Способ производства высоколегированной стали в дуговых печах емкостью 20-100 т

 

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано при выплавке высоколегированной стали в электродуговых печах с использованием внепечной обработки расплава в двух ковшах . Цель - повышение степени и стабильности усвоения легирующих элементов и степени десульфурации. снижение тепловых потерь. В дуговых печах емкостью 20 - 100 т плавку ведут одношлаковым процессом , Определяют величину восстановления легирующих элементов из шлака при переливе . В передаточном ковше при 1600 - 1700°С вводят0,40-0,85% кремния и 0,005 - 0,015% алюминия от массы металла и легирующие элементы в количестве, определяемом нижним пределом марочного состава с учетом восстановленного из шлама, взвешивают металл и определяют его химический состав. В разливочном ковше при обработке рафинировочным шлаком вводят алюминий в количестве 0,020 - 0,055% от массы металла. При этом расход металла во время слива из печи и перелива из ковша в ковш осуществляют в пределах 0,10 - 0,30 т/с. При переливе из ковша в ковш первые 5 - 30% массы металла переливают с расходом 0,7 - 1,0 от максимального, затем 20 - 50% металла с расходом 0,2 - 0,4 от максимального , а оставшийся металл -с расходом 0,7 - 1,0 от максимального. Через 30 - 180 с после слива металла осуществляют перелив шлака с расходом 0,08 - 0,16 от максимального расхода металла. 1 з.п. ф-лы, 2 табл. ел с о ел CJ ел о

СО 03 СОВЕ ТСКИХ

СОЦИАЛИСТИЧЕСКИХ

РЕСПУБЛИК (я)5 С 21 С 5/52

ГОСУДАРСТВЕННЫЙ КОМИТЕТ

ПО ИЗОБРЕТЕНИЯМ И ОТКРЫТИЯМ

ПРИ ГКНТ СССР

ОПИСАНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯ

К АВТОРСКОМУ СВИДЕТЕЛЬСТВУ 4

О (Я (я) (Я

0с (21) 4728708/02; 4728707/02 (22) 14.08.89 (46) 15.01,92. Бюл, Рк 2 (71) Украинский научно-исследовательский институт специальных сталей, сплавов и ферросплавов (72) В.П. Денисенко, В.А. Шевченко, К.П, Вербицкий, А.Ф. Старцев, Э.B. Шифрин, В.И. Герон, С.С. Казаков и А.В. Венедиктов (53) 669.187.26(088.8) (56) Гудим Ю.А„Якунин А.И., Любимов B.Н.

О рациональной технологии плавки нержавеющей стали в дуговой печи. — B сб.: Вопросы производства и обработки стали, Q

1б3. — Челябинск, 1984, с. 74-79., Гавриленко Ю.В., Балдяев Б.Я. и др.

Производство коррозионностойкой стали в

100 т электропечах одношлаковым процессом. — Сталь, 1989, N 2, с. 44-46.

Нейгебауэр Г,О., Гиэаткин P.À., Носов

Ю,Н. Выплавка коррозионностойкой стали с легированием титаном при переливе.—

Бюллетень научно-технической информации. Черная металлургия, 1988, 23, с. 41-43. (54) СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА ВЫСОКОЛЕГИРОВАННОЙ. СТАЛИ В ДУГОВЫХ ПЕЧАХ ЕМКОСТЬЮ 20-100 т (57) Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано при выплавке высоколегированной стали в

) Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано при выплавке коррозионностойкой стали в электродуговых печах с использованием

„„532„„ 1705356 A l электродуговых печах с использованием внепечной обработки расплава в двух ковшах. Цель — повышение степени и стабильности усвоения легирующих элементов и степени десульфурации, снижение тепловых потерь. В дуговых печах емкостью 20—

100 т плавку ведут одношлаковым процессом, Определяют величину восстановления легирующих элементов из шлака при переливе, В передаточном ковше при 1600—

1700 С вводят 0,40 — 0,85% кремния и 0,005—

0,015% алюминия от массы металла и легирующие элементы в количестве, определяемом нижним пределом марочного состава с учетом восстановленного из шлама, взвешивают металл и определяют его химический состав. В разливочном ковше при обработке рафинировочным шлаком вводят алюминий в количестве 0,020 — 0,055% от массы металла. При этом расход металла во время слива из печи и перелива из ковша в ковш осуществляют в пределах 0,10 — 0,30 т/с. При переливе из ковша в ковш первые

5 — 30% массы металла переливают с расходом 0,7 — 1,0 от максимального, затем 20—

50% металла с расходом 0,2 — 0,4 от максимального, а оставшийся металл — с расходом

0,7 — 1,0 от максимального. Через 30 — 180 с после слива металла осуществляют перелив шлака с расходом 0,08 — 0,16 от максимального расхода металла. 1 э,п. ф-лы, 2 табл, внепечной обработки расплава в двух ковшах.

Цель изобретения — повышение степени и стабильности усвоения легирующих

1705356 концентраций кремния, алюминия, раство- ны ренных е металле, и значения температуры ре элементов и степени десульфурации, а также снижение тепловых потерь.

По данной технологии благодаря повышенной температуре (1600-1700 С) процесса обработки печного шлака металлическим расплавом, содержащим в своем составе повышенные массовые доли кремния 0,400,85$ и алюминия 0,005-0,0157. улучшаются восстановительные и кинетические условия перехода хрома и железа иэ шлака в металл. В результате массовые доли окислов хрома и железа в передаточном ковше уменьшаются соответственно до 4,0 и 1,77ь, Степень десульфации металла повышается на 20 абс.7.

Ведение процесса при температуре выше 1700 С и содержании кремния в металле более 0,85%, алюминия более 0,015 приводит к снижению стойкости футеровки передаточыого ковша.

Обработка шлака полупродуктом с содержанием кремния менее 0,40, алюминия менее 0,0057 и при температуре менее

1600 С не приводит к достижению цели изобретения из-за кинетических ограничений.

Обработка металла с массовыми долями кремния (0,20-0,45)(), алюминия (0,0200,055 ) рафинировочным шлаком в разливочном ковше также повышает восстановительные условия процесса, что способствует повышению усвоения титана.

Повышение восстановительных условий процесса обработки в разливочном ковше позволяет повысить стабильность усвоения титана, так как нейтрализует нежелательное попадание печного шлака в разливочный ковш при больших скоростях перелива.

Уменьшение содержания в металле кремния менее 0,20% и алюминия менее

0,020 не позволяет достичь цели изобретения. Повышение массовых долей в металле кремния более 0,457ь, алюминия более

0,055 не приводит к повышению степени десульфурации металла и усвоения титана.

Вместе с тем себестоимость стали повышается иэ-за повышения расхода кремний- и алюминийсодержащих материалов, Уменьшается в этом случае и стойкость футеровки ковшей.

Данный способ прошел опытно-промышленное опробование на марке стали 0812Х18Н10Т. Для таких сталей Al не регламентирован.

Получаемый предлагаемым способом металл по своим свойствам соответствует

ГОСТ.

Применяемые значения и соотношения

55 позволяют снизить расход легирующих элементов, повысить стабильность усвоения титана и степень десульфурации металла, Увеличение затрат, связанных с повышенным расходом ферросилиция (силикохрома), вторичного кускового алюминия, отходов алюминиевого производства. компенсируется снижением расхода дорогостоящих легирующих элементов и повышением стабильности их усвоения.

С помощью промышленного эксперимента установлено, что в зависимости от содержаний Sl u Al в исходном металле при сливе расплава в передаточный ковш иэ шлака восстанавливается 58-80 хрома, окисленного в периоды плавления и продувки.

Например, при угаре хрома 3,0,4 и при содержаниях кремния 0,60, алюминия

0,010 $ из шлака в металл восстанавливается около 79 хрома. окисленного ранее, Исходя из этих практических данных и производится корректировка химсостава металла.

Печной шлак обрабатывают полупродуктом в передаточном ковше при сливе расплава из печи. В разливочном ковше полупродукт (уже с измененным содержанием кремния и алюминия) обрабатывают рафинировочным шлаком из твердых шлакообраэующих. Обработку производят при переливе полупродукта иэ ковша в ковш.

Расход металла в передаточном и разливочном ковшах поддерживают на одном уровне, равном 0,10-0,30 т/с.

В результате восстановительных процессов, осуществленных в передаточном ковше, массовая доля кремния, растворенного в металле, снижается с 0,40-0,85 до

0,20-0,45, а содержание алюминия уменьшается до следов.

В раэливочный ковш до осуществления обработки присаживают отходы алюминиевого производства, кусковой вторичный алюминий из расчета доведения его содержания в металле до заданного 0.0200.055 .

Содержание Sl и Al, растворенных в металле в печи, перед сливом, ; Si = 0,40-0,85, Al 0,005-0.015, в передаточном ковше в процессе обработки,%: Sl 0,20-0,45; Al 0,0200,055, в разливочном ковше после обработки,%: Sl 0,18-0,40; Al 0,010-0,035.

Обработка печного шлака промпродуктом в передаточном ковше и обработка расплава рафинировочным шлаком в разливочном ковше с расходом менее 0.10 и более

0,30 т/с нецелесообразна из-за повышенх тепловых потерь и недостаточного пемешивания расплава в ковшах, что

1705356 приводит к неполному восстановлению легирующих элементов из шлака и уменьшению степени десульфурации металла, а также из-эа кинетических ограничений, связанных с недостаточной продолжительностью протекания процессов восстановления в передаточном ковше и формирования гомогенного рафинировочного шлака в разливочном ковше. Снижается в этом случае и стойкость футеровки ковшей.

Максимальный расход металла зависит, помимо емкости ковша, от диаметра разливочного отверстия (при переливе через шибер или стопор), скорости и угла наклона ковша при переливе через носок, Расход металла 0,10-0,30 т/с соответствует оптимальному максимальному расходу металла при его переливе через шибер или стопор плавки 20-30 г и при переливе через носок или отверстие в верхней части стенки ковша плавки массой 100 т.

Обработка печного шлака в ковше жидким полупродуктом. содержащим расчетное содержание легирующих элементов на нижнем пределе выплавляемой марки стали, с учетом прогнозируемого их восстановления из печного шлака при сливе полупродукта иэ печи в ковш позволяет получать металл, перед его обработкой в разливочном ковше рафинировочным шлаком с фактическим стабильным содержанием легирующих элементов на нижнем (или несколько меньшем) пределе выплавляемой марки стали. После получения данных химического анализа пробы стали. отобранной из передаточного ковша, о массе стали в ковше принимаются следующие решения: если содержание легирующих элементов и стали соответствует выплавляемой марке, то долегирование металла s разливочном ковше не производят, осуществляют продувку металла аргоном до заданной температуры; в противном случае необходимо долегировать массу металла и рщ у ь его аргоном, причем расходдолжен обеспечивать равномерное растворение присадок в металле и заданную температуру разливки.

Все эти действия позволяют выплавлять коррозионно стойкую сталь на нижних пределах содержаний легирующих элементов в металле.

Несоблюдение перечисленных технологических приемов, как правило, приводит к получению готовой стали с массовыми долями легирующих элементов ближе к среднему уровню их марочного содержания.

Необходимость неравномерного расхода металла при его переливе из ковша в ковш обусловлена следующими обстоятельствами.

Первые порции металла (от 5 до 30 массы исходного металла) переливают со скоростью, близкой к максимальным значениям, чтобы под действием ма с. мальной кинетической энергии подающей струи металла вовлечь в процесс растворения и перемешать всю массу твердых добавок, находящихся во втором разливочном ковше. твердые шлакообразующие (известь, плавиковый шпат, кусковой алюминий) и титансодержащие добавки.

Для формирования гомогенного рафинировочного шлака во втором ковше необходимо определенное время, которое превышает время перелива всей массы металла со скоростью 0,7-1,0 от максимальной.

Для создания возможности образования гомогенного рафинировочного шлака последующую порцию металла 20-507ь переливают со скоростью 0,2-0,4 от максимальной. Относительно максимальный угар титана при переливе металла из ковша в ковш происходит в начальной стадии йерМИ= ва, когда скорость поступления металла велика. Повышение угара титана обусловлено его контактом с нераскаленным металлом и футеровкой ковша, Однако в этот период максимальный расход металла необходим для перемешивания твердых металлов и вовлечения всей массы титана в процессе растворения. Приваривание кусочков титансодержащих материалов к футеровке днища ковша и их ошлакование в этом случае маловероятно.

По мере формирования гомогенного рафинировочного шлака во втором ковше происходит десульфурация, раскисление переливаемого металла этим шлаком и последующий контакт раскисленного металла с титансодержащими материалами, приводящий к снижению угара титана.

Таким образом, в момент окончания формирования гомогенного рафинировочного шлака, с целью снижения тепловых потерь и повышения степени десульфурации, происходит заключительное изменение расхода металла. Оставшуюся массу металла вновь необходимо переливать со скоростью. близкой к максимальной.

Основным недостатком переливных процессов являются повышенные тепловыв потери.

Снижение тепловых потерь осуществляют за счет использования тепла отработанного печного шлака, который переливают из первого ковша во второй после окончания перелива металла.

В связи с тем, что контакт такого шлака с металлом нежелателен (снижается усвоение титана), предлагается после перелива

1705356 тогда при упеваетаоритепнной степени yñ- ап металла выдержать паузу 30-180 с и с гораздо меньшей скоростью (0,03-0,16 от максимальной) переливать шлак. За это время шлак во втором ковше не загустевает и нет тепловых потерь.

При переливе шлака со скоростью более 0,16 от максимальной обеспечивается частичный контакт печного шлака и металла и увеличивается угар титана, при переливе шлака с расходом менее 0,08 от максимального наблюдаются тепловые потери.

При переливе шлака в течение 10-30 с при данном расходе шлака обеспечивается необходимая шлаковая теплоизоляция металла.

При переливе первой порции металла массой менее 5 и более 30ф, со скоростью менее 0,7 от максимального значения твердые добавки неполно вовлекаются в процесс перемешивания и увеличивается контакт титансодержащих металлов с футеровкой ковша, Это приводит к увеличению угара титана и уменьшению степени десульфурации стали.

При переливе второй порции металла массой менее 207 со скоростью более 0,4 от максимальной за данный промежуток времени невозможно сформировать гомогенный рафинировочный шлак, а при переливе массы металла более 507, с расходом менее 0,2 от максимального возникают ненужные тепловые потери и снижается прои з водител ьн ость и роцесса.

При переливе оставшейся массы металла со скоростью менее 0,7 от максимальной уменьшаются степень десульфурации металла и производительность процесса.

При регулировании скорости перелива различных масс металла исходят иэ следующих моментов, Если массовая доля серы в исходном металле невелика (0,020ф, и менее), масса твердых добавок также ограничена, имеется зона температуры, для легирования металла титаном используются титансодержащие материалы с высоким содержанием титана и нет необходимости в долегировании металла (хромом, никелем и др.) во втором ковше, то скорость перелива и масса переливаемого металла и шлака поддерживаются ближе к нижнему уровню значений, В этом случае достигается наиболее высокая стабильность и степень усвоения титана при хорошей десульфурации и удовлетворительных тепловых потерях.

В противоположном крайнем случае не; обходимо стремиться, наоборот, скорость перелива и массу переливаемого металла поддерживать на верхнем уровне значениЯ.

55 воения титана десульфурация металла, тепловые потери и долегирование металла укладываются в требуемые нормы, При одинаковом содержании серы в исходном металле. равном 0,025=,ь, в готовой стали. выплавленной по известному способу, массовая доля серы в среднем составляет 0,0157ь, по предлагаемому способу 0,0107(,.

Пример 1. В печах 20. 40 и 100 т выплавляли коррозионно стойкую сталь 0812Х18Н10Т. Перелив металла из ковша в ковш осуществляли через стопор, шибер и через носок (с предварительной отсечкой большой части печного шлака). Расход металла при его сливе иэ печи и затем из ковша поддерживали на уровне 0,05-0,35 т/с, Для обеспечения заданных соотношений кремния и алюминия в обрабатываемом металле вводили в расплав необходимое количество кремнийсодержащих материалов (ферросилиций, силикохром) и алюминийсодержащие материалы (кусковой алюминий, отходы алюминиевого производства).

Обработку печного шлака полупродуктом производили в передаточном ковше при

1550-1750 С. Содержание в полупродукте кремния 0,20-1,057ь, алюминия 0,0010,0207. После обработки массовая доля кремния в металле (в результате восстановительных процессов) снизилась до 0,10-0.557ь, а содержание алюминия в полупродукте перед его обработкой рафинировочным шлаком в разливочном ковше доводили до 0,0100,070 7ь.

Ф

После проведения ряда опытных плавок было определено количество хрома, восстанавливаемого из печного шлака при сливе металла и шлака в передаточный ковш, в зависимости от массовых долей кремния и алюминия, растворенных в полупродукте.

Получили металл перед его обработкой в разливочном ковше с массовь«аи долями хрома и никеля либо на нижнем уровне их марочного содержания, либо несколько ниже. После взвешивания массы металла с помощью электронных весов, установленных на разливочном кране, осуществляли долегирование полупродуктов в разливочном ковше при переливе с использованием данных о химсоставе металла по пробе стали, отобранной из передаточного ковша.

Для усреднения металла и получения заданной температуры разливки использовали продувку металла аргоном.

В разливочном ковше при переливе осуществляли легирование металла титаном и его обработку рафинировочным шлаком. состоящим из извести, плавикового шпата и юминийсодержащих материалов.

1705356

Данные приведены в табл. 1.

Пример 2. Выплавку коррозионно стойкой стали производили в печах согласно примеру 1.

Плавку вели одношлаковым процессом.

Перелив металла из ковша в ковш производили через шибер, стопор и через носок.

Расход металла и шлака регулировали различной степенью открытия разливочного стакана или различной степенью наклона ковша при переливе расплава через носок.

Массу переливаемого металла и шлака контролировали непрерывным взвешиванием расплава на электронных весах, установленных на кране, который принимал первый ковш с металлом и печным шлаком. Время перелива металла и шлака фиксировали с помощью секундомера.

Максимальный расход металла (в зависимости от массы плавки, необходимой степени десульфурации. долегирования, тепловых потерь, применяемых ферросплавов) поддерживали на уровне 0.05-0,35 т/с.

Первые 2-35% массы металла переливали со скоростью 0,6-1.0 от максимального. затем расход металла уменьшали до 0,100,50, от максимального и переливали еще

10-60 металла, после чего расход металла вновь увеличивали до первоначальных значений, равных 0,6-1,0 от максимальной скорости перелива и с данным расходом переливали оставшуюся массу металла, выдерживали паузу в течение 10-20 с, и осуществляли перелив шлака в течение 5-35 с со скоростью 0,06-0,18 от максимальной скорости перелива металла. За это время успевали перелить от 0.15 до 1,7 т шлака.

Данные представлены в табл. 2.

Опытно-промышленное опробование показало, что предложенный способ производства корроэионно стойкой стали позволяет по сравнению с прототипом уменьшить расход хрома на 8,0 кг/т слитков, никеля на

1,7 кг/т слитков, повысить стабильность усвоения титана на 15 абс.%, степень дес ьфурации на 20% (усвоение титана увеличилось с 53,5 до 57,0@

Формула изобретения

5 1, Способ производства высоколегированной стали в дуговых печах емкостью

20-100 т, включающий плавление, окислительную продувку при одношлаковом ведении плавки, обработку металла печным

10 шлаком, в передаточном ковше, рафинировочным шлаком и аргоном в разливочном ковше с одновременным долегированием металла, в том числе титаном, о т л и ч а юшийся тем, что, с целью повышения

15 степени и стабильности усвоения легирующих элементов и степени десульфурации, снижения тепловых потерь, определяют величину восстановления легирующих элементов из шлака при переливе в

20 передаточный ковш при температуре 16001700 С, вводят 0,40,-0,85% кремния и 0,0050,015% алюминия от массы металла и легирующие элементы в количестве, определяемом нижним пределом марочного со25 става с учетом восстановленного иэ шлака. взвешивают металл и определяют его химический состав в разливочном ковше при обработке рафинировочным шлаком, вводят алюминий в количестве 0,020-0.055% от

30 массы металла, при этом расход металла во время слива из печи и перелива из ковша в ковш поддерживают. в пределах 0,10-0.30 т/с.

35 2. Способ по п. 1, о т и и ч а ю шийся тем, что при переливе из ковша в ковш первые 5-30% массы металла переливают с расходом 0,7-1,0 от максимального, затем

20-50% металла - с расходом 0,2-0,4 от мак40 симального, а оставшийся металл — с расходом 0,7-1,0 от максимального, через 30-180 с после слива металла осуществляют перелив шлака с расходом 0,08-0,16 от максимального расхода металла.

1705356

12! табл юостю !с° сое, г

1а»бра- песо»аа аоюо зюеа«юое, 1 работе, фа«ю«а аюеаа«юю «Osss«w аюеаа«юа

Растра «атюал, т/с

Стеюеоа»o»

CSS0OOOCW W петааюэ, 1

Ра Ю.«ОЮЮ В«ее«

«т/т спютаюа

«В «В ° « ° ааааа °

° cess« ) ««юае

Ss0.1

Щюоте

11! Л 117 Ë Й,I

ocssoossw тотюоааю а!терр

266,5 М,) 61,1

)М,) IМ,3 М,б

)1ЬЛ IФО,! 90,9 ! 1S 0 7wssooo«w сто»паста

»ревев«w sssso»«o пвтееа

)М Л 1ЭО,) 64, °

lO4;5 104,2 М,O

106.1 1М,) 79, °

)воюю таею«е coo»ssocso OOOC»6

11S, ° 104,! Н,Э

И9,) 1М,) )Э, °

2М,S 1М.) М, °

244,$1М.1 71, °

7wss«w«w сюоапоста»зава»

ll4,2 I М.) Н,Ф

И9,6 194,! 70,1

2Ì5 1М) М4

204,6 104,2 61, °

Уе«w сто»ест «ревев расее» росстаюое«таю»»

2157 IМ) Н4

206,4 104.1 7 °, °

2М,)104,2 М,Ф

204,1 114,1 М.1

»воаеасаое ooccocssoo«sow»

2М,5 194.2 Я,4

1М,5 114,! 74, °

3М,5 Illa,2 61, °

2М,5 IМ,2 Й. °

Оерарасее арсстапоептвюа6

)М,S IW,2 Я, °

)МЛ IМ.) 79, °

И4 Л I М,) 61,1

3W.5 1М,t 62 9

Эерееоспе» ееаюютееа»

O,0%

Ф,10

О.!О Ь.)О

Ь.) °

9,1$

°,05

4,19

O,)Ü 4.1 °

4.)0 . ° .)$

II5 1

49.1

$01

° оаав6

14S1 4,И 9,116 ° .)1 О,О)7 ю

ЯЛ

М, °

55. °

14%Э 6,42

°, ° 1 ° Э. 32 °,ФР

1ЯЭ

СЙФ °, И

°,2 °

Ф,ЬФ

1450 4,И

Э.Й

I,OS

)7,9

56 9

40,1

40, °

° .)П ЭЛ1 1.1)7 а

Э.И

Ь,24

)7. °

$5. °

44, °

И,1 юее

O,2 °

0,11 ° O.)l 0,4)7

O,2 °

)9, °

$f, °

Н,Ф

Н,O

°, 001

0,04$

О, ° 19 0,)1 Ь,Э)7

1,41$

Ф,аюВ

1,14

4,29

°,014 4.)t °,1)7

4.95

°,Я

0,11

I 450 4. И

Ь,2Ф

%Э, °

Я,4

44,6

Н,1

1КЭ 0,41

°,И

Ь,11

)9. °

54, °

М, °

41Л

1, ° 10

4,121

1ЙФ O,И °,41 ° ° )2 Э,O)l

4. ЭЯ

°,471

1йб °,И °, ° 1 ° °,31 °,0)7

1451 °,И ° . ° 16 °,)2 - °, ° )7

4,И

1,21

ИЭ,), 147,6 М, °

204,S 144,2 71, °

«1

М,Э

S6, °

°,21

0,1 °

9,21

°,И

Втр ЮЪВСюаа по Паюпю»р Свю»! ° 4 и ° » ° 2

IIocco I »а Сееоюта порее паююв Деев

Toscp !»О пор

»sos «О таете, ртае

»абаю«апаююап споаоста пвраюаюеа, /C

Ррототе ю

«COO SOsO ював В

° петр г 1-ге 5

, и,$.

Я,б

° .15

0,10

4,24

4,)О

° .)%

17,$

$

I7,$

)Ь

0,6% 105 19 °,12

9,2 °

6,41

°,79

O,6S )S O,Я

1,40

IO

19

О. es )5 Ф,я

°,1 °

О,)б

0,65 )$1ЛЭ

17Л

И °,12

4,) °

°,6% 11%

И 1,12

Ь,Щ 11%

17.$

°,10

t0 °,ll

°,65 195

I7,S

1.2 ° ь р п и ° ч а « ° ° . Стеюп« ° расу««Отраве пете««в оюоааатпр os»ops»sow» cpp е пете/ее парве««п сар ° готоаююю оропате.

Т

О,Й )S O,Я ° .Й РЯ 29

51, °

ЯЛ

5&Л

$4 °

Я,Ь

Я,)

54,1

54.$

S$.á

$2,6

$).1

SS.1

51,5

$),)

$I,4

Я.1

50Л

$&,Ь

$4.7 $4,0

S6, °

НЕЭ

"я

116

l6

4$

3$

Я

06

0%

Й

0%

C.e

37

ЬЭ

Ю

12,9

М.$

)l, °

24.5

И, °

25.S

17,1

) I. °

26,5

14. °

И.)

)1, °

31. °

)ts °

Il,7

21,%

)\. °

26,1

)7,4

2)Д

)1, °

1705356

Лооропнене абл. ?

10 I 11 (12 j 13

1 ГТ

43

0,40

0,50

0,50

0,70

0,85

1,00!

7,5 0.85 35

0,20

0,12

1G5

0,30

200

17,5 0.85 35

0,85

0,12

0,20

0,30

0,85

17,5 0,85 35

0,12

0,30

105

0,20

0,06

0,08

0,12

0,16

0,18

55,0

42

17.5 0,85 35

0,30 0,85

0,20

105

h р н и е н ° н н е. (табнльность усвоеннн титана согласно поеллагаенону сгосо0у внепвннор обргботнн сталн зозоссла (по сравненнв с прототтьют) с 70 ро 852.

Составитель Н.Попов

Редактор Л.Пчолинская Техред M.Ìoðãåíòàë Корректор М.Демчик

Заказ 171 Тираж Подписное

ВНИИПИ Государственного комитета по изобретениям и открытиям при ГКНТ СССР

113035, Москва, Ж-35, Раушская наб., 4/5

Производственно-издательский комбинат "Патент", г. Ужгород, ул,Гагарина, 101

56,2

59.9

58,4

58.4

58.5

55,8

52,0

56,1

58.5

58,4

Оннюенне

58,5

58,5

58.5

56,0

53.6

58,5

58.5

58,5

54,6

51,3

48,0

42

42

43

55 пронзво

42,0

29.1

24,3

18,0

28,7

31.0

32.5

)1,0

31,0

31,О

28,6 рнтельностн

31,0

31,0

31,0

28,9

25,4

31,0

31,0

3!,0

24

19,8