономичен электрогазовый процесс
плавки, обеспечивающей использование недорогой шихты в со-
четании с наиболее дешевым расплавлением при помощи газо-
вого топлива.

Выбор плавильного агрегата для выплавки чугуна в каждом
конкретном случае должен осуществляться на основе глубокого
технико-экономического анализа всего комплекса реальных ус-
ловии. При этом в массовом производстве исключительное зна-
чение приобретает фактор стабильности качественных показа-
телей чугуна. Этим определяется выбор плавильных агрегатов
в цехах массового производства, например, в цехе автомобиль-
ного литья.
и

Сравнительный анализ себестоимости чугуна при различных методах плавки

АС

чхэопяохзэдээ веннаГэяиЗц 8К85 5Й23Й &28Й <=§!!88 3 8 8 8^ г 8 8
пхе<1х<гс эянчгех -ИО8И ЭНИЧк'ЭЬ'Д 5 Ш НН И =М
чхэоквохзэдаэ в ваш охи с 5 соооо— — со о —• из ь- о сч е*з > о со — ют из оо о со 111111111 III1 > §81:^ К К К Й
Статьи затрат ввнеаогХс! -одо хнонэ<1 X 1x1=1 X X X XX XXXI
ннкваокХЛодо вииесихдоке 0—50 0—62 0—58 0—60 1—89 2—50 2—50 2—50 2-35 1—10 1-05 1—95 2-40 1-05
ИИИННЭк- -ЭИЬСН И ИКЕ1 -егиоГ э вхвг.-и МнхьдеЛвс сп г- ь.иэиз — — — оо о из сч о * '*'*оо<р из из из о из ст> г- из о 1 1112 121 21 2 2 2 2
«гвиОэхсн ЭНН -чх'эхвхокоиэа О и: "Г СТ> с 7 17 । 1 О ОО— V 0—66 0-66 0—66 0—66 0-70 1—20 2-00 0—75 1—90
технологическое ТОПЛ ПВО элек- тро- энергия 1 1 5 \ 1 • м 14-01 14-20 14-20 11-20 2-00 2-00 10-50 13-00 2-93
сви СО О) с 1 III ООС 1 1 0—60 2—00 1 _ 2—09
эяо.ч 10—50 7—98 7—70 1 1 1 1 1 6—20 1 1 1 1
НГВИЙЭХСЙ анвоххиш 1 1111 3 1 г $ 58 8 § 1 1 1 I 1 1111 1 Г- СМ Г--. Г-СТ) О О Г> 2? 5 ь~ ст- из <© из из
1 а Е 5 1 1 Коксовая вагранка холодного дутья Коксовая вагранка с подогревом Коксогазовая вагранка Газовая вагранка Дуговая электропечь Индукционная печь (шихта ваграночная) Индукционная печь (шихта с преобладанием стружки) Индукционная печь (шихта ч лмопа/1 / Индукционная печь с подогревом шихты (шихта условная) Коксовая вагранка с подогревом дутья—индукционная канальная печь (миксер) Газовая вагоянкя — |{нлъ'кпионняя канальная печь Дуговая электропечь — индук- ционная канальная печь Индукционная тигельная печь индукционная канальная печь Электрогазовын процесс
Вари- ант <о Ю а и — = -= Я^>> > > > > > * X X
4. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКОЕ СРАВНЕНИЕ СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ
ЦЕХОВ С РАЗЛИЧНЫМИ ВАРИАНТАМИ ОБОРУДОВАНИЯ

При сравнении вариантов, отличающихся капиталоемкостью
и себестоимостью, показателем сравнительной экономической
эффективности капитальных вложений является минимум при-
веденных затрат, определяемых по типовой методике, утверж-
денной Госпланом и Госстроем СССР*. Указанные по каждому
варианту затраты представляют собой сумму текущих затрат
(себестоимости) С и капитальных вложений в основные произ-
водственные фонды К, приведенные к одинаковой размерности
нормативным, коэффициентом сравнительной экономической эф-
фективности капитальных вложений Ея. который, согласно типовой
методике, не может быть менее 0,12, т.е. С + 0,12 К -+пип,
где К — удельные капитальные вложения на 1 т годового про-
изводства;

С — себестоимость 1 т готовой продукции.

Ниже рассматриваются два варианта: современный кисло-
родно-конверторный цех, состоящий из трех конверторов по
300 т и электросталеплавильный цех производительностью
1 млн. т углеродистой и низколегированной стали в год с печа-
ми по 100 т и высокой удельной мощностью печных трансфор-
маторов. Оба производства расположены в центральных районах
страны. Таким образом, за базу сравнения приняты лучшие
образцы отечественной техники. Различная годовая производи-
тельность сталеплавильных цехов объясняется стремлением
приблизить сравниваемые объекты к реальной действительности.
Одинаковый сортамент выплавляемой в этих цехах стали по-
зволяет исключить из рассмотрения затраты на раскисление и
легирование.

Исходя из этих данных, рассчитаем сравнительную эффек-
тивность производства стали в кислородных конверторах и ду-
говых печах (табл. 49, 50) для принятых условий [26]. Выход
жидкой стали для кислородно-конверторного цеха при исполь-
зовании чугуна и лома принят 90%, а для электросталеплавиль-
ного цеха при использовании одного лома — 95%.

Из таблиц видно, что хотя себестоимость электростали выше
конверторной, однако капитальные затраты на ее производство
ниже. Удельные же капитальные вложения для кислородно-кон-
верторного варианта в 1,75 раза больше, что увеличивает сроки
окупаемости капитальных вложений. Поэтому, наряду со строи-
тельством больших современных кислородно-конверторных це-
хов, с общегосударственной точки зрения экономически оправ-
дано и строительство электросталеплавильных цехов произво-
дительностью 0,5—1,5 млн. т, оборудованных 100—150-тоиными
печами с трансформаторами высокой удельной мощности. При
наличии ресурсов лома строительство электросталеплавильных

• См.: Экономическая газета, 1981. № 103.
Та б я и ца 49

Себестоимость и капигачьнде затраты на 1 т конверторной стали

Наименование Ел. мэм. Расход Стоимость, руб. Капитальные затраты, руб.
Шихтовые материалы: чугун собственные металле- т 0,81 30,46 177,1
отходы —«— 0,15
лом товарный —с 0,15 4,50 6,00
известь —«— 0,09 0,90 0,75
агломерат —с 0,02 0,22 1,10
кислород мз 0,06 0,30 1,50
Итого: Общезаводские расходы 37,38 186,45
и затраты по переделу Капитальные затраты па конверторное производство 6,50 73.00
Итого себестоимость Итого капитальные 43,88
затраты 259,45
Приведенные затраты 75,02

Таблица 50

Себестоимость и капитальные затраты и 1 т электростати

Наименование Ед. изм. Расход Стоимость, руб. Капитальные затраты, руб.
Шихтовые материалы; собственные отходы лом товарный кокс известь агломерат электрзды кислород технологическая электроэнергия Итого Общезаводские расходы и затраты во переделу Капитальные затраты на электросталеплавилыюе производство Итого себестоимость Итого капитальные затраты Приведенные затраты т > » » > > м3 кВт • ч 0,15 0,905 0,010 0,05 0,02 0,006 0,015 400,00 27.20 0,25 0,50 0.22 5,70 0,08 4,00 37,95 15,00 52,95 70,80 36,20 1,00 0,41 1,10 14.7 0,38 53,79 95,00 148,79

цехов целесообразно как на крупных интегрированных метал-
лургических предприятиях, так и на передельных заводах. Этого
мщения придерживаются в настоящее время и проектные орга-
низации [26].
5. ОСНОВНЫЕ ПРИНЦИПЫ ВЫБОРА РАЦИОНАЛЬНОЙ
ТЕХНОЛОГИИ ПРИГОТОВЛЕНИЯ АЛЮМИНИЕВЫХ СПЛАВОВ

Рассмотрение свойств алюминия и его сплавов, а также теп-
лофизических и физико-химических процессов, происходящих
при их нагревании и плавлении, показывает, что для получения
этих сплавов пригодны практически все известные способы плав-
ки. Исключение составляет лишь вакуумная плавка, при кото-
рой наблюдаются значительные потери легколетучих компонен-
тов.

Способ получения алюминиевых сплавов должен обеспечи-
вать наиболее высокую производительность, расплав заданного
химического состава, температуры и качества должен быть при-
готовлен по возможности за короткое время. С этой целью в
подовых печах целесообразно интенсифицировать теплообмен
между источником энергии и шихтой (расплавом) за счет по-
вышения доли тепла, передаваемого конвекцией. Наряду с этим
тепло- и массообменные процессы в ванне печи можно интенси-
фицировать за счет использования разнообразных средств для
перемешивания расплава. При этом важными условиями яв-
ляются обеспечение постоянства температуры и точности ее ре-
гулирования (особенно в раздаточных печах).

В процессе приготовления сплава желательно добиваться
минимальных потерь металла за счет окисления, в связи с чем
целесообразно плавление шихты и особенно легкоокисляющихся
присадок погружением в расплав, где исключается капельное
расплавление. При выдержке расплава в раздаточных печах
следует избегать его газонасыщения. Требуемый уровень ка-
чества расплава по содержанию твердых и газообразных неме-
таллических включений обеспечивается применением эффектив-
ных средств рафинирования как в плавильном агрегате, так и
вне его. Желательно применение огнеупорных материалов, хи-
мически нс взаимодействующих с расплавом. Флюсы, газы и
рафинирующие вещества не должны вызывать загрязнения ок-
ружающей среды. Используемая технология и оборудование
для приготовления сплавов должны обеспечивать легкость за-
грузки шихты, удобство чистки печи, перемешивания ванны,
съема шлака и т. д. Благоприятны механизация и автоматиза-
ция отдельных операций. Способ приготовления алюминиевых
сплавов должен обеспечивать низкую себестоимость выпускае-
мой продукции и невысокие затраты на эксплуатацию оборудо-
вания, а также минимальные потери топлива и энергии, в связи
с чем необходимо стремиться к достижению как можно более
высоких значений КПД плавильных устройств [1].

Рассматривая перспективу применения печей различных ти-
пов для приготовления алюминиевых деформируемых сплавов,
следует иметь в виду, что наиболее совершенная из электри-
ческих печей — канальная индукционная печь — имеет недо-
статки, не позволяющие считать ее основным плавильным агре-
гатом будущих литейных цехов: необходимость отбора и сушки
298
шихты перед загрузкой в печь, а также периодической чистки
каналов.

Первый недостаток, связанный с особенностями загрузки
твердой шихты в жидкую ванну, превращается и серьезную
проблему при крупносерийном производстве, так как организа-
ция системы предварительной сушки требует дополнительных
площадей для размещения нагревательных устройств с систе-
мами дымоудаления, что значительно повышает себестоимость
готовой продукции. Второй недостаток приводит к необходимо-
сти создания специальных цехов по ремонту и футеровке съем-
ных индукторов с низким уровнем автоматизации и большой
трудоемкостью.

Потенциальные преимущества непрерывной плавки алюми-
ниевых сплавов, состоящие в достижении высокой интенсивно-
сти протекания процессов и наиболее полного использования
площади и объема плавильных агрегатов, в возможности мак-
симальной автоматизации процесса, резкого повышения произ-
водительности и облегчения условий труда в литейных цехах,
настолько велики, что позволяют считать шахтные печи самым
перспективным типом плавильных печей для приготовления алю-
миниевых деформируемых сплавов.

В ближайшем будущем значительную часть вновь вводимых
мощностей предусмотрено оснастить шахтными печами непре-
рывного плавления. Полный же переход на непрерывную плавку
станет качественно новым этапом в развитии металлургии алю-
миниевых сплавов.

Из таблицы 51 видно, что перспективно использование пе-
чей шахтного типа с пламенным нагревом и плавлением метал-
ла в защитной атмосфере, обеспечивающей безокнелительную
плавку шихты с минимальным угаром металла. Необходимость
резкого сокращения потерь при изготовлении алюминиевых
сплавов позволяет считать целесообразным создание подобных
печей уже в настоящее время [I].

Таблица 51

Техническая характеристика основных типов печей для
приготовлении алюминиевых деформируемых сплавов

Тип печи Емкость, т Производи- тельность, т/ч кпд. К Угар, %
Пламенная отражательная 30—40 2—4 30 1,5
Круглая со съемным сводо м 15—25 2-4 25 1,5
Шахтная 40-60 4-12 60 1.0
Электрическая сопротив- ления 7—10 0,5-0,8 70(28) 1»2
Индукционная канальная 6-25 1.3-3,0 60—75 0,8
Плазменная 40-60 4-12 (24-30) 60(24) 0,3

Примечание. В скобках указаны значения с учетом КПД электро-
станций.
ЛИТЕРАТУРА

1. Андреев А. Д., Гогин В. Б., Марков Г, С. Высокопроизво-
дительная плавка алюминиевых сплавов. М.: 1980.

2. Б а л а н д и и Г. Ф., Васильев В. А. Физико-химические основы
литейного производства. М.; 1971.

3. Борнацкий И. И. Теория металлургических процессов. Киев —
Донецк: Виша школа, 1978. 288 с.

4, Бортничук Н. И., К р у т я п с к и й М. М. Плазменно-дуговые
плавильные печи М.: Энергоиздат, 1981. 120 с.

5. Взаимодействие расплавленного металла с газом и шлаком./С. И. По-
пе л ь, Ю. П. Н и к и т и н, Л. А. Бармин, В. Н. Б о р о и е н к о в, В. В. Пав-
лов. А И Сотников, В. В. X л ынов. В. П. Немченко. Свердловска
УПИ. 1975. 184 с.

6 Воздвиженский В. М., Грачёв В. А., С п а с с к и й В. В. Ли-
тейные сплавы и технология их плавки в машиностроении. М.: Машинострое-
ние, 1984. 432 с.

7 Высококачественные чугуны для отливок / В. С. Шумихин,
В П Кутузов, Ю. Г. Бобро и др. Под ред. Н. Н. Александрова.
М.: Машиностроение, 1982. 222 с.

8. Григорян В. А., Б е л я н ч и к о в Л. Н., С т о м а х и н А. Я. Тео-
ретические основы элсктросталеплавильных процессов. М.: Металлургия. 1979,

9 Д о л о т о в Г. П., Кондаков Е. А. Печн и сушила литейного произ-
водства. М.: Машиностроение, 1984. 192 с.

10. Дибров И. А., Комиссаров В. А. Современная технология и
оборудование для плавки и внепечной обработки чугуна. М.: Машинострое-
ние, 1979 72 с

11. Жуховицкий А. А., Шварцман Л. А. Физическая химия. М.:
Металлургия, 1976. 543 с.

12. Индукционные печи для плавки чугуна/Б. П. Платонов,
А. Д. Акименко, С. М. Богуцкая и др. М : Машиностроение, 1976.
176 с.

13. Исаченко В. П., Осипова В. А., Су ком ел А. С. Теплопере-
дача. М.: Энергоиздат, 1981. 416 с.

14. Куликов В. А. Раскисление металлов. М.: Металлургия, 1975.
504 с.

15. Коже у ров В. А. Термодинамика металлургических шлаков. М.:
Металлургия. 1955. 164 с.

16. Кобелев Е. И., Дибров И. А., Комиссаров В. А. Повышение
качества серого чугуна в производстве отливок. Обзор № 9—72—31, М.:
НИИМАШ, 1972. 51 с.

17. Кос и и ков Г. А. Расчёт основных параметров процесса плавки чу-
гуна. Л.: Изд. ЛПИ, 1981. 68 с.

18. Колобнев И. Ф., Крымов В. В., Мельников А. В. Справоч-
ник литейщика. Цветное литьё из легких сплавов. Изд. 2-ое, М_: Машино-
строение, 1974. 416 с.

19. Кузнецов Б. Л. Плавка чугуна в дуговых электропечах. М.: ИПК
МИНАВТОПРОМа, 1983. 70 с.
20. Китае* Г». И Теплообмен н доменной п«*чи М| Мамллурпи, 10М,
279 с

21. Курдюмов А. В. Цикунов М В, Ч , ।........... и м 11<(йи«к

производство цветных металлов. М : Металлургия, 1982. 352 С

22. Л е в и Л. И., М а р и е и б а х Л. М. Основы теории мгыллурпн'нч нн<
процессов и технология плавки литейных сплавов. М.: Маши11<х*1р<м*пи<, 1070,
496 с.

23. Л н н ч е в с к и й Б. В. Вакуумная индукционная плавка, М Метал*
дургия, 1975. 240 с.

24. Марке н бах Л. М. Печи в литейном производстве. М.: Машино-
строение, 1964. 355 с.

25. Мариенбах Л. М. Металлургические основы ваграночного про-
цесса. М.: Машгиз, 1969. 328 с.

26. Морозов А. Н. Современное производство стали в электропечах.
М.: Металлургия, 1983. 184 с.

27. М ч ед л и ш в и л и В. А. Термодинамика и кинетика раскисления
стали. М.: Металлургия, 1978. 288 с.

28. Патон Б. Е., Тихановский А. Л. Классификация и основы
математического описания металлургических процессов рафинирования жид-
кого металла.— В кн.: Рафинирующие переплавы. Киев, Паукова думка, 1974,
с. 150—162.

29. Пе л ы х С. Г., Сем есе н к о М. П. Оптимизация литейных процес-
сов. Киев: Ваша школа, 1977. 192 с.

30. Производство чугунных и стальных отливок. Раздел: Исследование
литейных процессов с использованием АВМ н ЦВМ. / А. М. Михайлов,
В. П Соловьёв, Э. Б. Т э н, И. Н. Ильин. М.: МИСИС, 1977. 134 с:

31. Пчел ин Б. И. Изготовление автомобильных отливок из цветных
сплавов в массовом производстве.— Литейное производство, № II, 1981,
с. 30—33.

32. Справочник по чугунному литью. Под ред. Н. Г. Гиршовича,
М.,—Л.: Машиностроение, 1978. 758 с.

33. С у х а р ч у к Ю. С., Ю д к и я А. К. Плавка чугуна в вагранках.
М.: Машиностроение, 1981. 143 с.

34, Технология плавки и внепечной обработки серого, ковкого и высоко-
прочного чугунов. РТМ2, МТ 20—2—82, Москва, 1982, 144 с.

35. Т р и и д ю к Л. М., К а з а к о в М. Ф., Г а в р и л е н к о Б. В. Дуплекс-
процесс выплавки чугунов. ЭИ Опыт ВАЗа. Тольятги, 1975, № 19, с. 9—20,

36. Ха ба ши Ф. Основы прикладной металлургии, М.; Металлургия,
1975, том 1, 232 с.

37. Шаров М. В. В кн.: Литейные свойства металлов и сплавов. М.:
Наука, 1967, с. 135—138.

38. Шульте Ю. А. Электрометаллургия стального литья. М.: Металлур-
гия, 1970. 224 с.

39. Шульте Ю. А. Прогресс электрометаллургии сталелитейного произ-
водства. Литейное производство, Кв 11, 1980, с. 1—3.

40. Ш у л ь т е Ю. А. Производство отливок из стали. Киев — Донецк:
Виша школа, 1983. 184 с,

41. Шумихин В. С., Луза н П. П., Жельнис М, В. Синтетиче-
ский чугун. Киев: Наукова думка, 1971, 159 с.

42. Эллиотт Д. Ф., Глейзер М., Ромакрншна В. Термохимия
•талеплавильных процессов. М.: Металлургия, 1969. 252 с.

43. Электрошлаковые печи. Под ред, Б. Е. Патона и Б. И. Медова-
ра, Киев; Наукова думка, 1976. 415 с.
ОГЛАВЛЕНИЕ

Предисловие .. ........................................ 3

Глава I. Основные принципы и методы металлургии литейного про-
изводства ................................ ;.................. , 4

1. Общая характеристика металлургии литейного производства . 4

2. Основные принципы и методы плавки...................... . 6

3. Основные принципы составления и расчета шихты, материально-
го и теплового баланса плавки ................... ..... 11

4. Общая характеристика плавки чугуна.............’ . . . . 16

5. Общая характеристика плавки стали...................... . 19

6. Общая характеристика плавки цветных сплавов ....’. 23

7. Основные принципы и методы обработки литейных сплавов в
жидком состоянии............................................. 26

Глава II. Физико-химические основы металлургических процессов . 31

1. Общая характеристика строения, свойств и взаимодействия ве-
ществ ....................................................... 31

2. Основы химической термодинамики........................., . 43

3. Строение металлургических фаз.......................... . . 58

4. Растворы. Термодинамические функции компонентов в раство-
рах ...........................,............................... 66

5. Механизм процессов взаимодействия фаз....................... 72

6 Кинетика металлургических процессов......................... 77

Глава III, Теоретические основы печных процессов ....... 81

1. Генерация теплоты в печах.......................... - . . 81

2. Движение газов в печах..................................... 95

3. Теплопередача в печах.................................... 100

4. Тепловой баланс печи........................................ ПО

Глава IV. Плавильные печи литейных цехов........................... 115

1. Печи для плавки чугуна................................... 115

2. Печи для плавки стали.................................... 135

3. Печи для плавки цветных сплавов.......................... 142

Глава V. Плавка литейных сплавов.............................. 157

1. Шихтовые материалы......................... .............

2. Физико-химическая характеристика процесса плавки чугуна .

3. Плавка чугуна в вагранках................................

4. Плавка чугуна в дуговых электропечах.....................

5. Плавка чугуна в индукционных электропечах................

6. Полипроцессы плавки чугуна...............................

7. Физико-химическая характеристика процесса плавки стали .

8. Плавка стали в мартеновской печи.........................

9. Получение стали в конверторе.............................

157

165

179

189

192

196

199

202
10. Плавки стлли п •'1ГМ1|1лн*Мвя ИОО

И. Плавка алюмнииеких сплавом ..............||1

12. Плавка магиигных снлапоп ... М|

13. Плавка цинковых сплавов........................... , . . * |М

14. Плавка медных сплавов......................................1М

15. Плавка никелевых сплавов..................................232

16. Плавка титановых сплавов 234

17. Плавка сплавов на основе тугоплавких металлов ........... 236

Глава VI. Обработка литейных сплавов в жидком состоянии . . 238

1. Рафинирование..............................................238

2. Легирование............................................ . 249

3. Модифицирование.......................................... 250

Глава VII. Получение высококачественных литейных сплавов . . 260

1. Получение высококачественного чугуна с пластинчатым графи-
том ........................................................ 260

2. Получение высокопрочного чугуна с шаровидным графитом 264

3. Получение ковкого чугуна....................................266

4. Получение легированного чугуна......................... 268

5. Технология получения высококачественной стали для отливок 269

6. Плавка стали в плазменных печах.............................271

7. Электрошлаковый переплав стали..............................273

8. Получение высококачественных цветных сплавов................277

Глава VIII. Оптимизация процессов плавки н выбор агрегатов для
конкретных условий производства.....................................281

1. Применение ЭВМ для расчетов п оптимизации процессов плав-

2. Оценка эффективности различных методов плавки литейных
сплавов.................................................. • • 283

3. Сравнительный анализ экономической эффективности современ-
ных методов плавки чугуна ................................... 293

4. Технико-экономическое сравнение сталеплавильных цехов с раз-
личными вариантами оборудования ............................. 296

5. Основные принципы выбора рациональной технологии приго-
товления алюминиевых сплавов.............................. • • 298

Литература

.......................................... II 300
ВЛАДИМИР АЛЕКСАНДРОВИЧ ГРАЧЕВ.

САИДАББАС АСЛМЕТДИНОВИЧ РАСУЛОВ

МЕТАЛЛУРГИЯ ЛИТЕЙНОГО ПРОИЗВОДСТВА

Ташкент лУкитуечи* 1987

Редактор А. Д. Рапопорт
Художественный редактор Ф. НикоВамбаев
Технж’тсекжА редактор Т. Грешникова

Корректор Л. С. ТалибОжанова

ИБ № 4226

Сдгно в набор 14.04.86. Подписано в печать 11.03.8".
Р-16924. Формат 60X90/,«. Бумага тип. № 2. Литературная
гари. Кегль 10 б/шпон. Печать высокая. Усл. и. л. 19,0. Усл.
кр-отт. 19,0. Изд. л. 18.5. Тираж 4000. Зак. 2045. Цена 95 к.

Издательство «Укитувчн». Ташкент, 129. ул. Навои, 30.
Договор 06—34—86.

Типография М I ТППО «Матбуотз Государственного ко-
митета УзССР по делам издательств, полиграфии и книж-
ной торговли. Ташкент, ул. Хамзы, 21. 1987.