. Изобретение отнбситс к черной металлургии и может быть использова но при производстве высококачествен ной конструкционной легированной и подшипниковой стали. Известен способ получени стали в дуговой 100 т пеми с использовани ем на выпуске шлака окислительного периода. После окончани окислительного Периода шлак из печи не скачивали. Восстановительный период замен ли к 1РОТКОЙ доводкой стали до заданного химического состава. В начале довод ки в печь присаживали углеродистый ферромарганец из расчета получени в стали среднего заданного содержани марганца и кусковой k5% или 65% ферросилиций (до 1 кг/т 7 дл прекращени кипени ванны. После полу- чени результатов анализа пробы, отобранной в конце окислительного периода, сталь легировали хромом и доводили до нужного содержани углерода. Длительность доводки составл ла 10-20 мин, в это врем шлак в печи не раскисл ли. Затем металл сливали в ковш, на дно которого поме щали кусковый ферросилиций дл раскислени и легировани и алюминий дл раскислени . Металл сливали без шлака, шлак спускали в ковш ввконце выпуска 13. Недостатками этого способа выплавк стали вл ютс : слаба десульфуравследствие боль и стали в ковше, шого окислительного потенциала шлако вого расплава и низкой активности . окиси кальци как основного десульфу ратора-, недостаточна дегазаци стали ввиду отсутстви внепечных приемов рафинировани стали, например вакуумировани жидкой стали или продувки ее инертными газами в ковше-, низкое усвоение металлом легир пощих элементов и не гарантированное попадание по химическому составу стали. На йолее близким по технической сущности и получаемым результатам к предлагаемому вл етс способ производства хромистой подшипниковой стали в дуговой печи, включающий завалку и расплавление шихты, проведение окислительного периода, с наве дением шлака присадками извести, . выпуск стали, внепечное рафинирование , легирование, раскисление, подо печи-ковше , продувку стали грев в газом и разливку. 7 Сущность способа заключаетс в , выпуске из печи металла без шлака, раскислении и легировании в вакууме алюминием в количестве 0,1-0,8 кг/т затем карбидом кальци в кЬличестве 2-15 кг/т и перемешивании металла до снижени его температуры до уровн , превышающего на 50-90°С температуру ликвидуса подшипниковой стали t2 . Недостатками известного способа вл ютс : перегрев жидкого расплава е дуговой печи, необходимый дл вакуумировани стали и значительно снижающий стойкость огнеупорной футеровки печи невозможность регулировани содержани серы в металле из-за отсутстви на выпуске высокоактивного основного жидкоподвижного шлака, ограничение в «оборе шихты дл плавки,так как в данной технологии отсутствуют приемы удалени серы. I Целью изобретени вл етс повышение производительности дуговой печи, увеличение выхода годного металла и улучшение качества стали, i Поставленна цельдостигаетс тем, что согласно способу производства стали в дуговой печи, включающему завалку и расплавление шихты, проведение окислительного периода с на ведением шлака присадками извести, выпуск :тали, внепечное рафинирование , легирование, раскисление, подогрев в .печи-ковше, -продувку стали газом и разливку, в момент максимального наклона дуговой печи в сторону разливочного проста при выпуске стали на поверхность окислительного шлака в ковш присаживают известь в количестве 20-70 от всего количества извести, расходуемой дл наведени высокоосновного шлака в , ковше, а перед последующим нагревом расплава в печи-ковше на шлаковую поверхность присаживают дополнительно известь, фтооритсодержащий материал, углеродсодержащий материал и кремнийсодержащий материал в соотношении (10-30) :(2-8); (1-1): (1-) в суммарном ilcbличecтвe компонентов от И до k6 кг/т, причем п.еред вводом кремнийсодержащего материала и углеро/ содержащего материала металл и шлак перемешивают при избыточном давлении в TeiieHHe мин. Присадку извести производ т в момент максимального наклона печи в сторону разливочного пролета из расчета, что окислительный шлак сразу после выпуска плавки не успевает охладитьс , а смачивание кусков извести жидким шлаком способствует равномерному распределение извести по всей поверхности ковша-. Лриса ка извести после выпуска плавки в количестве менее 20% от всей массы расходуемой извести не загущает окислительный шлак настолько , чтобы в процессе вакуумировани не происходил значительный размыв футеровки шлакового по са ковша. Более того, присадка в ковш извести меньшего количества, чем 2Q% от общего количества извести, загружаемой в печь-ковш, не позвол ет разбавить содержание окислов железа в шлаке. Это способствует нежелательно му притоку кислорода из шлака тогда, когда он удал етс из металла в ваку уме за счет углеродного самораскисле ни . Присадка извести более 70% от общег .о количества, извести, задаваемой в печь-ковш , нецелесообразна. Известь не усваиваетс шлаком и преп тствует рпус,канию вакуумного патру ка в ковш.В результате этого увеличиваетс врем рафинировани стали, что экономически и технологически невыгодно. Присадка в печь-ковш извести, флюоритсодержащего материала, кремни содержащего материала и углеродсодер жащего материала перед нагревом расплава в соотношении (Ю-ЗО): (2-8 ): : ( ): () обеспечивает окончатель ное наведение высокоосновного шлака в печи-ковше дл эффективного удалени серы и неметаллических включений . Причем сначала в ковш ввод т известь и флюоритсодержащий материал накрывают крышкой, включают дуги, проплавл ют заданную смесь и следом i раскисл ют порошками и дроблеными углеродсодержащими и кремнийсодержа (цйми материалами. Необходимость поэтапного наведени высокоосновного шлака в печиковше дл окончательной обработки металла исходит из целесообразности выполнени технологических приемов рафинировани стали и из возможностей печи-ковше. Вследствие небольшой поверхности контакта металла и шлака в печи-ковше по сравнению с поверхностыр контакта металла и шлика в дуговой печи в данном случае мет смысла плавить сразу все необходимые количества шлакообразующих в печи-ковше. Использование количества извести меньше мем 10 ч. не iрешает задачу получени высокоосновного шлака, . т.е. при этом содержание окиси кальци в шлаке не превышает kS%, Цто недостаточно дл эффективной десульфурации стали. Увеличение количества извести свыше,30 ч., наоборот, влечет повышение в зкости шлака, при этом содержание окиси кальци достигает б5 вес., и более. В этом случае шлак становилс reteporeHHWM и степень десульфурации так же снижаетс . Использование флюоритсодержащего материала менее 2ч. оказывает вли ни на снижение в зкости основного шлака и не способствует эффективному массообмену металла и шлака при их перемешивании.Наоборот, использование флюоритсодержащего материала сверх 8 ч. приводит к размыванию огнеупорной футеровки ковша на уровне шлакового по са, что значительно снижает рабочую компанию ковша. Обоснование пределов раскислительных смесей, а именно углеродсодержащих и кремнийсодержащих материалов . сводитс к следующему. Присадка этих материалов в количестве менее 1 ч. не снижает содержание окислов железа в шлаке менее 2%, в результате чего его рафинирук цие свойства будут невысоки. Увеличение расхода углеродсодержащих и кремнийсодержащих материалов свыше k ч. излишне и отрицательно отражаетс на экономических показател х процесса. Продувка расплава в ковше перед присадкой раскисл ющих жидкий шлак порошков углеродсодержащих и кремнийсодержащихматериалов в течениеменьше 5 .мин вл етс недостаточной дл обновлени поверхности шлакового раст плава и не гомогенизирует его состав, а значит не подготавливает шлак дл равномерного и эффективного раскислени порошкамц. Продувка расплава более 30 мин не экономична и усиливает разъедание футеровки ковша шлаком на уровне шлакового по са. Дктуально| ть предлагаемого способа производства стали заключаетс в следующем. Развитие электросталеплавильного производства идет в направлении более полного использовани крупнотоннажных, высокомощных дуговых печей и выплавке в них высококачест венных сталей широкого назначени . Наиболее удачное решение Проблем развити производства электростали состоит в сочетании выплавки стали в высокомощных печах одношлаковым процессом и последующей обработке , стали на установках внепечного рафи нировани . Целесообразно изъ ть из плавилы ного агрегата задачи, дл него не типичные и перенести решение их а другие агрегаты, которые по кинети ческим и технологическим соображени м оптимально сконструированы дл и решени и noatOMy более выгодны с точки зрени капитальных затрат и ctoимdctи передела. Упом нутое сочета ние выплавки стали в высокомощных . печах одношлаковым процессом и посл дующей обработки ее на специальных установках внепечного рафинировани дает возможность решать многие задачи получени стали .заранее определен ных свойств. П р и м е р 1 . Выплавка стали марки 4ОХ в 10О-тонной дуговой печи завалка шихты, состо щей, наприме из 30 углеродистого стального лома и 70 металлизованных окатыше(| расплавление шихты с одновременны проведением окислительного периода ,и последующий контроль пробы металла на полный химический анализj легирование металла присадками, например, ферромарганца} подкачивание шлака окислительного периода с использованием приема, позвол ющего спускать шлак самотеком с порога рабочего окна печи выпуск плавки в сталеразливо чны{й ковш и присадка извести в количестве 20 от всего количества извести, расходуемой дл наведени высокоосновного шлака в ковше. Присадку производ т в момент максимального наклона.дуговой печи в сторону разливочного пролета цеха) порционное вакуумирование металла производ т в течение циклов; раскисление и легирование металла кремнием и алюминием присадка на шлаковую поверхность печи-ковша извести и флюоритсодер (30:8 жащего материала в соотношении в количестве 38 кг/т стали/ подогрев и расплавление шлаковой смеси и соответственно нагрев метал7 ла дл компенсации тепловых потерь при вакуумировании стали; перемешивание металла и шлака в печи-ковше при избыточно м давлении в течение30 мин| присадка углеррдсодержащих и кремнийсодержащих материалов на шлак в соотношении (1:1) в количестве 8 кг/TV продувка расплава а ковше в течение 10 мин при избыточном давлении азота 0,01 атм разливка металла- на машине непрерывного лить заготовок при . П р и м е р 2 . выплавка стали марки ШХ15 в 10О-тонной дуговой мощной печи с трансформатором 50 МВт) завалка шихты, состо щей из 80 углеродистого лома и 201 чугунау расплавление шихты с одновремем ,нин проведением окислительного периода и последующий контроль пробы металла на полный химический анализ} легирование метаЛла присадками, например, феррохрома и ферромарганца; максимальное подкачивание шлака окислительного периода с использованием приема, позвол ющего спускать шлак самотеком с порога рабочего окна печи} выпуск плавки в сталеразливочный ковш и присадка извести в ковш в количестве 70 от всего количества извести расходуемой дл наведени высокоосновного шлака в ковше. Присадку производ т в момент максимального наклона Удуговой печи в сторону разливочного пролета; раскисление металла и легирование присадками кускового ферросилици и алюмини присадка на шлаковую поверхность печи-ковша извести и флюоритсодержащего материала в соотношении {10:2| в количестве 12 кг/т стали) подогрев и расплавление шлаковой смеси и нагрев металла дл компенсации тепловых потерь при вакуумировании стали; перемешивание металла и шлака в печи-ковше при избыточном давлении в течение 5 мин| присадка углеродсодержащего и креМнийсодержащего материала на лак в соотноиГении (1:1/ в количесте 2 кг/т стали-, продувка расплава в конце в тече мие 9 мин при избыточном давлении 0,06 атм-, разливка стали на машине непрерывного лить заготовок при 15бО°С, П р и м е р-3 Выплавка Ст. ОХН2МА в 100-тонной дуговой сверхмощной печи: завалка шихты, состо щей, например , изЭЗ углеродистого лома, никел марки Н-1, молибдата кальци кокса и S% чугуна; плавление упом нутой шихты с сов мещением периода дефосфорации и окислительного периода, а также пос ледующий контроль пробы металла на полный химический анализ; легирование металла присадками феррохрома и ферромарганца поДкачивание шлака окислительного периодаf , выпуск плавки в сталеразливочный ковш и присадка извести в ковш в ко личестве 50 от всего количества извести, расходуемой дл наведени высокоосновиого шлака в ковш. Присадку производ т в момент максималь ного наклона дуговой печи в сторону разливочного пролетаi вакуу« рование металла в ковше в течение 5 цикловj раскисление,, легирование м1талла кремнием и алюминием. Доводка металла по молибдену, никелю и хрому; присадка на шлаковую поверхность печи-ковша извести и флюоритсодер жащего материала в соотношении (20:8 ) в количестве 28 кг/т стали; 278 подогрев и расплавление шлаковой смеси и нагрев металла дл компенсации тепловых потерь при вакуумировании стали; перемешивание расплавав печиковше при избыточном давлении в течение 17 мин} присадка углеродсодержащего и кремнийсодержащего материалов на шлак в соотношении (1:1 в количестве кг/т стали; продувка расплава в ковше в течение 9 мин при избыточном давлении; разливка стали на машине непрерывного лить заготовок при 1590 С;. Увеличение производителы сти дуговой печи за счет переноса операций рафинировани стали из печи на специальные установки дл обработки металла вакуумом, подогрев под высокоосновными шлаками металла jj продувка газами позвол ет значительно снизить себестоимость одной тонны стали при этом повысить качество стали. Повышение производительности печи на 10% за счет со| ра1цеж1 длительности пребывани жидкого металла в печи на 30 мин с учетом условнопосто нных затрат при производстве 1т стали в 100 т печах равных 15-20 руб. (в зависимости от марки стали ) позволит получать экономический эффект в размере 1,5 руб/т и 2,0 руб/т. При производстве в цехе, например , подшипниковой стали в количестве 100000 ТВ год ожидаемый экономичес.кий эффект составит 200 тыс. руб.. The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in the production of high quality structural alloyed and bearing steel. A known method for producing steel in an arc 100 tons of minerals using an oxidation period at the slag outlet. After the end of the oxidation period, no slag was downloaded from the furnace. The recovery period was replaced with 1 GRAIN steel finishing to the desired chemical composition. At the beginning of commissioning, carbon ferromanganese was added to the furnace at the rate of obtaining the average specified manganese content and lumpy k5% or 65% ferrosilicon in steel (up to 1 kg / t 7 to stop the boiling bath. After obtaining the results of the analysis of the sample taken at the end of the oxidative period, the steel was alloyed with chromium and adjusted to the required carbon content.The finishing time was 10–20 min, at this time the slag in the furnace was not oxidized, and then the metal was poured into the ladle, at the bottom of which lump ferrosilicon was placed for deoxidation and alloying An and aluminum for deoxidation. The metal was poured without slag, the slag was lowered into the ladle at the end of outlet 13. The disadvantages of this method of steel production are: weak desulfurization due to pain and steel in the ladle, low oxidation potential of the slag melt and low activity of calcium oxide as the main desulfate Rathora-, insufficient degassing of steel due to the absence of secondary refining methods of steel refining, for example, vacuuming of liquid steel or blowing it with inert gases in a ladle, low metal absorption of alloying elements and g chemical impact of steel. On the nearest technical essence and the obtained results, the proposed method is the production of chromium bearing steel in an arc furnace, including charging and melting of the charge, conducting an oxidation period, with slag induced lime additives,. steel production, out-of-furnace refining, alloying, deoxidation, under the ladle furnace, blowing steel into gas and casting. 7 The essence of the method lies in the release of metal from the furnace without slag, deoxidation and alloying in vacuum in an amount of 0.1-0.8 kg / t, then calcium carbide in 2-15 kg / t and stirring the metal to reduce its temperature to level exceeding by 50-90 ° C the liquidus temperature of the bearing steel t2. The disadvantages of the known method are: overheating of the liquid melt of the arc furnace, necessary for evacuating the steel and significantly reducing the resistance of the refractory lining of the furnace, the impossibility of controlling the sulfur content in the metal due to the lack of high-level basic liquid slag in the production, so as in this technology there are no methods for removing sulfur. I The aim of the invention is to increase the productivity of the arc furnace, increase the yield of good metal and improve the quality of steel, i The goal is achieved by the fact that according to the method of steel production in the arc furnace, which includes filling and melting of the charge, conducting an oxidation period with slag lime additives, : hoists, out-of-furnace refining, alloying, deoxidation, heating in a furnace ladle, gas production and casting, at the time of maximum inclination of the arc furnace towards the bottling prospect During the steel production on the surface of the oxidizing slag, 20-70 lime is added to the ladle from the total amount of lime consumed to induce highly basic slag in the ladle, and before subsequent heating of the melt in the ladle furnace, lime, fluorite-containing material is added to the slag, carbon-containing material and silicon-containing material in the ratio (10-30): (2-8); (1-1): (1-) in the total ilcb of the components from I to k6 kg / t, and the metal and slag are mixed under excess pressure in TeiieHHe min. Before introducing the silicon-containing material and carbon / containing material. Lime is added at the time of maximum inclination of the furnace to the side of the casting span, on the basis that the oxidizing slag does not have time to cool immediately after the melting, and the wetting of the lime pieces with liquid slag promotes a uniform distribution of lime over the entire surface of the ladle. Lrisa lime after the release of smelting in an amount of less than 20% of the total mass of consumed lime does not thicken the oxidizing slag to such an extent that during the evacuation process no significant erosion of the slag lining occurs. Moreover, the additive to the lime ladle of a smaller amount than 2Q% of the total amount of lime loaded into the ladle furnace does not allow diluting the content of iron oxides in the slag. This contributes to the undesirable influx of oxygen from the slag when it is removed from the metal in a vacuum by carbon self-decomposition. Additive lime more than 70% of the total. On the amount of lime given in the ladle furnace, it is impractical. Lime is not absorbed by the slag and prevents the plant from pumping the vacuum into the ladle. As a result, the time to refine the steel is increased, which is economically and technologically unprofitable. The addition of lime, fluorite-containing material, silicon-containing material and carbon-containing material to the ladle furnace before heating the melt in the ratio (10-10): (2-8):: (): () provides the final guidance of the highly basic slag in the ladle furnace for effective removal of sulfur and non-metallic inclusions. Moreover, lime is first introduced into the ladle and the fluorite-containing material is covered with a lid, the arcs are turned on, the desired mixture is smelted, and then i is smelted with powders and crushed carbon-containing and silicon-containing (with these materials. The need technological methods of refining steel and of the capabilities of the ladle furnace. Due to the small contact surface of the metal and slag in the ladle furnace compared to In this case, the surface shingles of metal contact and splinters in an arc furnace must be melted all necessary quantities of slag-forming materials in a ladle furnace at the same time. Using a quantity of lime less than 10 meme does not solve the problem of obtaining highly basic slag, i.e. slag does not exceed kS%, CTO is not sufficient for effective desulfurization of steel. Increasing the amount of lime over, 30 hours, on the contrary, increases the viscosity of the slag, while the calcium oxide content reaches b5 weight, and more. In this case, the slag becomes reteporeHHM and the degree of desulfurization also decreases. Use of fluorite-containing material less than 2h. It affects the viscosity of the main slag and does not contribute to an effective mass exchange of metal and slag when mixed. Conversely, the use of fluorite-containing material for more than 8 hours leads to erosion of the refractory lining of the ladle at the slag level, which significantly reduces the working company of the ladle. Substantiation of the limits of deoxidizing mixtures, namely carbon-containing and silicon-containing materials. is as follows. The addition of these materials in an amount of less than 1 hour does not reduce the content of iron oxides in the slag to less than 2%, as a result of which its refining properties will be low. An increase in the consumption of carbon-containing and silicon-containing materials over k hours is excessively and negatively reflected in the economic indicators of the process. Blowing the melt in the ladle before adding the liquid slag-depleting powders of carbon-containing and silicon-containing materials to an additive for less than 5 minutes is insufficient to update the surface of the slag melt and does not homogenize its composition, and therefore does not prepare slag to evenly and efficiently deoxidize the powders. Blowing the melt for more than 30 minutes is not economical and enhances the corrosive lining of the ladle with slag at the slag level. Dctual | The proposed method for producing steel is as follows. The development of electric steel production goes in the direction of fuller use of large-tonnage, high-power arc furnaces and the smelting of high-quality multi-purpose steels in them. The most successful solution of the problems of developing the production of electric steel consists in the combination of steelmaking in high-power furnaces with a single-slag process and subsequent processing of steel in the after-furnace refining plants. It is advisable to remove the tasks from the smelting unit, are not typical for it, and transfer their solution to other units, which, due to kinetic and technological considerations, are optimally designed for and solve and noatOMy are more profitable from the point of view of capital costs and redistribution. The mentioned combination of steelmaking in high-power steel. furnaces with a single-slag process and its subsequent processing at special installations of after-furnace refining make it possible to solve many problems of obtaining steel. Predetermined properties. PRI me R 1. Melting 4OX steel in a 10O-ton arc furnace filling the charge consisting, for example, of 30 carbon steel scrap and 70 metalized pellets (| melting the charge with simultaneous oxidation, and subsequent control of the metal sample for a complete chemical analysis; alloying of the metal with additives, for example , ferromanganese} pumping up the oxidation period slag using a technique that allows the slag to be descended by gravity from the threshold of the working window of the furnace; melting in steel is steeply {scoop and lime additive in the amount of 20% of the total amount of lime consumed to induce the highly basic slag in the ladle.The additive is produced at the time of maximum inclination of the arc furnace towards the pouring bay of the workshop) portion batching of the metal is performed during cycles; deoxidation and alloying of metal with silicon and aluminum additive on the slag surface of a lime kiln and a fluorite-coder (30: 8 of the burning material in a ratio of 38 kg / ton steel / preheating and melting the slag mixture and, accordingly, heating the metal to compensate for heat losses during steel evacuation ; mixing of metal and slag in a ladle furnace with an excess pressure of 30 minutes | carbon-containing and silicon-containing materials additive on the slag in a ratio of (1: 1) in the amount of 8 kg / TV melt blowing in the ladle for 10 m when nitrogen overpressure is 0.01 atm, metal casting is carried out on a continuous casting machine of billets with steel. Example 2. Steel production of ShKh15 grade steel in a 10O-ton high-power arc furnace with a transformer of 50 MW) filling the charge consisting of 80 carbon scrap and 201 cast iron; melting the charge with simultaneous time, carrying out the oxidation period and subsequent control of the metal sample for a complete chemical analysis} doping the metaLAl with additives, for example, ferrochrome and ferromanganese; maximum slug pumping of the oxidation period using a trick allowing the slag to be drained by gravity from the furnace working window threshold} to produce smelting in a steel-teeming ladle and lime additive to the ladle in the amount of 70 of the total lime consumed to induce the highly basic slag in the ladle. The addition was made at the moment of maximum inclination of the Udugovo furnace towards the casting span; metal deoxidation and alloying with lumpy ferrosilicon and aluminum additives on the slag surface of the lime kiln-furnace and fluorite-containing material in the ratio of {10: 2 | in the amount of 12 kg / ton of steel) heating and melting of the slag mixture and heating of the metal to compensate for heat losses during the steel degassing; mixing of metal and slag in a ladle furnace with an overpressure for 5 minutes | additive of carbon-containing and silicon-containing material per lacquer in a ratio of 1: 1 / in quantity of 2 kg / ton of steel-, melt blowing at the end for 9 minutes at an excess pressure of 0.06 atm-, casting steel on a continuous casting machine at 15bO ° C, Example 3 Smelting of OXH2MA in a 100-tonne heavy-duty electric arc furnace: filling of charge, for example, from EES carbon scrap, H-1 nickel, coke calcium molybdate and S% iron; melting said mixture with a combination of the period of the dephosphorization and the oxidation period, as well as the following control of the metal sample for complete chemical analysis; metal doping with ferrochrome and ferromanganese additives; sludge pumping of oxidation period; melt production into the pouring ladle and 50 the moment of maximum inclination of the arc furnace in the direction of the casting passage and the vacuuming of the metal in the ladle for 5 cycles and deoxidation, alloying of the metal with silicon and aluminum. Lapping of metal in molybdenum, nickel and chromium; additive on the slag surface of the lime ladle furnace and fluorite-containing material in the ratio (20: 8) in the amount of 28 kg / ton of steel; 278 heating and melting the slag mixture and heating the metal to compensate for heat losses during the vacuuming of steel; mixing by melting the furnaces with an overpressure for 17 minutes} additive of carbon-containing and silicon-containing materials on the slag in a ratio (1: 1 in the amount of kg / t of steel; blowing the melt in the ladle for 9 minutes under overpressure; at 1590 ° C .; an increase in the production of the arc furnace due to the transfer of steel refining operations from the furnace to special installations for metal processing by vacuum, heating under the highly basic metal slags jj purging with gases At the same time, it is possible to significantly reduce the cost of steel per ton of steel. 20 rubles (depending on steel grade) will allow to obtain an economic effect in the amount of 1.5 rubles / ton and 2.0 rubles / ton. In the production of, for example, bearing steel in an amount of 100,000 TV a year, the expected economic effect will be 200 thousand rubles