Главная Контакты В избранное
  • Курсовая работа "Электросталеплавильный способ"

    АвторАвтор: student  Опубликовано: 2-04-2014, 17:17  Комментариев: (0)

     

     

    СКАЧАТЬ:  Kursovoy_3.zip [207,46 Kb] (cкачиваний: 50)  

     

    Содержание

     

    Введение

    Краткий исторический обзор развития электрометаллургии стали и ферросплавов

    1 Общая часть

    2 Специальная часть

    3 Расчетная часть

    4 Список используемой литературы

     

    Введение

     

    Электросталеплавильному способу принадлежит ведущая роль в производстве качественной и высоколегированной стали. Благодаря ряду принципиальных особенностей этот способ приспособлен для получения разнообразного по составу высококачественного металла с низким содержанием серы, фосфора, кислорода и других вредных или нежелательных примесей и высоким содержанием легирующих элементов, придающих стали особые свойства – хрома, никеля, марганца, кремния, молибдена, вольфрама, ванадия, титана, циркония и других элементов.

     

    Преимущества электроплавки по сравнению с другими способами сталеплавильного производства связаны с использованием для нагрева металла электрической энергии. Выделение тепла в электропечах происходит либо в нагреваемом металле, либо в непосредственной близи от его поверхности. Это позволяет в сравнительно небольшом объеме сконцентрировать значительную мощность и нагревать металл с большой скоростью до высоких температур, вводить в печь большие количества легирующих добавок; иметь в печи восстановительную атмосферу и безокислительные шлаки, что предполагает малый угар легирующих элементов; плавно и точно регулировать температуру металла; более полно, чем других печах раскислять металл, получая его с низким содержанием неметаллических включений; получать сталь с низким содержанием серы. Расход тепла и изменение температуры металла при электроплавке относительно легко поддаются контролю и регулированию, что очень важно при автоматизации производства.

     

    Электропечь лучше других приспособлена для переработки металлического лома, причем твердой шихтой может быть занят весь объем печи, и это не затрудняет процесс расплавления. Металлизованные окатыши, заменяющие металлический лом, можно загружать в электропечь непрерывно при помощи автоматических дозирующих устройств.

     

    В электропечах можно выплавлять сталь обширного сортамента.

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

    Краткий исторический обзор развития электрометаллургии стали и ферросплавов.

    Развитие современной техники и промышленности основано в основном на применении металла. Получение достаточных количеств металла, обладающего нужными механическими, физическими и физико-химическими свойствами, позволяет сооружать мощные гидроэлектростанции, атомные реакторы и строительные конструкции, а также создавать аппараты химического производства, ракеты и электронно-вычислительные машины.

    Интенсивное развитие техники и промышленности способствует увеличению числа применяемых сплавов и изменяет соотношение в удельном объеме производства. Однако первостепенное значение для развития промышленности имеет сталь. Сталеплавильное производство по объему и стоимости продукции превосходит производство других металлов и сплавов вместе взятых. В 1980 г. мировое производство стали превысило 700 млн. т.

    Значительный объем производства объясняется широким распространением железных руд (в земной коре содержится железа 4,2%, оно занимает четвертое место после кислорода 49,13%) , относительной легкостью и дешевизной восстановления железа и руд, прекрасными свойствами стали как конструкционного материала. Сталь обладает высокой прочностью, пластичностью, легко поддается механической обработке и сваривается. Присадками легирующих элементов и термической обработкой можно в широком диапазоне изменять ее механические свойства, а также придавать особые физические и химические свойства. Значение легированных сталей особенно возросло в последние годы в связи с увеличением потребностями в стали с особыми свойствами и производство их равно 10 % от общего производства стали. Мировое производство стали в 1850г. составило 50тыс. т, в 1900г. 29млн. т, а в 1968 г. превысило 0,5 млрд. т.

    Первым способом производства стали был процесс, предложенный в 1856г. Генри Бессемером и вызвавший переворот в промышленности и железнодорожном строительстве. Бессемеровский процесс впервые позволил получать жидкую сталь из чугуна, за малое время. В этом способе окисление осуществляется в конверторе продувкой жидкого чугуна воздухом.

    Здесь тепловые потери невелики и тепла, выделяющегося в результате окисления примесей хватает для нагрева стали до 1600С.

    В 1864г. Мартен, применил разработанный Сименсом принцип регенерации тепла, построил первую печь, которая позволяла получать жидкую сталь из чугуна и переплавлять стальной лом. Эти 2 процесса в своем первом виде, не обеспечивали удаления фосфора и серы из металла, что ограничивало их применение. В 1879г. С. Томас положил начало выплавки стали основным процессам, предложив футеровать конвертор доломитом. Все эти процессы вместе с томасовским расширили возможности сталеплавильного производства.

    Наряду с этими процессами, появились первые электросталеплавильные печи. Способ выплавки стали в электрических печах был запатентован еще в 1853г. Пишоном, который разработал конструкцию дуговой печи косвенного действия, т.е. с дугами, горящими между электродами над металлической ванной. В 1879г. Сименс создал печь прямого действия, в которой одним из полюсов электрической дуги явилась металлическая ванна. Однако прототипом современных сталеплавильных печей явилась печь Геру, который в 1899г. изобрел печь прямого действия с 2 электродами, подводимым к металлической ванне. Ток м/у электродами при этом замыкался через ванну, а дуга горела м/у каждым из электродов и металлом или частично покрывающим его шлаком. Первые дуговые печи Геру с 2 электродами были маломощными. Работали они на напряжении 45 В при силе тока 2-3 кА на жидкой шихте и использование их для ведения плавки на тв. завалке вызвало значительные трудности. Первые трехфазные дуговые печи были установлены в 1907г. в США и в 1910г. в России. Вскоре такие печи были построены в ФРГ, Франции и других странах. Широкие возможности в выборе шихты, неограниченный сортамент выплавляемой стали и высокое ее качество, легкость регулирования тепловых процессов, маневренность в последовательности плавок определили распространение трехфазных дуговых печей, которые заняли важное место в сталеплавильном производстве. В дальнейшем трехфазные дуговые печи были в значительной мере усовершенствованы, и в настоящее время они представляют собой крупные легко управляемые агрегаты с высокой степенью автоматизации. Значительные изменения дуговая электропечь претерпела в 60-х годах ХХ в. следствие мощности трансформаторов, совершенствования электрического и технологического режимов плавки производительность дуг.печей в этот период возросла в 2-4 раза по сравнению с производительностью печей аналогичной емкости в 1950-1960 гг. Появилась возможность повысить производительность печей до 100т/ч. Увеличение емкости печей и повышение мощности трансформаторов вызвали значительные улучшения технико – экономических показателей электросталеплавильного производства и определили основные направления его развития. При переходе на мощные трансформаторы разработана новая технология плавки, предусматривающая сокращение восстановительного периода, когда электрическая мощность используется неэффективно. На рубеже XIX и ХХ вв. были созданы и другие электропечи, например индукционные. Первая промышленная индукционная печь с железным сердечником была установлена в Гизинге (Швеция) в 1900 г. Дальнейшего развития эти печи не получили, с 1925 г. в промышленности использовали индукцилнные печи без сердечника. Благодаря развитию атомной энергетики, произошло улучшениу вакуумной техники. Поэтому в 1945-1946 гг. в США было установлено несколько вакуумных индукционных насосов. Несмотря на это, развитие вакуумный индукционный способ получил только в 1950 – 1951 гг. и в дальнейшем связано с развитием ракетной техники и реактивной авиации, требующих применения металлов особой частоты. В 1958 г. были установлены вакуумные индукционные печи с 2,5 – т тиглями, в 1961 г. – 6 - т , в 1968 г. – 15 – т, в 1978 г. – 25 – т.

    Развитие индукционных печей вызвало развитие вакуумного дугового переплава в водоохлаждаемого кристаллизатора, позволяющего получать не только очень чистый, но и плотный слиток металла без зональной химической неоднородности. Методом вакуумного дугового переплава получают слитки массой в десятки тонн. Вакуумный дуговой переплав (ВДП) ведут при остаточном давлении 0,2-1,2 Па и такое давление является оптимальным с учетом дегазации металла и условий горения дуги. Дальнейшее понижение давления оказалось возможным при использовании для нагрева металла вместо электрической дуги электронного луча, не требующего для своего прохождения ионизации газов. Это, а также возможность переплавлять самые тугоплавкие металлы (вольфрам, молибден) и поддерживать жидкую ванну в вакууме в течение любого промежутка времени, способствовали развитию электроннолучевого метода получения металла, промышленное применение которого началось в конце 50 – х годов ХХ в. Наряду с процессами плавки в вакууме были разработаны новые способы электроплавки в обычной атмосфере. Важное значение для развития сталеплавильного производства имеет разработанный в 1952 – 1953 гг. в институте электросварки им. Е. О. Патона АН УССР способ электрошлакового переплава (ЭШП) расходуемых электродов, который в настоящее время наряду с ВДП получил широкое применение в качественной металлургии. Высокое качество металла при небольших затратах и простоте производства способствовало быстрому распространению способа ЭШП не только на отечественных заводах, но и на зарубежных. Сегодня находит применение и метод плазмено- дугового переплава (ПДП) стали и тугоплавких металлов с получением слитка в водоохлаждаемом кристалле. Переплав ведут в инертной атмосфере аргона[6].

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

    1 Общая часть

    Сталь марки 33XC

    Применения:

    1.Сортовой прокат:

    ГОСТ 4543-71

    ГОСТ 2590-71

    ГОСТ 2591-71

    ГОСТ 2879-69

     

    2. Калиброванный пруток:

    ГОСТ 1051-73

    ГОСТ 7417-75

    ГОСТ 8559-75

    ГОСТ 8560-78

     

     

    3. Шлифованный пруток:

    ГОСТ 14955-77

     

    Назначения:

    Улучшаемые детали пружинного типа, сравнительно небольшого сечения от которых требуется высокая прочность, износостойкость.

     

     

    ТЕМПЕРАТУРА КРИТИЧЕСКИХ ТОЧЕК

    755

    830

    715

     

    ХИМИЧЕСКИЙ СОСТАВ %

    С

    Si

    Mn

    Cr

    P

    S

    Cu

    Ni

    НЕ БОЛЕЕ

    0,29-0,37

    1-1,40

    0,30-0,60

    1,30-1,60

    0,035

    0,035

    0,30

    0,30

     

    Механические свойства прутка

    Режим термообработки

    Сечение,

    мм

    KCU

    Дж/см

    НВ

    Не более

    МПа

    %

    Не менее

    Закалка 920, масло или вода, отпуск 630,вода или масло

    25

    690

    880

    13

    50

    78

    -

    Закалка 920-940, масло отпуск 250-270,воздух

    Нормализация 920

    40

    -

    1670

    8

    45

    49

    444-514

    240

    295

    590

    17

    40

    29

    179

     

     

     

    МЕХАНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА В ЗАВИСЕМОСТИ ОТ СЕЧЕНИЯ

    Сечения, мм

    KCU

    Дж/см

    НВ

     

    МПа

    %

    Пруток. Закалка 910,масло.

    30

    780

    940

    12

    50

    59

    285

    50

    670

    860

    12

    50

    59

    255

    Закалка 910,вода.

    80

    720

    900

    16

    50

    59

    262

    120

    650

    840

    16

    50

    59

    -

    160

    510

    720

    16

    50

    59

    212

    200

    410

    670

    16

    50

    59

    -

    240

    390

    670

    16

    50

    59

    -

     

    МЕХАНИЧЕСКИЕ СВОЙСТВА В ЗАВИСЕМОСТИ ОТ ТЕМПЕРАТУРЫ ОТПУСКА

    Сечения, мм

    KCU

    Дж/см

    НВ

     

    МПа

    %

    Пруток. Закалка 910,масло.

    200

    1610

    1750

    10

    48

    88

    510

    320

    1490

    1640

    10

    49

    78

    470

    400

    1340

    1470

    10

    52

    59

    430

    520

    1070

    1180

    14

    59

    88

    350

    600

    900

    1110

    18

    63

    118

    300

     

     

    ПРИДЕЛ ВЫНОСЛИВОСТИ

    Состояние стали

    363

    =690 =880 Мпа

     

    УДАРНАЯ ВЯЗКОСТЬ KCI Дж/см

    Температура

    термообработка

    +20

    -20

    -40

    -50

    59

    44

    35

    29

    Нормализация 920.отпуск 650.Закалка 910,масло. Отпуск 610,вода.

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

     

    2 Специальная часть

    Технология выплавки стали

    ДСП с основной футеровкой являются универсальными агрегатами и позволяют реализовывать несколько вариантов технологий. Они отличаются видами шихты, набором технологических операций. Главным, а иногда и единственным компонентом металлошихты является стальной лом (углеродистый или легированный лом), также тут м.б. чугун в твердом виде, реже в жидком виде.

    Классическая технология сложилась в 50 – 60е годы и максимально

    использует преимущества электроплавки в раскислении и легировании Ме, а также его десульфурации в печи.

    Заправка печи идет сразу после выпуска предыдущей плавки и начинается с тщательного осмотра печи. Боковые стенки разрушаются шлаком, участки так называемого «шлакового пояса» восстанавливают забрасыванием порошка обожженного магнезита. Подина печи может как разрушаться, так и зарастать. Разрушенные участки выглядят как ямы разных размеров, из которых с помощью сжатого воздуха удаляют остатки Ме и шлака. После этого их забрасывают магнезитовом порошком. Заросшие участки подины разрушают песком, или заливают железорудные материалы. Время заправки 5 – 10 мин, при большом времени, футеровка охлаждается, а это снижает качество заправки. Основную часть шихты составляет металлошихта – лом и твердый чугун, иногда доля лома доходит до 100 %. При необходимости, вместе с ломом и чугуном в завалку дают металлические материалы, содержащие легирующие элементы, имеющие низкое сродство к кислороду – Ni и Cu, иногда Мо и Со. Вместе с металлошихтой загружают некоторое количество неметаллической шихты: известь (2-3% от садки); твердые окислители ( агломерат или окатыши 1 – 1,5 %) , если требуется обезуглероживание и дефосфорация. Содержание углерода д.б. на 0,3 – 0,5 % выше его содержания в стали. Завалку в печь осуществляют сверху при открытом своде с помощью 2-3х бадей за 5 – 10 мин. Завалку организуют так, чтобы на подину сначала упали куски мелкого лома, которые защищают подину от повреждения падающими крупными кусками лома. Стараются, чтобы крупный лом вперемешку со средним попал в срединную часть, а по краям, на откосах печи, расположился лом средних размеров. Последним заливают лом, т.е. его мелкие остатки и чугун. Неметаллические материалы добавляются в бадьи с металлошихтой или подаются по тракту сыпучих материалов. Второй способ позволяет присаживать их и в другие периоды плавки. Кокс и электродный бой, если они нужны ,заваливают на первый слой мелкого лома. Известь и твердые окислители загружают после завалки первой бадьи. В 90-е годы немецкая фирма «Fush – Systemtechnik» реализовала принципиально новый вариант загрузки лома. В специальных контейнерах или по наклонному транспортеру металлошихту сначала загружают в шахту, расположенную под печью. Далее она нагревается до t 500 – 700 С отходящими газами предыдущей плавки, после этого нагретую металлошихту грузят в печь. Этим сокращается плавление и на 20 – 25% снижается расход электроэнергии.

    Плавление шихты. Основной задачей здесь является максимально быстрое расплавление металлошихты. Поэтому, за исключением 5 – 10 мин, максимально используют мощность трансформаторов. Ускорению плавки способствуют повороты корпуса в одну и другую сторону на 40 – 45 градусов вокруг своей оси, это дает возможность получить не 3, а 9 колодцев. Продолжительность периода плавления определяется удельной мощностью трансформаторов, и при классической технологии составляет 35 – 65% от времени всея плавки. В конце расплавления ванна д.б. покрыта слоем шлака основность 1,5 – 2 %. Его количество в основном зависит от содержания Si в металлошихте и может колеблеться в пределах 5 – 10%. После окончания плавки берут пробу Ме, определяют содержание примесей, прежде всего углерода и фосфора.

    Окислительный период проводится для решения следующих задач:

    1)Обезуглероживание Ме до содержания углерода, соответствующего требования готовой стали.

    2)Дефосфорация Ме до содержания фосфора на 0,01 – 0,015% ниже требуемого в готовой стали.

    3)Нагрев Ме до температуры , превышающей температуру плавления на 100 – 130 С.

    4)Удаление из Ме серы и газов (Н,N).

    Обезуглероживание Ме проводится с помощью присадок тв.окислителей и продувки газообразным кислородом. Нагрев Ме проводится синхронно с обезуглероживанием. Сложной задачей периода является дефосфорация Ме, особенно если в шихте было высокое содержание фосфора. Ее решают обновлением шлака, при этом фосфор удаленный из Ме, выводится из процесса окончательно. Обновление шлака проводят одним иди двумя скачиваниями. Это бывает непросто обеспечить, т.к. шлак в электропечах плохо вспенивается. Для интенсификации вспенивания шлака, а следовательно, и для дефосфорации, в печь подают шлакообразующую смесь известь – тв.окислитель – плавиковый шпат в соотношении 7:3:1. Обновлении шлака также способствует десульфурации металла, степень которой может достигать 50%. Окончательно же задача по удалению S из Ме решается в восстановительном периоде. Дегазация Ме обеспечивается выделяющимися из ванны пузырями СО. Для хорошей дегазации скорость окисления углерода д.б. не менее 0,4 % в начале окислительного периода, не менее 0,2 % - в конце.

    Восстановительный период. Здесь плавка ведется под восстановительным белым шлаком, содержащим к концу периода Fe< 0,5 %. Это позволяет решить ряд задач, такие как:

    1)диффузионное раскисление Ме;

    2)завершение десульфурации Ме, т.е. достижение остаточного содержания Si;

    3)легирование Ме;

    4)регулирование температуры металла.

    Диффузионное раскисление Ме – отличительная черта восстановительного периода плавки. Оно основано на свойстве FeO растворяться как в шлаке так и в металле. Этот прочес можно представить: (FeO)[O]+[Fe]. При уменьшении концентрации FeO в шлаке создаются идеальные условия раскисления, когда продукты раскисления не остаются в металле. Низкое содержание FeO в шлаке лучше оказывается на десульфурации Ме. Коэффициент распределения S к концу восстановительного периода равен 40 – 70 , при этом остаточное содержание S в металле < 0,01%. Ферросплавы, содержашие туго – плавкие элементы (Cr, W, Mn) присаживают в начале периода, а легкоплавкие (V, Si) – в конце. Элементы, имеющие самое сильное сродство к кислороду (Al, Ti), обычно присаживают на выпуске в ковш. Переход к восстановительному периоду осуществляется след.образом: после завершения окислительного периода максимально полное скачивание шлака, чтобы вывести из процесса фосфор, содержащийся в нем; далее в печь или загружают в кусковом виде, или вдувают в виде порошка смесь из извести, плавикового шпата и шамота в соотношении 5:1:1 в количестве 2 – 3,5%. Из этой смеси в течении 15 мин формируется начальный шлак, содержащий до 60% СаО, 10 – 15% CaF, 5 – 10% SiO, 3,5 – 5% FeO. Для раскисления этого шлака на него загружают коксик и снижает содержание FeO примерно до 1,5%. При этом шлак меняет цвет: из черного становится серым. Дальнейшее раскисление шлака осуществляется смесью коксика и ферросилиция ФС 75. Содержание FeO снижают до 0,5 % и менее, при этом шлак становится белого цвета.

    Выпуск плавки. При классической технологии во время выпуска еще раз используют раскисляющую и десульфурирующую способность белого печного шлака. Для этого в сталеразливочный ковш по возможности полно сливают шлак, а затем на него выпускают металл, наклоном печи регулируют время выпуска Ме из печи от 5 до 10 минут, при необходимости в ковш подают метариалы, содержащие элементы с сильным сродству к кислороду (Al, Ti, Ca). После окончания выпуска Ме наклоном печи в противоположную сторону через рабочее окно сливают остатки шлака. Продолжительность общей плавки равна 3 – 5 часам. В основном это связано с проведением восстановительного периода. В настоящее время задачи глубокой десульфурации, а также раскисления и легирования Ме успешно решаются при ковшевой обработки стали. Поэтому современная технология выплавки стали имеет несколько вариантов, отличающихся от классического.

    3 Расчетная часть шихты для выплавки стали марки 30ХМА

    1 Исходные данные

    Расчет материального баланса производится на 100 кг шихты ( углеродистый лом + чугун + ферромолибден). Молибден обладают меньшим сродством к кислороду, чем железо, поэтому их обычно задают в печь в составе металлической завалки. Химический состав углеродистого лома, чугуна, ферромолибдена и готовой стали представлен в таблице 1.

    Таблица 1 - Состав исходных материалов и готовой стали

    Наименование

    Элементы, %

    С

    Mn

    Si

    P

    S

    Cu

    Ni

    Mo

    Cr

    Fe

    Лом углеродистый ГОСТ 4543-71

    0,33

    0,45

    0,27

    0,08

    0,035

    -

    -

    -

    0,18

    ост

    Ферромолибден ФМо58 ГОСТ 4759-91

    Не более

    -

    -

    -

    -

    -

    -

    -

    -

    -

     

    Готовая сталь марки 30ХМА ГОСТ 4543-71

    0,29-0,37

    0,3-0,60

    1-1,40

    0,035

    0,035

    0,3

    0,3

     

    0,8-1,1

    ост

    Не более

    Чугун

    4

    1,5

    0,5

    0,08

    0,04

    -

    -

    -

    -

    -

     

    Химический состав шлакообразующих, окислителей и заправочных материаловм приведен в таблице 2.

     

     

     

     

     

     

    Таблица 2 – Химический состав шлакообразующих, окислителей и заправочных материалов

     

    Состав, %

     

    Cao

    MgO

    Mn

    SiO

    AlO

    FeO

    CaF

    PO

    Влага

    Известь

    92

    3,3

    -

    2,5

    1,2

    0,9

    -

    0,1

     

    100

    Кварцит

     

     

     

    98

    1

    1

     

     

     

    100

    Шамот

    0,7

    0,3

    -

    63

    35

    1

     

     

     

    100

    Плавиковый шпат

     

     

     

    4

     

    1

    95

     

     

    100

    Железная руда

    6,2

     

     

    2,8

    1

    90

     

     

     

    100

    Магнезит

    1

    92

    1

    3

    1

    2

     

     

     

    100

    Химический состав применяемых при выплавке раскислителей и легирующих приведен в таблице 3.

    Таблица 3 - Химический состав раскислителей и легирующих

    Наименование материала

    Элемент, %

    Si

    Mn

    Cr

    C

    P

    S

    Ферросилиций ФС75 ГОСТ 1415-93

    74-80

    не более

    0,4

    0,3

    0,1

    0,04

    0,02

    Силикомарганец MnC22 ГОСТ 4756-91

    20-25

    Не менее 65

    не более

    -

    1

    0,1

    0,02

    Феррохром ФХ800Б ГОСТ 4757-91

    не более 2

     

    не менее 65

    не более

    8

    0,05

     

     

    На основе практических данных в таблице 4 привидены коэффициеннеты усвоения элементов из применяемых ферросплавов.

    Таблица 4 - коэффициенты усвоения элементов из применяемых ферросплавов и кокса

    Наименование материала

    Элемент

    Коэффициент усвоения(), %

    Ферросилиций Силикомарганец \ Феррохром Ферромолибден Ферротитан Никель Алюминий Кокс

    Si Si Mn Cr Mo Ti Ni Al C

    70 70 97 98 100 50 100 50 60

     

    1.2 Расчет составляющих завалки

    Задаемся химическим составом готовой стали (таблица5). Таблица 5 - Химический состав готовой стали

    Элемент

    C

    Si

    Mn

    Cr

    Ni

    Mo

    P

    S

    Cu

    не более

    Содержание, %

    0,33

    1,7

    0,45

    1,45

    0,3

    -

    0,035

    0,035

    0,3

     

    Соотношение между составляющими шихты определяется следующим образом.

     

    Соотношение между составляющими шихты определяется следующим образом.

     

    1.2.1 Шихтовка по углероду

    Согласно данным из таблицы 1, в шихту вносится 90% - 0,22 углерода в углеродистом ломе , и 10% - 0,45 углерода в чугуне , углеродом ферромолибдена можно пренебречь, т.е. С=0,67%, (1)

     

    После расплавления в металле д.б. углерода СС= - , (2) где - количество окисленного углерода в период расплавления, %. В зависимости от количества окислителя, легковесности металлического лома и других факторов = по абсолютной величине. Принимаем =. В тоже время содержание углерода в металле по расплавлению можно выразить соотношением

    С= , (3) где - содержание углерода в металле в конце окислительного периода, % ;

    - 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 = . можно выразить соотношением

    = <img width="32" height="24" src="скачать dle 10.6фильмы бесплатно