Технология выплавки стали в основных электродуговых печах

Подготовка печи к плавке

Огнеупорная футеровка печи изнашивается и для поддержания ее в рабочем состоянии необходимо регулярно ремонтировать наи­более пострадавшие участки ее. Поэтому после каждой плавки печь тщательно осматривают, подину прощупывают железным штырем, выявляют все поврежденные места и принимают меры по устранению обнаруженных разрушений.

Сразу же после выпуска плавки печь необходимо очистить от остатков шлака и металла. Систематическое накопление остатков шлака на подине приводит к ее зарастанию и уменьшению объема ванны, в результате чего уровень зеркала металла поднимается, а это затрудняет ведение процесса (металл труднее перемешивать, печь нельзя наклонять для схода шлака самотеком) 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.

Наличие остатков металла на подине также недопустимо, особенно при переходе на выплавку стали другой марки или при плохом состоя­нии подины. В случае смены марки выплавляемой стали остатки металла могут явиться причиной непопадания в заданный состав металла, например по никелю, хрому, молибдену и т.д. Наличие остатков не дает также возможности проводить качественный ре­монт подины, так как оно препятствует свариванию заправочных материалов с футеровкой. После расплавления металла заправочный материал всплывает, и это приводит к загущению шлака и дальнейшему разрушению подины.

При значительных повреждениях подины, когда удаление остат­ков металла становится затруднительным, следует очистить задний откос, заправить его и наклонить печь в сторону разливочного пролета.

После застывания металла на заднем откосе печь необходимо поставить в нормальное положение и приступить к очистке. После заправки печи удаляют замороженный металл.

Остатки шлака и металла удаляют металлическими скребками вручную. Это очень тяжелая операция, тем более, что ее выполняют под прямым тепловым излучением футеровки и по возможности быстро, пока шлак и металл не застыли, а футеровка достаточно разогрета для сваривания с заправочным материалом.

В печи сохраняется меньше остатков шлака и металла, если футеровка постоянно поддерживается в хорошем состоянии, откос в районе выпускного отверстия достаточно пологий и хорошо раз­делывается выпускное отверстие.

Для более полного слива шлака перед выпуском плавки его целесообразно разжижать.

В случае сильного зарастания подины для восстановления ее прежних размеров специально назначают плавку стали неответ­ственной марки, выплавляемой с полным окислением. На подину заваливают руду и в окислительный период проводят интенсивное кипение, что приводит к размыву футеровки и восстановлению раз­меров ванны.

Поврежденные участки футеровки после удаления остатков шлака и металла заправляют. Поврежденные места подины и откосов заправляют сухим магнезитовым порошком, а места наибольших повреждений — порошком, смоченным в жидком стекле. Наиболее пригоден для заправки специальный мелкозернистый порошок при размере зерна 0—1,5 мм без включений извести и доломита (белые и серые зерна). В состав заправочных смесей иногда включают раз­молотый бывший в употреблении магнезитовый кирпич. Для заправки печей, в которых выплавляют хромистые стали, в состав заправочных смесей может входить хромистая руда и молотый хромомагнезито­вый кирпич.

После значительного ремонта подины для ее закрепления следует провести плавку без окисления при сравнительно низкой тепловой нагрузке.

Заправку печей небольшой емкости осуществляют, как правило, вручную лопатами, а передний откос — специальной ложкой. Для механизированной заправки средних и крупных печей предложено несколько конструкций заправочных машин. В рабочее простран­ство печи машины опускают краном сверху либо вводят через рабо­чее окно.

Следует, однако, отметить, что механизированной заправке свойствен ряд недостатков и оптимальный способ механизации этого процесса пока не найден. Одни машины (например, дисковые, пнев­матические, разбрасывающие порошок из мульды) не обеспечивают избирательного ремонта отдельных участков, разбрасывая равно­мерно порошок по всему периметру печи. В результате расход маг­незита увеличивается, а поврежденные места приходится дополни­тельно заправлять другими способами, часто даже вручную. Другие (пневматическая, забирающая порошок из бункера) обеспечивают локальность ремонта, но сжатый воздух сильно охлаждает футеровку, особенно там, куда подается заправочный материал и где для его сваривания с футеровкой требуется высокая температура.

После заправки следует тщательно осмотреть стены и свод печи и выполнить необходимый ремонт.

При назначении марки стали для выплавки необходимо учитывать состояние футеровки печи. К концу ее кампании нельзя назначать выплавку стали, осуществляемую с повышенной тепловой нагруз­кой как по температурному режиму, так и по продолжительности.

При значительном расхождении составов предыдущей и предстоя­щей плавок нужно назначить плавку стали промежуточного состава. Выплавку легированной конструкционной стали можно осуществлять начиная с третьей, а стали ответственного назначения — с пятой плавки после полного ремонта стен.

Завалка (загрузка) шихты в печь

На современных электропечах загрузка шихты осуществляется сверху при помощи загрузочных бадей. Старые печи загружают, пользуясь мульдами. В первом случае вся шихта загружается в один-два приема и независимо от емкости печи длительность загрузки составляет 5— 10 мин. Длительность завалки в случае использования мульд зависит от насыпной массы шихты и емкости печи. Завалка мульдами печи емкостью 40 т продолжается 40—50 мин. Для убы­стрения завалки, когда представляется возможным, старые печи реконструируют и переводят на завалку сверху.

Быстрая завалка позволяет сохранить тепло, аккумулированное кладкой печи, в результате чего сокращается продолжительность плавления, уменьшается расход электроэнергии и электродов и уве­личивается стойкость футеровки.

При завалке сверху порядок укладки шихты в бадье предопределяет расположение ее в печи. Для предохранения подины от уда­л и в крупных падающих кусков на дно бадьи желательно загружать  небольшое количество мелкого лома. Наиболее крупную шихту догружают вперемежку с шихтой средних размеров в центральную часть бадьи так, чтобы в печи крупные куски оказались непосредственно под электродами. По периферии распределяют куски средих размеров, а сверху засыпают мелочь.

Такая последовательность загрузки бадьи обеспечивает наиболее плотную укладку шихты в печи, что очень важно для стабильного горения дуг. Наличие сверху мелочи обеспечивает в начале плавле­ние 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.

Для достижения оптимальной укладки шихта должна состоять 35—40% из крупного лома, 40—45% среднего и 15—20% мелкого, причем примерно половину мелочи нужно загружать вниз, а вторую половину  -поверх остальной завалки.

При наличии в шихте легирующих элементов их надо располагать таким образом, чтобы обеспечивалась максимальная скорость их плавления и минимальный угар. Тугоплавкие металлы, такие как ферромолибден или ферровольфрам, следует загружать в централь­ную часть бадьи. Легкоплавкие металлы, например никель, в зоне дуг интенсивно испаряются. Для уменьшения потерь их целесообразно загружать ближе к откосам.

Содержание углерода в шихте должно быть на 0,4—0,6% выше нижнего предела в стали заданной марки. Недостающее количество в шихте углерода вводят используя для этого соответствующие присадки углеродсодержащих материалов — чугун, кокс и электрод­ный бой. В результате введения чугуна в металле увеличивается содержание фосфора, поэтому чугуном пользуются только на плавках с полным окислением и дозируют его в количестве не более 20% от массы шихты. Чугун характеризуется низкой температурой плавления, поэтому его загружают вместе с мелким ломом поверх всей завалки. Кокс и электродный бой для лучшего усвоения за­гружают поверх первой порции мелкого лома.

Для раннего образования шлака, предохраняющего металл от окисления, и для дефосфорации в процессе плавления в завалку вводят известь в количестве 2—3%. В зависимости от состояния подины известь загружают либо на подину, либо после на часть ранее загруженной металлической шихты. Для дефосфорации ме­талла уже в период плавления на плавках с полным окислением в завалку дают 1,0— 1,5% железной руды. При зарастании подины руду засыпают непосредственно на подину, в остальных случаях ее загружают в бадью поверх части металлической шихты.

В случае мульдовой завалки последовательность загрузки должна обеспечивать такой же порядок распределения шихты в печи, как и при бадьевой загрузке. С целью сокращения длительности загрузки ее целесообразно осуществлять двумя завалочными машинами.

Плавление шихты

Главная задача этого периода плавки — как можно быстрее перевести металл в жидкое состояние.

Длительность периода плавления зависит от емкости печи, уста­новленной мощности трансформатора, состава выплавляемой стали, электрического режима и ряда других факторов. Абсолютная про­должительность этого периода изменяется от одного до четырех часов, что составляет одну-две трети длительности всей плавки. В большинстве случаев это самый продолжительный период плавки. Учитывая отсутствие каких-либо технологических ограничений в фор­сировании плавления шихты, следует признать, что в сокращении плавления имеются большие резервы увеличения производитель­ности печей. Технически обоснованной является длительность плавле­ния в печах любого тоннажа, не превышающая 1,0—1,5 часов.

Большое тепловосприятие ванны в период плавления позволяет в этот период работать с максимальной мощностью и при максималь­ном напряжении на дуге (в рациональных, конечно, пределах). Лишь в самом начале плавления, когда дуги открыты и расположены высоко (рисунок 1, а), излучение длинных дуг может привести к пере­греву футеровки свода и стен. Поэтому в первые минуты рекоменду­ется применять более низкое напряжение. После образования ко­лодцев дуги оказываются экранированными шихтой, что позволяет перейти к плавлению при максимальных напряжении 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 ее 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. В этом случае расплавление с самого начала можно вести на максимальной мощности.

Дуги прожигают в твердой шихте колодцы диаметром на 30—40% больше диаметра электродов. В процессе прожигания колодцев тепловосприятие шихты максимально, так как дуга горит непосред­ственно в твердой шихте, а боковое излучение дуг воспринимается стенками колодцев. Через 30—40 мин, считая от начала плавления, электроды опускаются в крайнее нижнее положение — до поверх­ности скопившегося на подине жидкого металла (рисунок 1, б). С этого момента скорость плавления несколько замедляется, так как тепло аккумулируется в основном жидким металлом, он перегревается и в нем растворяется твердая шихта. Лишь небольшая часть тепла дуги передается твердой шихте излучением на стенки колодцев.

а — начало плавления, б — проплавление колодца; в — конец плавления

Рисунок 1 – Этапы плавления шихты

Для более быстрого расплавления шихты после прожигания колодцев современные крупные печи оборудуют механизмом вра­щения ванны. Это позволяет прожигать не три, а девять колодцев, в результате чего скорость плавления на вращающихся печах выше, чем на печах со стационарной ванной. Однако усложнение конструк­ции печи, перерывы в ее работе, вызываемые подъемом электродов и свода на время вращения ванны, а также большие тепловые по­тери, связанные с охлаждением свода и электродов, ставят под сом­нение целесообразность вращения ванны.

Ускорение плавления шихты вне зоны действия дуг может быть достигнуто применением газо-кислородных горелок. При их исполь­зовании продолжительность плавления и расход электроэнергии сокращаются примерно на 15—20%, хотя общий расход топлива на плавку несколько увеличивается. Положительный экономический эффект достигается вследствие более низкой стоимости топлива по сравнению со стоимостью электроэнергии и электродов, а также в результате увеличения производительности печи.

Водоохлаждаемые газо-кислородные горелки в рабочее простран­ство вводят либо тангенциально и под углом примерно 15° к горизонту через отверстия в стенах либо через свод (рисунок 2). Тангенци­альное расположение горелок менее удобно, так как они быстро забрызгиваются шлаком. Сводовые горелки в окислительный период используют как фурмы для вдувания кислорода. В период плавле­ния для предотвращения чрезмерного окисления шихты соотноше­ние между кислородом и газом поддерживается в пределах 1,0— 1,5.

Для сокращения периода плавления на некоторых заводах практи­куют предварительный подогрев шихты в бадьях до 400—700°С газо-кислородными горелками. Удельные энергетические затраты на плавку в стоимостном выражении могут быть при этом снижены на 15—25%. Однако этот процесс широкого распространения не получает из-за трудностей его осуществления в крупных высоко­ производительных цехах.

Рисунок 2 – Схема расположения боковых (а) и сводовых (б ) газо-кислородных горелок

Широко пользуются интенсификацией в период плавления при помощи газообразного кислорода, вводимого через водоохлаждае­мую фурму или футерованные трубы (d = 3/4?) непосредственно в жидкий металл. Выделение значительного количества тепла при окислении железа, марганца, кремния, углерода и других примесей способствует быстрому повышению температуры жидкого металла (таблица 1) и растворению в нем оставшейся шихты.

Таблица 1 – Тепловой эффект и расчетное повышение температуры ванны при окислении 1% элемента  газообразным кислородом

Чем раньше начать продувку, тем больше интенсивность пла­вления, но вместе с тем и больше угар железа и окисляемых элемен­тов. Применение кислорода для интенсификации оправдано, если стоимость кислорода и повышенный угар компенсируются экономией от ускоренного плавления.

В период плавления кислород целесообразно также применять для подрезки шихты. В процессе плавления отдельные куски шихты свариваются между собой, образуя мосты. При растворении нижних кусков может произойти обвал шихты и вызвать поломку электродов. Часть шихты застревает на откосах и не растворяются в жидкой ванне, а ее расплавление требует значительного времени. И в том и в другом случае необходимо шихту периодически обваливать. Обычно это делается с помощью завалочной машины, но при этом печь прихо­дится отключать, поднимать электроды и через рабочее окно вводить на хоботе завалочной машины мульду и, пользуясь ею, обваливать шихту.

Эта операция значительно упрощается при подрезке шихты кисло­родом. Для этого струю кислорода направляют под основание за­стрявших кусков шихты, они оплавляются и шихта погружается в расплавленный металл.

В процессе плавления происходит окисление примесей, вносимых шихтой. Практически полностью окисляются алюминий, титан, кремний, значительное количество хрома, марганца и других примесей. С целью сокращения длительности окислительного периода в период плавления целесообразно создавать условия, благоприят­ные для окисления фосфора. Для этого количество руды и извести в завалку надо рассчитывать таким образом, чтобы к концу периода плавления основность шлака была более 1,6, а содержание закиси железа превышало 12%. При соблюдении этих условий в период плавления окислится более половины внесенного шихтой фосфора.

После полного расплавления шихты и тщательного перемеши­вания ванны отбирают пробу металла на полный химический анализ и на 3/4 скачивают шлак, вместе с которым удаляется значительная часть окислившегося фосфора. В случае получения в первой пробе пониженного содержания углерода шлак скачивают начисто и, поль­зуясь коксом или электродным боем, проводится науглероживание металла. Затем в печь присаживают известь с плавиковым шпатом в количестве 1,5—2,0% от массы металла и после их растворения приступают к окислительному периоду.

Окислительный период

В окислительный период необходимо реализовать следующие основные мероприятия:

1. понизить содержание фосфора ниже допустимых пределов в готовой стали;
2. возможно полнее удалить растворенные в металле газы (водород и азот);
3. нагреть металл до температуры, на 120— 130° С превышающей температуру ликви­дуса;
4. привести ванну в стандартное по окисленности состояние.

Одновременно окисляются другие примеси: углерод, кремний, мар­ганец, хром и др. Если плавка ведется, минуя восстановительный период, в окислительный период нужно также удалить серу из металла до содержания ниже допустимого предела.

Окисление фосфора осуществляют присадками железной руды с известью. Начинать присадку руды следует после предваритель­ного подогрева металла, чтобы сразу же после введения руды началось окисление углерода и кипение металла. Руду и известь надо давать равномерными порциями, поддерживая энергичное кипение металла. Шлак в этот период должен быть пенистым, жидкоподвиж­ным и самотеком сходить через порог рабочего окна.

Обеспечение самопроизвольного стекания и обновления шлака необходимо для эффективного удаления фосфора. По мере окисления углерода повышается температура плавления металла и уменьшается скорость окисления углерода. Скорость окисления к концу окисли­тельного периода уменьшается почти в два раза: примерно с 0,6% в начале периода до 0,3% С/ч в конце. Для поддержания энергич­ного кипения необходимо повышать температуру металла, что затруд­няет окисление фосфора, и поэтому снижения содержания фосфора в металле можно достигнуть лишь при постоянном обновлении шлака.

Присаживать очередную порцию руды и извести необходимо при уменьшении интенсивности кипения металла, образовавшегося из предыдущей порции руды. Введение крупных порций руды неже­лательно, так как это может вызвать охлаждение металла и кипение будет слабым. Избыток в ванне непрореагировавшей руды при последующем повышении температуры может вызвать очень бурное окисление углерода и привести к выбросу металла и шлака из печи. Во избежание этого руду надо присаживать так, чтобы скорость окисления углерода поддерживалась в пределах 0,4—0,6 % в начале пе­риода и 0,2—0,3 % С/ч в конце.

Для контроля за ходом окислительных процессов регулярно через каждые 5—10 мин отбирают пробы металла, в которых про­веряют содержание фосфора и углерода. При содержании фосфора менее 0,020%, если не оговорено его более низкие концентрации, окисление рудой можно прекратить. Правильно организованный температурный режим окислительного периода, постоянное обновле­ние шлака при поддержании его основности в пределах 2,7—3 и вы­соком содержании в нем закиси железа (15—20%) позволяют безособых затруднений понизить содержание фосфора до 0,010—0,012 % и менее.

Кроме режима фосфора, в окислительный период регламенти­руется режим углерода. Технологическими инструкциями пре­дусматривается, чтобы за период кипения было окислено не менее 0,3% углерода при выплавке высокоуглеродистой стали, содержа­щей 0,6% углерода и более, и не менее 0,5% при выплавке средне­углеродистой и низкоуглеродистой стали. В случае крупных печей эти количества могут быть несколько уменьшены. Окисление такого количества углерода необходимо для дегазации металла. Интенсив­ное кипение ванны, вызванное окислением углерода, является един­ственным эффективным средством снижения содержания азота в элек­тропечи, причем эффективность дегазации возрастает с увеличением скорости окисления углерода.

Поэтому после понижения до необходимых значений концентра­ции фосфора окисление углерода целесообразно интенсифицировать. Очень высокие скорости выгорания углерода позволяет получить продувка металла газообразным кислородом. Так, в печи емкостью 40т и при расходе кислорода 1200 м³/ч скорость окисления углерода составляет 3—4% С/ч при содержании его в пределах 0,9— 1,0% и 0,7—0,8% С/ч при содержании 0,20% С, причем надо иметь в виду, что скорость обезуглероживания возрастает с увеличением интен­сивности продувки.

Окисление углерода газообразным кислородом позволяет сокра­тить длительность периода, благодаря чему при расходе кислорода 4—7 м³/т на 5—10% увеличивается производительность печей и на 5— 12% снижается расход электроэнергии.

Для уменьшения угара железа продувку ванны кислородом следует начинать после нагрева металла и проводить ее при вклю­ченной печи. После начала окисления углерода вследствие большого теплового эффекта этой реакции  температура металла быстро возрастает, поэтому в момент появления пламени печь необ­ходимо отключить.

В процессе продувки отбираются пробы металла, в которых конт­ролируется содержание углерода. К концу продувки содержание углерода должно быть немного ниже нижнего предела для заданной марки, в результате чего с учетом вносимого ферросплавами угле­рода и науглероживания от электродов обеспечивается получение заданного содержания его в металле. Однако, чтобы предотвратить переокисление металла, содержание углерода к концу окисления не должно быть ниже 0,1%, за исключением случая выплавки стали, в которой углерод является нежелательной примесью. Для стали таких марок ГОСТами устанавливается только верхний предел со­ держания углерода.

Режим марганца в окислительный период обычно не регламенти­руется. Реакция окисления марганца в окислительный период близка к равновесию, поэтому нормальный ход плавки с необходи­мым повышением температуры к концу периода сопровождается восстановлением марганца из шлака.

В окислительный период окисляется и хром, причем значитель­ное его количество окисляется еще в процессе плавления. Скачива­ние шлака в период плавления и постепенное его обновление в тече­ние окислительного периода способствуют 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.

И тем не менее иногда с целью использования содержащихся в шихте никеля и молибдена в завалку дают некоторое количество хромо­никелевых и хромоникельмолибденовых отходов в таком количестве, чтобы содержание хрома в первой пробе не превышало 0,4%.

Интенсификация окисления газообразным кислородом позволяет быстро поднять температуру металла до необходимого уровня. Однако при продувке кислородом металл легко и перегреть, что нежелательно, так как перегрев отрицательно влияет на состояние футеровки, ухудшает условия дефосфорации и может привести к увеличению в металле содержания азота. Поэтому при продувке нельзя допускать перегрева ванны, охлаждая ее при необходимости железной рудой.

Достижением нужного содержания фосфора, углерода и необ­ходимой температуры исчерпываются основные задачи окислитель­ного периода. После присадки последней порции руды или оконча­ния продувки кислородом, делают выдержку в течение не менее 10 мин, во время которой отбирают пробу на анализ и замеряют тем­пературу металла. Общая продолжительность окислительного пе­риода составляет 40—70 мин, а в случае применения газообразного кислорода она может быть сокращена до 30 мин.

Длительность окислительного периода определяется в основном скоростью окисления фосфора. На некоторых заводах для ускорения этого процесса вместе с кислородом вводят смесь порошков извести и плавикового шпата. Порошкообразные материалы в зоне реакции снижают перегрев металла и создают благоприятные условия для окисления фосфора, в результате чего длительность окислительного периода может быть дополнительно сокращена.

В окислительный период удаляется 40—60% серы, вносимой шихтой. Успешной десульфурации способствует высокая основность шлака (не менее 2,7—2,8) и его постоянное обновление. Благоприятные условия для удаления серы в окислительный период создаются при введении вместе кислородом порошкообразной извести.

Раскисление. Восстановительный период

По окончании окислительного периода сталь раскисляют. При этом возможны два варианта выполнения этой технологической операции:

1. глубинное раскисление без наводки восстановитель ного шлака, т. е. без восстановительного периода;
2. раскисление в восстановительный период.

Глубинное раскисление без скачивания окислительного и наводки восстановительного шлака начали применять в последние годы и толч­ком к развитию этого метода послужило значительное увеличение мощности печных трансформаторов, которая в восстановительный период используется в малой степени. Минуя восстановительный период выплавляют главным образом углеродистую и низколеги­рованную конструкционную сталь.

При выплавке стали под одним шлаком (без наводки восстанови­тельного шлака) после окончания окислительного периода в печь присаживают кусковой 45%-ный или 75%-ный ферросилиций (0,1%) и ферромарганец из расчета получения среднего заданного содержа­ния марганца в металле. Затем при выплавке хромсодержащей стали в печь присаживают феррохром из расчета получения среднего задан­ного содержания хрома в стали. Длительность раскисления в печи составляет 10—20 мин, после чего сталь выпускают в ковш, где ее окончательно раскисляют ферросилицием и алюминием.

Выплавка стали под одним шлаком позволяет сократить дли­тельность плавки и уменьшить расход электроэнергии и раскислителей, а также упростить ведение плавки. Однако при выплавке стали, к которой предъявляются повышенные требования по свой­ствам и в которой необходимо получить пониженное содержание окисных включений, особенно при низком содержании углерода (<0,15 —0,20%), или низкое содержание серы (<0,015 —0,020%), а также при выплавке стали, в которую вводится значительное коли­чество окисляемых легирующих элементов (Аl, Тi, V, W, Сr), рас­кисление проводят под восстановительным шлаком, который наво­дят после скачивания окислительного шлака.

Основными задачами восстановительного периода являются:

1. раскисление металла,
2. удаление серы,
3. корректировка хими­ческого состава металла,
4. регулирование температуры металла,
5. подготовка к выпуску высокоосновного жидкоподвижного шлака.

В начале восстановительного периода содержание углерода должно быть на 0,03—0,10% меньше нижнего предела в готовой стали. При меньшем содержании углерода металл необходимо науглеродить. Для этого на поверхность металла после скачивания окислительного шлака присаживают кокс или электродный бой и металл перемеши­вают. При этом усваивается примерно 60—70% углерода кокса и 70—80% углерода, вносимого электродным боем.

Науглероживание является нежелательной операцией, так как оно увеличивает продолжительность плавки, а кроме того, нужно иметь в виду, что открытая поверхность металла быстро охлаждается и он поглощает из атмосферы водород и азот, уже не удаляемые в вос­становительный период. Поэтому окислительный период должен быть проведен так, чтобы необходимость науглероживания исклю­чалась.

Восстановительный период начинается наведением известкового шлака из смеси извести, 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— 15 мин после включения тока рекомендуется работать на средней ступени напряжения транс­форматора. Остальную часть рафинировки проводят на низшей ступени напряжения, за исключением случаев присадки большого количества ферросплавов. Подводимую мощность регулируют в соот­ветствии с температурой металла.

В течение длительного времени при выплавке легированных ста­лей применяли «классическую» технологию, основанную на диффу­зионном раскислении металла через шлак, когда раскисляющие вещества (кокс, ферросилиций, силикокальций, алюминий) в виде порошков присаживали к шлаку. Углерод, кремний, кальций и алю­миний в шлаке восстанавливают окислы железа, марганца и хрома, и в объеме печи образуется восстановительная атмосфера. Пониже­ние содержания закиси железа в шлаке вызывает переход кислорода из металла в шлак.

Диффузионное раскисление можно проводить под белым или карбидным шлаком. Для получения белого шлака в начале восста­новительного периода шлак обрабатывают порошком кокса, а затем смесью порошков кокса и 75%-ного ферросилиция, причем количество кокса в смеси постепенно уменьшается. После 25—40 мин выдержки шлак светлеет (в нем понижается содержание окислов железа, мар­ганца, хрома). При остывании такой шлак рассыпается в белый по­рошок. Расход кокса на раскисление под белым шлаком составляет 1—2 кг на 1т металла.

При увеличении расхода кокса до 2—3 кг/т количества углерода может хватить не только для восстановления окислов тяжелых металлов и компенсации окисляющего влияния атмосферы, но неко­торая его часть может пойти на восстановление окиси кальция по реакции CaO + 3С = СаС₂ + СО.

Образованию карбида кальция способствуют высокие температуры и концентрация в шлаке углерода и окиси кальция, а также и восста­новительная атмосфера. В герметизированной печи образуется карбидный шлак, содержащий более 2% СаС₂. Такой шлак при определенных содержании взвешенного углерода и концентрации карбида кальция при охлаждении рассыпается в виде серого или темно-серого порошка.

Выдержка под карбидным шлаком сопровождается значительным науглероживанием металла, поэтому можно раскислять под карбид­ным шлаком только высокоуглеродистые стали. Если выплавляют среднеуглеродистые стали, вместо карбидного шлака наводят слабо­карбидный, содержащий 1,0— 1,5% СаС₂, что уменьшает скорость науглероживания металла.

Карбид кальция хорошо смачивает металл, поэтому при выпуске и разливке возможно запутывание карбидного шлака в металле с образованием грубых шлаковых включений. Во избежание этого перед выпуском плавки карбидный шлак необходимо перевести в бе­лый, для чего в нем надо окислить избыточный углерод и карбид кальция. За 20—30 мин до выпуска в печь присаживают шлаковую смесь с повышенным содержанием плавикового шпата и шамота и на некоторое время оставляют открытым рабочее окно. Усиленный приток воздуха окисляет углерод и карбид кальция, в результате чего шлак превращается в белый.

Диффузионный обмен между шлаком и металлом протекает с ма­лой скоростью, поэтому раскисление металла через шлак требует значительного времени, что является крупным недостатком этого способа раскисления.

Технология диффузионного раскисления предусматривает про­текание реакций между раскислителями и закисью железа либо в слое шлака, либо на границе раздела металл—шлак, при котором металл не будет загрязняться продуктами раскисления. Это преиму­щество диффузионного раскисления может быть реа