Размещено на http://www.allbest.ru/

• Министерство образования Российской Федерации
• Юргинский технологический институт
• Томского политехнического университета
• Факультете ММ
• Кафедра МЧМ
• Курсовая работа
• по курсу: «Электрометаллургия стали и ферросплавов»
• на тему: «Расчет шихты на выплавку стали марки 30ХН3М2ФА»
• Выполнил: ст. гр. 10200
• Мельничук П.А
• Проверил
• преподаватель Сулимова И.С
• ассистент Валуев Д.В
• Юрга 2004
• ЗАДАНИЕ НА КУРСОВУЮ РАБОТУ
• по курсу «Электрометаллургия стали и ферросплавов»
• студенту гр. 10200 Мельничуку Павлу Александровичу
• 1. Описать свойства, область применения, дефекты стали 30ХН3М2ФА
• 2. Разработать технологию выплавки и разливки стали.
• 3. Рассчитать шихту для выплавки стали.
• Исходные данные для выполнения работ
• Таблица 1 - Состав шихтовых материалов, %

	C	Si	Mn	Cr	Ni	S	P
Лом	0,15 0,22	0,12 0,3	0,40 0,65	0,3	0,3	0,05	0,04
Кокс	82,0	-	-	-	-	0,08	-

Содержание FeО в шлаке окислительного периода ____14__%

Основность шлака ___2,7__ и температура ___1650 оС

Содержание расчетно-пояснительной записки:

ВВЕДЕНИЕ

Электрометаллургия - это отрасль техники, занимающаяся восстановлением элементов из их соединений, а также производством различных сталей и сплавов с применением электрической энергии, в качестве источника тепла.

Электрометаллургия стали и ферросплавов включает рассмотрение элементов и конструкций различных печей, их механического и электрического оборудования, а также электрической и тепловой работы, изучение физико-химических процессов, протекающих при плавке стали и ферросплавов в электропечах в обычной атмосфере и в вакууме.

Родоначальником электрометаллургии профессор В.В. Петров, который в 1803 году открыл электрическую дугу. В 1812 году аналогичное открытие совершил Т. Деви.

Электрическая дуга - это вид электрического разряда в газах или парах, сопровождающийся высоким тепловым и световым эффектом (Т =5000-8000 К).

Петрову же принадлежит приоритет получения чистых металлов с помощью электрической дуги. Ме + С = Ме + СО

Первую электрическую печь (лабораторного типа) построил француз Депре в 1849 году, а затем француз Пишон в 1853 году разработал конструкцию дуговой печи косвенного действия. Позднее в 1879 году Сименс создал печь прямого действия, в которой одним из полюсов эл. дуги являлась металлическая ванна.

Однако прототипом современных сталеплавильных дуговых печей явилась лишь изобретенная в 1899 году Геру печь прямого действия с двумя электродами, подводимыми к металлической ванне.

Первые 3х- фазные ДСП были построены в 1907 году в США, в 1910 году в Ленинграде на заводе «Большевик». Вскоре такие же печи были построены в Германии, Франции и др. странах.

Широкие возможности в выборе шихты, неограниченный сортамент выплавляемой стали и высокое ее качество, легкость регулирования тепловых процессов определили развитие 3х- фазных ДСП.

В настоящее время печи представляют собой крупные легкоуправляемые агрегаты с высокой степенью управляемости и автоматизации. Увеличение емкости печей и мощности трансформаторов вызвали значительное улучшение научно-технических показателей электросталеплавильного производства.

При переходе на мощные трансформаторы разработана технология плавки, предусматривающая сокращение восстановительного периода, когда электрическая мощность используется не эффективно.

Современное развитие электросталеплавильного производства характеризуется переносом процессов рафинирования стали из ДСП в ковш. Это ведет не только к повышению производительности печей и более эффективному использованию мощности трансформаторов, но и повышению качества стали.

1. АНАЛИТИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

Сталь марки 18NiCrMo3 изготавливается на Юргинском Машиностроительном заводе в виде поковок на экспорт в Италию, Германию и другие страны.

Механические свойства поковок на продольных образцах:

предел прочности - 690 - 840 N/мм2;

предел текучести - min 460 n/мм2;

удлинение - min 15%.

Химический состав стали 18NiCrMo3 приведен в таблице 1.

Сталь марки 18NiCrMo3 является конструкционной и используется для изготовления рессор, пружин и других деталей.

2. ТЕХНОЛОГИЯ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ МАРКИ 18NiCrMo3

Технология плавки стали в дуговой печи определяется составом выплавляемой стали и предъявляемыми к ней требованиям, а также качеством шихты. Мы осуществляем плавку на углеродистой (свежей) шихте.

Углеродистая шихта характеризуется повышенным содержанием углерода, фосфора, серы и отсутствием или незначительным количеством легирующих элементов. Для передела такой шихты в качественную сталь требуется проведение специального окислительного периода, в течении которого окисляются углерод, фосфор и некоторые сопутствующие элементы: кремний, хром, марганец, ванадий и др. Наличие окислительного периода является характерной особенностью технологии плавки на свежей шихте, поэтому её называют ещё плавкой с полным окислением.

Плавка высококачественной стали на свежей шихте включает следующие этапы:

1) подготовка шихтовых материалов;

2) подготовка печи к плавке;

3) загрузка шихты;

4) период плавления;

5) окислительный период;

6) восстановительный период;

Проведение всех периодов плавки позволяет глубоко очистить металл от вредных примесей - фосфора и серы. Окисление углерода в окислительный период вызывает кипение ванны и способствует дегазации металла - удалению растворённых в нём водорода и азота.

Шихтовые материалы. Для получения стали в электропечи необходимы следующие шихтовые материалы: металлическая часть, шлакообразующие, окислители, добавочные материалы (раскислители и легирующие) и науглероживатели.

Металлическая часть. Нелегированный (углеродистый) лом не должен быть загрязнён цветными металлами (свинцом, цинком, оловом и др.), особенно медью и мышьяком, которые практически полностью переходят их шихты в металл и могут оказать существенное влияние на его свойства. Нежелательно также, чтобы в углеродистых отходах содержалось фосфора более 0,05% так как удаление таких количеств фосфора требует продолжительного окислительного периода. Металлический лом должен иметь определённые габариты. Мелкий лом, как правило, более окислен, замусорен и загрязнён маслом. Значительная окисленность лома не позволяет точно оценить долю угара металла, что чревато непопаданием в заданный химический состав готовой стали. Разложение в зоне дуг ржавчины (гидрата окиси железа) и масла приводит к появлению в атмосфере печи атомарного водорода, интенсивно поглощаемого металлом.

Малая насыпная масса мелкого лома не позволяет завалить в печь всю шихту в один приём, вследствие чего, после расплавления первой порции шихты, приходится осуществлять подвалку. Это снижает производительность печи и увеличивает потери тепла. Нежелательно, чтобы в шихте были чрезмерно крупные куски - бракованные слитки, недоливки и т.п. В дуговой печи можно расплавлять крупногабаритный лом, но продолжительность плавления при этом увеличивается, длительное время приходится работать на высокой мощности, что отрицательно сказывается на стойкости футеровки. По этой причине максимальная масса отдельных кусков не должна превышать одной пятидесятой массы всей завалки.

Шлакообразующие. При выплавке стали в дуговой печи для образования основного шлака используют известь, известняк, плавиковый шпат, шамотный бой. Содержание серы в известняке в большинстве случаев низкое, однако оно возрастает после обжига за счёт серы топлива. Повышенное содержание серы в шлаке затрудняет процесс десульфурации. Содержание других окислов в извести ограничивают по следующим соображениям: кремнезёма, чтобы при заданной основности шлака количество его было меньше; окиси магния, чтобы шлак был более жидкотекучим и активным; окислов железа, чтобы не затруднять процесс десульфурации.

Для выплавки высококачественной стали используют свежеобожжёную известь. Вместо извести в окислительный период можно использовать не обожженный известняк, содержащий менее 97 % СаО. Известняк не гигроскопичен, его можно хранить длительное время. Разложение углекислого кальция в электропечи вызывает выделение пузырьков СО2 , которые обеспечивают перемешивание металла и шлака и способствует дегазации металла. Отрицательной стороной применения известняка вместо извести является дополнительная затрата электроэнергии на разложение карбоната кальция.

Для разжижения высокоосновных шлаков применяют плавиковый шпат и шамотный бой. Использование плавикового шпата CaF2 ( 90-95% CаF2; не более 3,0 % SiO2 и не более 0,2 % S) позволяет разжижать высокоосновные шлаки без уменьшения их основности, что чрезвычайно важно для эффективного удаления серы.

Окислители. Для интенсификации окислительных процессов в металл необходимо вводить кислород. Источниками кислорода служат: железная руда, окалина. Присадка руды небольшими порциями обеспечивает длительное равномерное кипение металла без повышения его температуры, так как присаживаемая руда постоянно охлаждает металл. Это имеет особое значение для эффективного удаления фосфора. Руду используют в завалку и в окислительный период через шлак. Руда имеет определённый размер (50- 100 мм). Мелкая руда растворяется в шлаке, а крупные куски вызывают бурное вспенивание металла и шлака.

Руда также должна удовлетворять требованиям по химическому составу; в ней не должно содержаться много окислов железа и мало кремнезёма, серы и фосфора. Иногда вместо руды используют заменители - агломерат и окалину от проката. Окалина от проката углеродистых сталей является наиболее чистым окислителем, но вследствие малого удельного веса она задерживается в шлаке. Необходимо учитывать также, что прокатная и кузнечная окалина может содержать легирующие элементы.

Раскислители и легирующие. Для раскисления и легирования применяют раскислители и легирующие в чистом виде или в виде сплавов с железом или друг с другом. Для раскисления и легирования применяют металлический алюминий, никель, ферросплавы: ферросилиций, феррохром, ферромолибден, а также комплексные сплавы; силикомарганец и т.д. Сплавы, применяемые в качестве раскислителей и легирующих, должны удовлетворять ряду требований:

а) содержание основного легирующего элемента в сплаве должно быть максимальным. При низком содержании легирующих элементов увеличивается масса присадки, что удлиняет время её проплавления и ведёт к увеличению расхода электроэнергии и снижению производительности печи.

б) сплавы должны быть чистыми от вредных для стали примесей, шлаковых включений и газов. Это особенно важно, потому что значительную их часть присаживают в печь лишь к концу плавки, когда рафинирование ванны закончено.

Науглероживатели. К числу науглероживателей принадлежат материалы, содержащие углерод и используемые для увеличения содержания углерода в металле. Они входят в состав шихты, либо их вводят в жидкий металл, либо вводят в конце ведения плавки. Для науглероживания металла используют главным образом кокс и электродный бой. Основное требование предъявляемое к науглероживателям, они должны чистыми по вредным примесям (низкое содержание серы) и вносить мало золы.

Подготовка печи к плавке.

Огнеупорная футеровка печи изнашивается и для поддержания её в рабочем состоянии необходимо регулярно ремонтировать наиболее пострадавшие её участки. Поэтому после каждой плавки печь тщательно осматривается; подину прощупывают железным штырём, выявляют все повреждённые места и принимают меры по устранению обнаруженных повреждений.

Сразу же после выпуска плавки печь необходимо очистить от остатков металла и шлака. Систематическое накопление остатков шлака на подине приводит к её зарастанию и уменьшению объёма ванны, в результате чего уровень зеркала металла поднимается, а это затрудняет ведение процесса (металл труднее перемешать, печь нельзя наклонять для схода шлака самотёком) и увеличивает опасность прорыва металла через откосы или порог рабочего окна. Кроме того шлак, смешиваясь с заправочными материалами понижает их огнеупорность и способствует размягчению футеровки при высоких температурах.

Повреждённые участки футеровки заправляют сухим магнезитовым порошком, а места наибольших повреждений - порошком, смоченным в жидком стекле. Наиболее пригоден для заправки специальный мелкозернистый порошок при размере зерна до 1,5 мм без включений извести и доломита. После заправки тщательно осматривают стены и свод печи и, если требуется, то проводится необходимый ремонт

Загрузка шихты.

Загрузка шихты осуществляется сверху при помощи загрузочных бадей. Вся шихта загружается в один приём, длительность загрузки составляет 5-10 мин. Быстрая загрузка позволяет сохранять тепло, аккумулированное кладкой печи, в результате чего сокращается продолжительность плавления, уменьшается расход электроэнергии и электродов и увеличивает стойкость футеровки. При завалке сверху порядок укладки шихты в бадье предопределяет расположение в печи. Для предохранения подины от ударов крупных падающих кусков на дно бадьи загружено небольшое количество мелкого лома. Наиболее крупная шихта догружена вперемешку с шихтой средних размеров в центральной части бадьи так, что в печи крупные куски оказываются непосредственно под электродами, а сверху загружена мелкая шихта.

Такая последовательность загрузки бадьи обеспечивает плотную укладку шихты в печи, что очень важно для стабильного горения дуг. Наличие сверху мелочи обеспечивает вначале плавления быстрое погружение электродов и исключает прямое воздействие излучения дуг на футеровку стен, а присутствие в шихте под электродами крупных кусков замедляет проплавление колодцев и исключает возможность погружения электродов до подины раньше, чем накопится слой жидкого металла, защищающий подину от прямого воздействия дуг. При наличии в шихте легирующих элементов они расположены так, что обеспечивается максимальная скорость их проплавления и минимальный угар. Тугоплавкие материалы (ферромолибден) загружен в центральную часть бадьи. Легкоплавкие металлы, например никель, в зоне дуг интенсивно испаряется, поэтому для уменьшения потерь его располагают ближе к откосам. При недостаточном количестве в шихте углерода вводят либо чугун, либо электродный бой. Для более раннего образования шлака, предохраняющего металл от окисления и для дефосфорации в процессе плавления, в завалку вводят известь в количестве 2-3 % и железную руду 1-1,5 % от массы садки (6,0 т.).

Период плавления.

Главная задача этого периода - как можно быстрее перевести металл в жидкое состояние. Большое тепловосприятие ванны в период плавления позволяет в этот период работать с максимальной мощностью и при максимальном напряжении на дуге. Лишь в самом начале плавления, когда дуги открыты и расположены высоко, излучение длинных дуг может привести к перегреву футеровки свода и стен. Поэтому в первые минуты применяют более низкое напряжение. После образования колодцев, дуги оказываются экранированными шихтой, что позволяет перейти к плавлению при максимальных напряжениях и мощности.

Работа на самой высокой ступени напряжения в период плавления целесообразна по двум причинам. Во-первых, чем выше напряжение, тем при той же мощности меньше сила тока и тем меньше потери в цепи, т.е. тем выше электрический К.П.Д. Во-вторых, чем выше напряжение, тем длиннее дуга и тем на большую поверхность шихты распространяется её излучение. Если шихта подобрана и уложена правильно, то расположенная сверху мелкая шихта быстро проплавляется и дуги погружаются в шихту, не оказывая на футеровку заметного воздействия. Дуги прожигают в твёрдой шихте колодцы диаметром на 30-40 % больше диаметра электродов. Через 25-30 мин считая от начала плавления электроды опускаются в крайнее нижнее положение - до поверхности скопившегося на подине жидкого металла. В процессе плавления происходит окисление примесей, вносимых шихтой. Практически полностью окисляются алюминий, титан, кремний, значительное количество хрома, марганца и др. примесей.

После полного расплавления шихты отбирают пробу металла на полный химический анализ и на ? скачивают шлак, вместе с которым удаляется значительная часть окислившегося фосфора. В случае получения в первой пробе низкого содержания углерода, шлак скачивают начисто, и используя либо кокс, либо электродный бой производят науглероживание металла. Затем в печь присаживают известь с плавиковым шпатом в количестве 1,5-2 % от массы металла и после их растворения приступают к окислительному периоду.

Окислительный период.

В окислительный период необходимо реализовать следующие основные мероприятия:

понизить содержание фосфора ниже допустимых пределов в готовой стали;

возможно полно удалить растворённые в металле газы (водород, азот);

нагреть металл до температуры, на 120-130о С превышающей температуру ликвидуса;

привести ванну в стандартное по окисленности состояние.

Одновременно окисляются и другие примеси: углерод, кремний, марганец, хром и др. Окисление фосфора осуществляется присадками железной руды с известью. Начало присадки руды осуществляется после предварительного подогрева металла, чтобы сразу же после введения руды началось окисление углерода и кипение металла. Руда и известь отдаётся равномерными порциями, чтобы поддержать энергичное кипение металла. Шлак в этот период должен быть пенистым, жидкоподвижным и самотёком сходить через порог рабочего окна. Обеспечение самопроизвольного стекания и обновления шлака необходимо для эффективного удаления фосфора.

Для контроля за ходом окислительных процессов регулярно через 5-15 мин отбирают пробы металла, в которых проверяют содержание фосфора и углерода. Правильно организованный температурный режим окислительного периода, постоянное обновление шлака при поддержании его основности в пределах 2,7-3 и высоком содержании в нём закиси железа 15-20 % позволяют без особых затруднений понизить содержание фосфора до 0,01 % и менее.

Кроме режима фосфора, в окислительный период регламентируется режим углерода. Предусматривается, чтобы за период кипения было окислено не менее 0,3 % углерода при выплавке высокоуглеродистой стали, содержащей 0,6 % углерода и не менее 0,5 % при выплавке среднеуглеродистой и низколегированной стали. Окисление такого количества углерода необходимо для дегазации металла. Интенсивное кипение ванны, вызванное окислением углерода, является единственным эффективным средством снижения содержания азота в электропечи, причём эффективность дегазации возрастает с увеличением скорости окисления углерода. Поэтому после понижения до необходимых значений концентраций фосфора окисление углерода целесообразно интенсифицировать.

Режим марганца в окислительный период не регламентируется, потому что реакция окисления марганца близка к равновесному, поэтому нормальный ход плавки с необходимым повышением температуры к концу периода сопровождается восстановлением марганца из металла.

В окислительный период окисляется и хром, причём значительное его количество окисляется ещё в период плавления. Скачивание шлака в период плавления и постепенное его обновление в течение окислительного периода способствует дальнейшему окислению хрома и потере его со шлаком . Тугоплавкие окислы хрома сильно понижают текучесть шлака и затрудняют процесс окисления фосфора. Поэтому использование хромистых отходов на плавках с полным окислением нецелесообразно. С целью использования содержащихся в шихте никеля и молибдена в завалку дают некоторое количество хромоникелевых и хромомолибденовых отходов, с условием что содержание хрома в первой пробе не превышало 0,4 %.

В окислительный период удаляется 40 % серы, вносимой шихтой. Успешной десульфурации способствует высокая основность шлака (не менее 2,7-2,8) и его постоянное обновление.

Раскисление. Восстановительный период.

По окончании окислительного периода сталь раскисляют в восстановительный период. В нашем случае раскисление проводят двумя способами: глубинным и диффузионным. Основными задачами восстановительного периода являются:

раскисление металла;

удаление серы;

корректировка химического состава металла;

регулирование температуры металла;

подготовка к выпуску;

Вначале восстановительного периода содержание углерода составляет на 0,03-0,01 % меньше нижнего предела в готовой стали. Восстановительный период начинается наведением известкового шлака из смеси, плавикового шпата и шамота в соотношении 5:1:1 в количестве 2,0-3,5 % от массы металла. Для быстрого проплавления шлаковой смеси первые 10 мин после включения тока работают на средней ступени напряжения трансформатора. Подводимую мощность регулируют в соответствии с температурой металла.

Затем присаживают металлические раскислители в виде силикомарганца и др. сплавов. Количество присадок такое, что обеспечивается содержание марганца на нижнем пределе и введением 0,15-0,2 % кремния и примерно 0,5 % алюминия от всего объёма присадок. После чего присаживают шлаковую смесь и после образования жидкого шлака его обрабатывают раскислительной смесью ( молотый ферросилиций + кокс).

В результате в печи образуется слабокарбидный или белый шлак, содержащий менее 0,6 % FeO и 50-60 % CaO при основности 2,5-3,0 % и характеризующийся высокой десульфурирующей способностью. Количество кислорода в металле, благодаря глубинному раскислению резко уменьшается, что повышает скорость десульфурации. Увеличению скорости десульфурации способствует повышение жидко текучести шлака при сохранении высокой основности его, что достигается присадками плавикового шпата.

Плавиковый шпат, кроме того, оказывает прямое влияние на десульфурацию, образуя с серой CaS и летучие соединения SF6. Так как сера удаляется в результате её диффузии к поверхности раздела металл-шлак , то увеличению скорости десульфурации способствует увеличение поверхности контакта металла со шлаком. Поэтому шлак периодически обновляют. Десульфурация металла во время выпуска плавки способствует глубокое раскисление металла и шлака, формирование к моменту выпуска жидкоподвижного высокоосновного шлака и слив металла вместе со шлаком мощной струёй.

Учитывая это, шлак перед выпуском разжижают присадками плавикового шпата и раскисляют порошком алюминия, а за 3-5 мин до выпуска в металл присаживают алюминий.

После раскисления в стали остаётся 0,02-0,04 % растворённого алюминия. Такое количество растворённого алюминия необходимо для нейтрализации кислорода, поступающего из атмосферы во время выпуска и разливки, и для регулирования величины зерна аустенита, так как присутствие в металле избыточного алюминия делает сталь мелкозернистой.

Одной из главных задач восстановительного периода является доводка металла до заданного химического состава, поэтому в начале этого периода , сразу после образования шлакового покрова отбирают пробу на определение содержания углерода, марганца, хрома и никеля. При диффузионно-осадочном раскислении марганец вводится из расчёта получения нижнего предела заданного содержания, имея в виду что некоторое количество может восстановиться из шлака.

Феррохром вводят в печь в начале восстановительного периода. Для корректировки содержания хрома, после некоторой выдержки, отбирают две пробы металла, что позволяет проверить правильность взвешивания шихты и уточнить количество необходимых присадок. Корректировку хрома в конце рафинировки стали разрешается проводить не более чем на 0,3 % и не позднее за 10 мин до выпуска.

Никель обладает значительно меньшим сродством к кислороду, поэтому в ванне практически не окисляется. Основная часть никеля, определённая из расчёта получения его на нижний придел заданного содержания отдают в завалку. Корректировка никеля происходит в окислительный период. Это вызвано тем, что электролитический никель содержит водород, а гранулированный - влагу. Окончательная корректировка никеля происходит не позже чем за 10 мин до выпуска и не более чем на 0,2 %.

Разливка стали.

Разливку стали в изложницы осуществляют сверху. Металл поступает в изложницу непосредственно из ковша или через промежуточное устройство (воронку).

После выпуска, металл выдерживают в ковше 3 мин. За время выдержки, вследствие конвективных потоков в металле снижается содержание неметаллических включений. Скорость понижения температуры металла за время выдержки составляет 2о С в мин.

Степень поражения слитков, отливаемых сверху; пленами, заплесками и подкорковыми пузырями зависит от характера истечения струи, смазки изложницы, скорости разливки и температуры металла .При разливке стали сверху непосредственно из ковша, температура металла перед выпуском составляет на 100- 120о С выше.

При разливке слитков массой до 4-6т сверху непосредственно из ковша и через промежуточное устройство применяют стаканы с диаметром отверстия 30-60 мм. Для разливки слитков меньшей массы через промежуточную воронку используют стаканы с диаметром отверстия 15-25 мм. Установка сталеразливочного ковша в случае разливки непосредственно из него должна обеспечивать хорошее совпадение осей стопора и изложницы. Расстояние между ковшом и изложницей должно быть минимальным (не более 150 мм).

Вначале разливки струю металла притормаживают для того, чтобы на дне изложницы образовалась буферная подушка из жидкого металла, В дальнейшем заполнение изложницы ведётся полной струёй до момента, когда с разливочной площадки или с борта канавы можно будет наблюдать за поведением металла в изложнице.

После этого скорость разливки регулируют по виду поднимающегося в изложнице металла, не допуская обильного образования брызг. Линейная скорость наполнения изложницы металлом составляет 0,8-2 м/мин. Прибыльную надставку заполняют медленно. Время её заполнения составляет не менее 50 % продолжительности наполнения тела слитка.

углерод шихтовый сталь дуговый

3. РАСЧЕТ ШИХТЫ ДЛЯ ВЫПЛАВКИ СТАЛИ МАРКИ 18NiCrMo3

3.1 Исходные данные

Расчет материального баланса производится на 100 кг шихты (углеродистый лом + кокс + никель + ферромолибден). Никель, молибден обладают меньшим сродством к кислороду, чем железо, поэтому их обычно задают в печь в составе металлической завалки.

Химический состав углеродистого лома, кокса, никеля, ферромолибдена и готовой стали, приведен в таблице 1.

Таблица 1 - Состав исходных материалов и готовой стали

Наименование материала	Элементы, %
	С	Mn	Si	P	S	Cu	Ni	Mo	Cr	Fe
Лом углеродистый ВСт3Сп ГОСТ 380-71	0,14 0,22	0,40 0,65	0,12 0,30	0,040	0,050	0,30	0,30	-	-	ост.
Никель	-	-	-	-	-	-	100,0	-	-	-
Ферромолибден ФМо 58 ГОСТ 4759-79	-	-	0,80	0,040	0,080	0,5	-	60,0	-	ост.
Готовая сталь марки 18NiCrMo3 ГОСТ EN 83-70	0,15 0,21	0,60 0,90	0,15 0,40	Не более	-	1,20 1,50	0,15 0,25	0,70 1,00	ост.
				0,035
Кокс	82,0	-	-	-	0,080	11,0 Зола	-	62	-	-
							Летучие

Таблица 2 - Химический состав шлакообразующих, окислителей и заправочных материалов

Материалы	Состав, %
	CaO	MgO	Mn	SiO2	Al2O3	Fe2O3	CaF2	P2O5	Влага	?
Известь	92,0	3,3	-	2,5	1,0	0,60	-	0,10	-	100,0
Кварцит	-	-	-	98,0	-	-	-	-	-	100,0
Шамот	0,7	0,3	-	63,0	35	1,0	-	-	-	100,0
Плавиковый шпат	-	-	-	4,0	-	1,0	95,0	-	-	100,0
Железная руда	6,2	-	-	2,8	1,0	90,0	-	-	-	100,0
Магнезит	1,0	92,0	1,0	3,0	1,0	2,0	-	-	-	100,0

Таблица 3 - Химический состав применяемых при плавке раскислителей и легирующих элементов

Наименование материала	Элемент, %
	Si	Mn	Cr	C	P	S
				Не более
Ферросилиций ФС 75 ГОСТ 1415-78	74-80	?0,4	?0,4	-	0,05	0,02
Силикомарганец СМн 20 ГОСТ 4756-77	20-25	?65,0	-	1,0	0,10	0,03
Феррохром ФХ 800 ГОСТ 4757-79	?2,0	-	?65,0	8,0	0,05	0,05

Таблица 4 - Коэффициенты усвоения элементов

Наименование материала	Элемент	Коэффициент усвоения (?), %
Ферросилиций	Si	50,0
Силикомарганец	Si Mn	70,0 97,0
Феррохром	Cr	98,0
Ферромолибден	Mo	100,0
Ферротитан	Ti	50,0
Никель	Ni	100,0
Алюминий	Al	50,0
Кокс	C	60,0

3.2 Расчет составляющих завалки

Задаемся химическим составом готовой стали, который приведен в таблице 5.

Таблица 5 - Химический состав готовой стали

Элемент	C	Si	Mn	Cr	Ni	Mo	P	S	Cu
							не более
Содержание	0,18	0,28	0,75	0,85	1,35	0,20	0,035	0,035	0,30

Соотношение между составляющими шихты определяются следующим образом:

1. Шихта по никелю

Исходя из состава выплавляемой стали, для получения [Ni]гм = 1,35% необходимо в шихту внести металлического никеля

(1)

где [Ni]Г.М. - содержание никеля в готовом металле, %;

NiNi - содержание никеля в металлическом никеле, %;

?Ni - коэффициент усвоения никеля из металлического никеля, %;

GШ - количество шихты, кг.

2. Шихта по молибдену

Для получения в готовом металле Мо = 0,20% необходимо внести в шихту ферромолибдена

кг (2)

где [Мо]Г.М - содержание молибдена в готовом металле, %;

МоФМо - содержание Мо в ферромолибдене, %;

?Мо - коэффициент усвоения Мо из ферромолибдена, %;

GФмо - количество ферромолибдена, кг.

3. Шихтовка по углероду

Согласно данным таблицы 1 углерод в шихту вносится углеродистым ломом и коксом, углеродом ферромолибдена можно пренебречь, т.е.

СШ = СУГЛ.ЛОМ + СК (3)

После расплавления шихты в металле должно быть углерода СРАСПЛ

СРАСПЛ = СШ - ?СР, % (4)

где ?СР - количество окисленного углерода в период расплавления, %.

В зависимости от количества окисления, легковесности металлического лома и других факторов ?СР = 0,1-0,2 % по абсолютной величине. Принимаем ?СР = 0,1 %. В то же время содержание углерода в металле по расплавлению можно выразить соотношением

СРАСПЛ = СКОП + ?СОП (5)

где СКОП - содержание углерода в металле в конце окислительного периода, %;

?СОП - количество окисленного углерода в окислительный период, %.

По практическим данным в целях хорошей дегазации в окислительный период окисляется от 0,2 до 0,5 % углерода. Принимаем ?СОП = 0,3 %. СКОП можно выразить соотношением

СКОП = СГСТ - ?СВП (6)

где СГСТ - содержание углерода в готовой стали, % (согласно таблице 5, СГСТ = 0,18 %);

?СВП - количество углерода, вносимого в металл в восстановительный период, %.

Подставляя в уравнение (5) выражение (6), получим

СРАСПЛ = СГСТ - ?СВП + ?СОП (7)

Из равенства (4) и (7) получаем СШ - ?СР = СГСТ - ?СВП + ?СВП, следовательно

СШ = СГСТ + ?СР + ?СОП - ?СВП (8)

3.3 Определение количества углерода, внесенного в металл в восстановительный период (?СВП)

В восстановительный период углерод вносится в металл за счет присадок ферросплавов и науглероживания через шлак при раскислении его коксом. При плавке стали под белым шлаком науглероживание металла (?СНАУГЛ) колеблется в пределах 0,01 - 0,03 %. Принимаем ?СНАУГЛ = 0,01 %, тогда

?СВП = ?СНАУГЛ + СФЕР (9)

где СФЕР - количество углерода, внесенного в металл ферросплавами, %.

Количество углерода, внесенное в металл ферросплавами

(10)

где [X]Г.СТ. - содержание легирующего элемента в готовой стали (таблица 5), %;

[C]ФЕР. - содержание углерода в данном ферросплаве (таблица 3), %;

[X]ФЕР - содержание легирующего элемента в данном ферросплаве (таблица 3), %;

?Х - коэффициент извлечения легирующего элемента из ферросплава, (таблица 4), %.

Из таблицы 3 следует, что самое высокое содержание углерода в феррохроме марки ФХ800 Б, содержанием углерода в других применяемых ферросплавах можно пренебречь.

Принимаем СФХ800 Б = 7,0 %, CrФХ800 Б = 70,0 %, [Cr]Г.СТ. = 0,85 %, ?Cr = 98 %.

Имеем

Следовательно: ?СВП = 0,01 + 0,087 = 0,097 %.

Определим из уравнения (6) содержание углерода в шихте

СШ = 0,18 + 0,1 + 0,3 - 0,097 = 0,483 %.

Количество углерода в шихте равно

(11)

В соотношении (3)

(12)

Из таблицы 1 и таблицы 4 принимаем СК = 82 %, ?С = 60 %.

Имеем

3.4 Определение количества углеродистого лома (GУГЛ.ЛОМА)

Вес углеродистого лома в завалке составит

GУГЛ.ЛОМА = GШ - GNi - GФмо - GК = 100,0 - 1,05 - 0,33 - GК = 98,62 - GК, кг. (13)

Это количество углеродистого лома внесет углерода

(14)

где СУГЛ.ЛОМА - содержание углерода в углеродистом ломе (табл.1), %

Полученные значения СШ, GСугл.лома и GК подставляем в выражение (1), получаем

(15)

Решая уравнение (15), определяем GК = 0,62 кг, тогда GУГЛ.ЛОМА = 97,7 кг.

Таким образом, для выплавки стали марки 18NiCrMo3 принимается следующий состав шихтовых материалов:

углеродистый лом - 98 кг

ферромолибден - 0,33 кг

никель металлический - 1,05 кг

кокс - 0,62 кг

Итого: 100 кг

Количество элементов, внесенных в металл шихтовыми материалами, приведено в таблице 6.

Таблица 6 - Количество элементов, внесенных в металл шихтовыми материалами

Наименование материала	Вес, кг	Содержание элементов, внесенных в металл, кг
		C	Mn	Si	S	P	Cu	Ni	Mo	Fe	?
углеродистый лом Ферромолибден Никель Кокс*	98 0,33 1,05 0,62	0,175 0,305	0,51	0,25 0,026	0,049 0,0003	0,039 0,0001	0,29 0,0017	0,30 1,05	- 0,198	96,619 0,1273
Итого, кг		0,480	0,51	0,276	0,0493	0,039	0,2917	1,35	0,198	96,7463	99,923
Итого, %		0,481	0,51	0,277	0,0494	0,039	0,2925	1,35	0,199	96,747	100

*сера и летучие кокса переходят в статью улета, зола кокса переходит в шлак, этими составляющими можно пренебречь, так как их величина слишком мала

3.5 Период расплавления и окислительный период

Плавку ведем с применением железной руды и технического кислорода. Условно принимаем, что технический кислород расходуется лишь на реакцию окисления углерода и железа, а остальные окислительные реакции идут за счет закиси железа железной руды.

В период расплавления и окислительный период окисляются следующие элементы:

1) углерод окисляется на ?С = ?СР + ?СОП = 0,1 + 0,3 = 0,4 % или

;

2) кремний окисляется полностью - 0,276 кг;

3) марганец окисляется на 55 - 70%. Принимаем - 65%, или

кг

4) сера, никель, молибден полностью переходят в металл;

5) фосфора в готовом металле должно быть 0,007%. Следовательно, нужно окислить ?Р = 0,039 - 0,007. = 0,032 %, или

(16)

6) железо окисляется на 2 - 4 %. Принимаем - 3%, или

По практическим данным около 90% железа окисляется до Fe2O3 и испаряется в зоне электрических дуг, около 10% окисляется до FeO и Fe2O3 и переходит в шлак, причем задаемся соотношением FeO/Fe2O3 - 2 - 4. Принимаем FeO/Fe2O3 - 3, т.е. из 10% окислившегося железа в шлак 7,5 % железа окисляется до FeO, а 2,5% железа - до Fe2O3.

Таким образом, в шлак переходит

кг Fe

Из этого количества окисляется

до FeO кг;

до Fe2O3 кг.

В зоне электрических дуг испаряется

кг Fe и Fe2O3.

В таблице 7 приводится необходимое количество закиси железа для окисления указанных элементов и количество образовавшихся оксидов.

В таблице 8 приводится необходимое количество кислорода для окисления углерода и железа шихты и количество образовавшихся оксидов.

Таблица 7 - Количество закиси железа (FeO) и образовавшихся окислов

Реакция окисления	Количество окислившегося элемента	Потребное количество FeO, кг	Количество образовавшегося оксида, кг	Количество восстановленного в металл железа. кг
[Mn] + (FeO) = (MnO) + [Fe]	0,3315
[Si] + 2(FeO) = (SiO2) + 2[Fe]	0,276
2[P] + 5FeO = (P2O5) + 5[Fe]	0,032
Итого:	? FeO = 2,039		? Fe = 1,569

Таблица 8 - Количество кислорода и образовавшихся оксидов

Реакция окисления	Количество окислившегося кислорода, кг	Необходимое количество кислорода, кг	Количество образовавшегося оксида, кг
[C] + (FeO) = {CO} + [Fe]	0,399
Fe + 1/2O2 = FeO	0,22
2Fe + 3/2O2 = Fe2O3	0,07
	2,61	1,12	3,73
	Итого:	? О2 = 1,742

3.6 Определение количества шлака окислительного периода и периода расплавления

Одной из задач окислительного периода является удаление фосфора из металла. По существующей технологии около 80% Р удаляется из металла в период расплавления, а остальное количество - в начале окислительного периода.

Диаграмма, характеризующая зависимость lg от содержания закиси железа в шлаке и от основности шлака, выраженной отношением CaO/SiO2, приведена у А.Д.Краморова [1].

Коэффициент распределения фосфора между шлаком и металлом выражается следующим соотношением

(17)

где (Р2О5)/[P]2 - коэффициент распределения между металлом и шлаком;

РИСХ - содержание фосфора в шлаке, %;

[P] - содержание фосфора в готовом металле, %;

ШО.П. - количество шлака, % (от веса металла).

Принимаем СаО/SiO2 = 2,7; FeO = 1,4%; t = 1650 ?С.

Согласно данным [1] получаем Р2О3/[P]2 = 15848,9

Из выражения (17) определяем количество шлака. Принимаем РИСХ = 0,039 %; [P] = 0,007%, имеем

кг. (18)

1.7 Определение состава шлака окислительного периода

Для упрощения расчета принимаем, что шлак в основном состоит из оксидов примесей, для хорошей дефосфорации приняли, что (FeO) = 14 %, а основность шлака CaO/SiO2 = 2,7.

По практическим данным около 10% MgO из подины перейдет в шлак, т.е.

(19)

Количество (MnO), (P2O5), (Fe2O3) приведено в таблице 7 и 8. Количество (FeO), (MgO), содержащиеся в шлаке:

кг (20)

кг. (21)

Так как основность шлака CaO/SiO2 = 2,7, содержание СаО в шлаке можно выразить СаО = 2,7 SiO2. Таким образом, получаем из уравнения (19)

;

кг, кг.

Данные о приближенном весовом количестве и химическом составе шлака окислительного периода приведены в таблице 9.

Таблица 9 - Приближенный состав шлака окислительного периода

Окисел	CaO	SiO2	MnO	FeO	Fe2O3	P2O3	MgO	Итого
Вес, кг %	6,15 49,99	2,28 18,54	0,428 3,48	1,968 15,9	0,144 1,17	0,073 0,59	1,23 10	12,3 100

3.8 Определение расхода извести и кварцита

В результате окисления кремния (таблица 7) в состав шлака входит 0,591кг. Следовательно, присадкой кварцита необходимо внести кремнезема 2,28 - 0,591 = 1,689кг. Тогда расход кварцита Gкв. (в кварците содержится 98% SiO2) (таблица 2) для обеспечения заданной основности шлака равен

кг. (22)

Расход извести Gизв. (в извести содержится 92% СаО) (смотри таблицу 2) для обеспечения заданной основности шлака равен

кг. (23)

3.9 Определение расхода железной руды

Для поддержания в шлаке FeO = 16% требуется 1,04 кг FeO, но в шлаке уже есть 0,28 кг FeO (смотри таблицу 8). Следовательно, потребность в FeO составляет: (FeO) = 1,04 - 0,28 = 0,76 кг. При окислении элементов Mn, Si, Р тратится 2,039 кг FeO (смотри таблицу 7). Таким образом, общая потребность в FeO равна: FeO = 0,76 + 2,039 = 2,799 кг. Необходимое количество FeO вносится железной рудой, химический состав которой приведен в таблице 3.

В пересчете на Fe2O3 по реакции

(Fe2O3)ж.р.+ [Fe] = 3(FeO) (24)

потребуется следующее количество Fe2O3:

кг.

Необходимо в печь присадить железной руды

кг. (25)

3.10 Определение состава металла конца окислительного периода

Для определения состава металла в конце окислительного периода используются данные таблиц 6 - 8.

Химический состав металла в конце окислительного периода приведен в таблице 10.

Таблица 10 - Химический состав металла в конце окислительного периода

Элемент	Внесено шихтовыми материалами, кг	Окислилось в период плавления и окислительный период, кг	Осталось в конце окислительного периода, кг	Состав, %
C Si Mn P S Cu Ni Mo Fe	0,480 0,276 0,510 0,039 0,0493 0,2917 1,35 0,198 96,746	0,399 0,276 0,3315 0,032 - - - - 2,9	0,081 - 0,1785 0,007 0,0493 0,2917 1,35 0,198 93,846+1,569 (?Fe таблица 7) ?97,68	0,083 - 0,18 0,007 0,05 0,30 1,38 0,203 97,68 ?100,00

Восстановительный период плавки проводим под белым шлаком. По окончании окислительного периода начисто убираем шлак окислительного периода.

3.11 Определение количества шлака восстановительного периода

Количество шлака определяем, исходя из задачи десульфурации. Необходимо удалить из металла такое количество серы, чтобы остаток ее не превышал содержание серы в готовом металле в соответствии с ГОСТ.

Принимаем [S]г.м. = 0,010%. В конце окислительного периода металл содержал 0,05% серы (смотри таблицу 10). Таким образом необходимо удалить 0,05 - 0,010 = 0,40 %S. Это количество соответствует

кг (26)

Коэффициент распределения серы между шлаком и металлом составляет 15 - 40, а в наиболее благоприятных условиях достигает 60. Для промышленной электропечи можно принять коэффициент распределения серы между шлаком и металлом

(27)

Шлак должен содержать серы

(S) = ns•[S] = 40•0,010 = 0,40 %. (28)

Отсюда количество шлака восстановительного периода Шв.п.

кг (29)

В восстановительный период частично окисляются из металла переходящим через печь воздухом железо и марганец. Для упрощения расчета пренебрегаем окислением марганца. На основании практических данных в нераскисленном шлаке восстановительного периода содержится 5 - 7 % FeO. Принимаем (FeO)в.п.= 6%, т.е.

кг. (30)

По практическим данным шлак восстановительного периода наводится из шлаковой смеси (Gшл.см.), в состав которой входят известь, плавиковый шпат, шамот в соотношении 5:1:1

Gшл.см. = Шв.п. - GFeO = 9,75 - 0,585 = 9,16 кг. (31)

Следовательно, в шлаковой смеси содержится

кг,

кг,

кг.

3.12 Определение состава шлака восстановительного периода

При определении состава шлака восстановительного периода учитываем только основные составляющие, вносимые шлакообразующими.

Данные о приближенном составе и количестве шлака восстановительного периода приведены в таблице 11.

Таблица 11 - Приближенный состав шлака восстановительного периода

Источники поступления	Количество, кг	CaO	SiO2	FeO	MnO	CaF2	S	Al2O3	?
Известь Шамот Плавиковый шпат* Окисление воздухом Поступает при десульфурации Итого Состав, %	6,54 1,31 1,31 0,585	6,02 - - - - 6,02 62,4	0,16 0,82 0,05 - - 1,03 10,67	- - - 0,585 - 0,585 6,06	0,21 - - - - 0,21 2,18	- - 1,24 - - 1,24 12,85	- - - - 0,039 0,039 0,40	0,065 0,46 - - - 0,525 5,44	9,65 100

*Считать, что CaF2 полностью переходит в шлак

3.13 Определение количества раскислителей и легирующих

При плавке с восстановительным периодом феррохром вводят сразу после скачивания окислительного шлака перед вводом шлакообразующих. Рафинирование металла целесообразно начинать с глубинного раскисления металла сильным раскислителем, присаживаемым на зеркало металла (Si, Al, АМС). После этого наводят восстановительный шлак, который с самого начала интенсивно обрабатывают углеродом и кремнием.

Потребность в раскислителях и легирующих определяется по формуле

(32)

где Gфер. - количество необходимого ферросплава, кг;

[X]к.о.п. - содержание легирующего элемента в металле в конце окислительного периода, % (смотри таблицу 10);

[X]фер. - содержание легирующего элемента в ферросплаве, % (смотри таблицу 3);

? - коэффициент усвоения легирующего элемента из данного ферросплава.

В излагаемом расчете принимаем, что осадочное раскисление проводим силикомарганцем марки СМн 20, диффузионное раскисление осуществляем порошком ферросилиция марки ФС 75 и порошком кокса, а окончательное раскисление осуществляется алюминием, подаваемым на штангах в металл за 2 - 3 минуты до выпуска.

Используя выражение (32), определяем необходимое количество силикомарганца из расчета получения в готовом металле [Mn]г.м. = 0,75. Вес металла Gмет. условно принимаем равным весу металла в конце окислительного периода (таблица 10). Принимаем MnСМн = 70,0% (таблица 3), ?Mn = 97,0 (таблица 4)

(33)

Силикомарганец вносит в металл также и кремний, причем по практическим данным принимаем, что 30 % кремния силикомарганца расходуется на раскисление, а 70 % кремния используется для легирования металла, т.е. ?Si = 70 %.

Определяем содержание кремния в металле, внесенного полученным количеством силикомарганца, принимаем SiCMn20 = 24 % (таблица 3):

(34)

Определяем количество феррохрома марки ФХ800Б, необходимого для легирования металла хромом из расчета получения в готовом металле [Cr]г.м. = 0,85%. Принимаем CrФХ800 = 70,0 % (таблица 3), ?Cr = 98 % (таблица 4).

(35)

Феррохром вносит в металл некоторое количество кремния. Принимаем [Si]ФХ800 = 1,8%, условно принимаем ?Si = 0,7. Определяем полученное в металле содержание кремния при присадке феррохрома

(36)

Таким образом, силикомарганец и феррохром внесут в металл кремния [?Si]мет. = 0,14+0,015=0,155%.

Расход порошкообразного определяем, исходя из получения в готовом металле [Si]г.м.= 0,28%. При этом принимаем, что SiФС75 = 75% (таблица 3), ?Si = 50%, т.е. 50% кремния ферросилиция расходуется на раскисление (диффузионное), а 50% - на легирование металла.

(37)

По практическим данным расход кокса на раскисление шлака 1 - 2 кг на 1 т металла. Принимаем расход кокса (gк) - 1,0 кг/т. Необходимое количество кокса

(38)

Результаты раскисления шлака восстановительного периода приведены в таблице 12.

Таблица 12 - Раскисление шлака коксом и ферросилицием

Реакция	Расход раскислителя, кг	Восстанавливаются закиси железа, кг	Переходит в металл и остается в шлаке при раскислении, кг
(Feo)+CK= =[Fe]+{CO} 2(FeO)+SiФС=2[Fe]+(SiO)2		?FeO = 0,33	?Fe = 0,26

Примечание - коэффициент усвоения углерода кокса при диффузионном раскислении, по практическим данным принимаем = 30 %; - коэффициент усвоения кремния ферросилиция при диффузионном раскислении, по практическим данным принимаем =30 %

Уточненный состав шлака восстановительного периода определяем, используя данные таблиц 11 и 12. Уточненный состав шлака восстановительного периода приведен в таблице 13.

Таблица 13 - Уточненный состав шлака восстановительного периода

Источники поступления	CaO	SiO2	FeO	MnO	CaF2	S	Al2O3	?
Предварительный состав шлака (таблица 11) Восстановились из шлака Образовалось в шлаке	6,02	1,03 0,1	0,585 0,33	0,21	1,24	0,039	0,525	9,65
Итого Состав, %	6,02 63,9	1,13 12	0,255 2,7	0,21 2,23	1,24 13,17	0,039 0,41	0,525 5,59	9,419 100,0

По практическим данным за 2 - 3 минуты до выпуска в металл вводят алюминий в количестве 0,5 - 0,6 кг/т для среднеуглеродистых сталей. В нашем случае принимаем расход алюминия (gAl) равным 0,6 кг/т

Количество основных элементов, вносимых раскислителями и легирующими, приведено в таблице 14.

Таблица 14 - Количество элементов, вносимых ферросплавами

Наименование ферросплава	Элемнт
	Si	Mn	Cr	Fe
Силикомарганец СМн 20 Ферросилиций ФС75 Феррохром ФХ 800 Б		Не учитываем -	- -
	0,272кг	0,558кг	0,823кг	0,371кг

Примечание. Принимаем, что железо ферросплавов полностью переходит в металл. Переход в металл серы, углерода, фосфора для упрощения расчета не учитывается

3.14 Определение состава готового металла

При расчете шихтовки по углероду было определено, что ?Свн = 0,097%. Что соответствует

(39)

При окислении железа воздухом, проходящим через печь, имеет место реакция

(40)

Из металла окислится железо в количестве (GFeO)

 (41)

Состав готового металла определяем, используя данные таблиц 10, 12, 14. Составляющие металла приведены в таблице 15.

Таблица 15 - Химический состав готового металла

Источник поступления	Элемент
	C	Si	Mn	Ni	Mo	P	Cu	Cr	S	Fe
Количество элементов в конце окислительного периода, кг Внесено элементов ферросплавами Удалено в восстановительный период, кг Итого: Состав, %	0,081 0,097 0,178 0,179	- 0,272 0,272 0,273	0,179 0,558 0,737 0,740	1,35 - 1,35 1,36	0,198 - 0,198 0,198	0,007 - 0,007 0,007	0,292 - 0,292 0,292	- 0,823 0,823 0,825	0,049 - 0,039 0,01 0,01	95,415 0,371 0,26 0,45 95,596 ?99,573 95,833 ?100,0

3.15 Определение расхода шихтовых материалов на 1 тонну стали

Расход шихтовых материалов определяется

(42)

где Gш.м. - количество шихтовых материалов, кг;

Gг.м. - вес готового металла, кг.

Металлический лом:

Кокс:

Ферромолибден:

Никель:

Известь:

Кварцит:

Шамот:

Плавиковый шпат:

Газообразный технический кислород:

Железная руда:

Силикомарганец:

Ферросилиций:

Феррохром:

Алюминий:

СПИСОК ИСПОЛЬЗОВАННЫХ ИСТОЧНИКОВ

1. Электрометаллургия стали и ферросплавов / Под ред. Д.Я. Поволоцкого., М Металлургия, 1984. - 427с.

2. Еднерал Ф.П., Филлипов А.Ф. Расчеты по электрометаллургии стали и ферросплавов. - М.; Металлургиздат, 1963. - 230с.

3. Рысс И.Д. Производство ферросплавов. - М.; Металлургия, 1985. - 332с.

4. Методические указания к выполнению курсовой работы по курсу «Металлургия черных металлов». ЮФ ТПУ,1998г.

Размещено на Allbest.ur