Технология выплавки некоторых марок легированных сталей

Выплавку легированных сталей осуществляют с учетом основ­ных моментов ведения плавки в основных дуговых электропечах, изложенных ранее, и с учетом особенностей, характерных для леги­рованных сталей. Однако в связи со специфическими требованиями, предъявляемыми к сталям отдельных марок или группам сталей, и в связи с различным химическим составом конечного металла и со­става ванны по ходу плавки технология выплавки имеет и свои особенности. Поэтому в цехе для выплавки сталей определенных марок или групп сталей разрабатывают частные технологические инструк­ции. Ниже рассматриваются особенности выплавки некоторых наи­более характерных сталей.

Выплавка шарикоподшипниковой стали

Наиболее распростра­ненной шарикоподшипниковой сталью, выплавляемой в основных ду­говых электропечах, является сталь ШХ15, содержащая 0,95— 1,1% С; 0,15—0,35% Si; 0,2—0.4% Mn; 1,3—1,6% Cr и не более 0,3% Ni. Специфическим требованием, предъявляемым к шарикоподшипниковой стали, является необходимая чистота по неметалличе­ским включениям.

Результаты специально проводимых исследований и многолет­няя практика применения шарикоподшипников показывают, что оча­ги поверхностного разрушения подшипников возникают преимущест­венно в местах присутствия неметаллических включений. Крупные неметаллические включения особенно оксидные недопустимы в ша­рикоподшипниковой стали. При этом чем более ответственным яв­ляется назначение подшипника, тем чище по неметаллическим вклю­чениям сталь должна применяться для его изготовления.

Оценка загрязненности стали неметаллическими включениями ведется отдельно по оксидным, сульфидным и глобулярным включе­ниям путем сравнения шлифованных образцов при увеличении в 100 раз с пятибалльной шкалой. Чем выше балл, тем грязнее сталь по неметаллическим включениям. Согласно ГОСТ 801—61, загряз­ненность шарикоподшипниковой стали, поставляемой в горячеката­ном состоянии (круг диаметром 130 мм), не должна превышать по оксидам 3 балла, по сульфидам 2,5 балла и по глобулям 3 балла.

В соответствии с характером основных требований, предъявляе­мых к шарикоподшипниковой стали, необходимо проводить плавку так, чтобы обеспечить получение чистой стали. Шарикоподшипнико­вая сталь ШХ15 выплавляется на свежей шихте с окислением или методом переплава отходов. В цехах, оборудованных электропечами для выплавки синтетического шлака, шарикоподшипниковая сталь обрабатывается в ковше этим шлаком.

Шарикоподшипниковую сталь можно выплавлять только на электропечах с хорошим состоянием футеровки, без ям на подине или сорванных откосов. Электропечь также должна быть хорошо герметизирована. Шихту составляют из 80-90% крупного и сред­него углеродистого лома, 10—20% мелких углеродистых отходов. Часть лома (до 30%) иногда заменяют передельным чугуном. В шихту не должны попадать хромистые и кремнистые отходы, а также ржавый лом и стружка. Избыток углерода в шихте состав­ляет о,4—0,6%, т. е. в шихте должно содержаться 1,35—1,55 % C.

В завалку также дают известь 1—2% от массы шихты. Поря­док загрузки аналогичен описанному ранее. После появления в цент­ре печи расплавленного металла в печь присаживают 0,8-1,0 % извести, 0,1—0,2% плавикового шпата и 0,1—0,2% шамотного боя. Во время плавления в печь периодически загружают железную ру­ду: первую порцию в количестве 0,4—0,6% за 30—40 мин, вторую в количестве 0,8—1% за 20—30 мин и, наконец, третью порцию в ко­личестве 0,4—0,6% за 15—20 мин до окончания расплавления. По­добные мероприятия обеспечивают получение в период плавления достаточно жидкоподвижного пенистого шлака, который большей частью самотеком сходит из печи.

После расплавления ванну тщательно перемешивают и отбира­ют пробу металла на полный анализ (С, Mn, P, S, Cr, Ni и Cu). В первой пробе должно быть ≥1,05%) С, ≤0,4% Cr, ≤0,25 % Cu, ≤0,25% Ni. При низком содержании углерода или при содержании хрома, никеля и меди выше указанных пределов плавку переводят на другую марку стали.

Окислительный период начинается при достаточно нагретом металле и проводится интенсивно со сходом шлака самотеком через порог. Окисление ванны проводится железной рудой и газообразным кислородом. Количество выгоревшего в окислительный период угле­рода должно быть ≥0,2% при средней скорости окисления, считая от начала окислительного периода до скачивания шлака ≥0,3%/ч.

В этот период каждые 10—12 мин отбирают пробы металла для определения содержания углерода, марганца и фосфора. При содер­жании ≥0,75% C и ≤0,015% P спустя 10 мин после дачи послед­ней порции железной руды или прекращения продувки ванны кис­лородом отбирают пробу металла и присаживают 5—5,5 кг/т пере­дельного чугуна для обеспечения хорошего кипения металла. Спустя 3—5 мин после присадки чугуна приступают к полному скачиванию окислительного шлака. Общая выдержка ванны от момента присадки последней порции железной руды или прекращения продувки кислородом до начала скачивания шлака составляет не менее 15 мин. Содержание углерода в металле к началу периода рафинирования должно быть таким, чтобы после удаления окислительного шлака можно было бы науглеродить металл на 0,05—0,15%о электродным боем или коксом.

Далее производится предварительное осадочное раскисление кусковым ферросилицием ФС75 (1,3 кг/т), ферромарганцем по расчету и алюминием на штанге (0,3 кг/т). Ванну перемешивают после присадки ферросилиция и ферромарганца, а также после присадки алюминия, а затем на зеркало металла присаживают ∼ 0,1 % коксовых отсевов.

Для наведения рафинированного шлака используют смесь из извести (15—25 кг/т), плавикового шпата (2—3 кг/т) и шамотного боя (2—3 кг/т). На шлак присаживают кокс в количестве 0,5—0,7 кг/т; заслонку печи закрывают и выдерживают 5—10 мин. Через 5—10 мин после проплавления шлаковой смеси шлак перемешивают до получения однородного состава, отбирают последовательно через 5 мин две пробы металла и шлака на химический анализ и продол­жают раскисление шлака молотым коксом из расчета 0,4—0,65 кг/т в зависимости от степени раскисленности шлака после его наведения.

После присадки кокса дают 10—15 мин выдержку, затем шлак и металл перемешивают, отбирают пробы металла и шлака и при­саживают в ванну феррохром на нижний предел по хрому. Раскисление ванны молотым ферросилицием в количестве 2—2,5 кг/т про­изводят в три приема по расчету 0,6—0,85 кг/т в каждый прием. Первую порцию присаживают сразу после легирования ванны хро­мом, а две последующие — с интервалом 12—15 мин. При этом предусматривается выдержка в течение 10 мин с последующим пере­мешиванием металла и шлака. Спустя 12—15 мин после присадки третьей порции металл проверяют на нагрев путем слива его из ложки на плиту и на степень раскисленности — в стаканчик; при не­обходимости присаживают ферросплавы для окончательной коррек­тировки химического состава металла и затем печь обесточивают. Состав металла корректируют из следующее содержания примесей: 0,98—1 % C, 0,25-0,3 % Mn, 1,43-1,5% Cr.

При отключении печи присаживают последнюю раскислительную смесь, состоящую из мелкоизмельченной извести (1,5 кг/т) алю­миниевого порошка (1,2 кг/т) и при необходимости древесного угля (0,15 кг/т). Шлак и металл перемешивают, измеряют температуру металла термопарой погружения и проводят окончательное раскис­ление металла кусковым алюминием из расчета 0,5 кг/т. Продолжительность рафинирования по описанной технологии составляет 1 ч 80 мин— 1 ч 45 мин.

О составе шлака по ходу плавки необходимо знать следующее:

• после наведения белого шлака содержание FeO не должно превы­шать 0,5%;
• перед присадкой феррохрома содержание FeO не должно превышать 0,4%, а содержание CaC₂ должно превышать 1,5%;
• после окончания раскисления ванны молотым ферросили­цием содержание FeO и CaC₂ должно быть
• перед выпуском плавки после раскисления металла кусковым алюминием и перемешивания ванны содержание FeO и CaC₂ должно быть ≤0,5% (каждого).

Оптимальная температура металла при выплавке стали в 30—50-т электропечах с последующей разливкой сифонным способом на слитки массой 2—4,5 т должна составлять: перед полным скачиванием окислительного шлака 1580—1610, после наведения белого шлака 1560—1580, перед выпу­ском из печи 1560—1580, в ковше 1530—1550° С.

При проведении плавки методом переплава шихту составляют из отходов шарикоподшипниковой стали. Часть отходов этой стали можно заменять отходами других хромистых сталей, а также отхо­дами углеродистой стали в количестве не более 20%.

Во время плавления после появления в центре печи расплавлен­ного металла присаживают известь в количестве 5—8 кг/т. За 20— 35 мин до полного расплавления ванну перемешивают и отбирают пробу металла на полный анализ. При достижении температуры металла 1550-1570° С из печи скачивают шлак.

К началу периода рафинирования в металле должно быть не более 0,92 % С, 0,33% Mn и 0,02% P. Если содержание одного из ука­занных элементов выше, чем нужно для нормального проведения плавки, в печь присаживают железную руду или ванну продувают кислородом для частичного окисления. После того как железная ру­да прореагирует, отбирают пробу металла и при получении удовлетворительного анализа ванну раскисляют чугуном и затем присту­пают к скачиванию шлака.

При проведении плавок методом переплава предварительное раскисление металла чугуном, коксом, кусковым ферросилицием, ферромарганцем и кусковым алюминием производят так же, как и на плавках с окислением. Недостающее количество хрома вносят в ванну феррохромом после раскисления шлака коксом. В остальном рафинирование металла проводят так же, как на плавках с окисле­нием. Различие состоит только в расходе молотого ферросилиция (1,8—2 кг/т вместо 2—2,5 кг/т в плавках с окислением).

В случае обработки стали в ковше синтетическим шлаком плав­ку в электропечи проводят как с полным окислением, так и методом переплава. Расплавление и окислительный период проводятся по обычной технологии.

Диффузионное раскисление металла в печи шлаком не приводит­ся. Поэтому содержание оксидов железа в шлаке вплоть до выпу­ска остается высоким. Окончательное раскисление металла ферроси­лицием и алюминием проводят во время выпуска в ковше.

Выплавка конструкционной хромоникелевой стали

Хромонике­левые стали (20ХН—50ХН, 12ХНЗ, 12Х2Н4А и др.) выплавляют в основной печи как с окислением на свежей шихте, так и методом переплава. При ведении плавки с окислением шихту составляют из углеродистых отходов (50—60%), отходов хромоникелевых сталей (40—50%), металлического никеля и науглероживателя (кокса или электродного боя). По расплавлении содержание углерода в метал­ле должно быть ≥0,3 % при выплавке низкоуглеродистой стали (20ХН, 12ХНЗА, 12Х2Н4А и т. д.), ≥0,5% при выплавке среднеуг­леродистой стали типа 40ХН, 45X14 и ≥0,6% при выплавке стали 50ХН. В завалку вместе с металлической частью шихты дают ~ 2 % извести.

После расплавления ∼2/3 шихты и появления в центре печи жидкого металла в печь загружают железную руду. Для ускорения расплавления куски шихты подрезают кислородом. Расход железной руды составляет 12—15 кг/т. Необходимо добиваться, чтобы шлак сходил самотеком через порог. После окончания присадок железной руды металл и шлак перемешивают и отбирают пробу металла для определения его состава.

В процессе плавления должно быть удалено 70—80% шлака. За 10—15 мин до полного расплавления в печь присаживают 10— 15 кг/т извести, 5—6 кг/т железной руды. К моменту расплавления этих присадок обычно заканчивается расплавление шихты. По рас­плавлении отбирают пробу металла на полный анализ и затем на­чинают окислительный период. Ванну окисляют железной рудой или газообразным кислородом. Средняя скорость окисления углерода, считая с момента расплавления до начала скачивания окислитель­ного шлака, должна быть ≥0,3%/ч, а количество выгоревшего уг­лерода за этот период ≥0,2%.

Через каждые 10—15 мин в окислительный период отбирают пробы металла на содержание углерода, марганца и фосфора. При достижении в металле содержания углерода на 0,07—0,1% ниже среднезаданного в готовой стали и содержания фосфора ≤0,015% после ввода последней порции железной руды или окончания про­дувки ванны кислородом дают 10-мин выдержку; затем отбирают пробы и скачивают полностью окислительный шлак. Продолжитель­ность окислительного периода, включая и скачивание шлака, не пре­вышает 1,5 ч.

После скачивания окислительного шлака, если требуется, наугле­роживают металл электродным боем или коксом, затем проводят осадочное раскисление металла кусковым силикомарганцем из рас­чета вюда марганца на нижний предел. Раскисление вместо силикомарганца можно проводить кусковым ферромарганцем и ферро­силицием.

Предварительно раскисленную ванну покрывают шлаковой смесью, составленной из извести, плавикового шпата, шамотного боя и иногда дополнительно кварцита (20—25; 3—5; 3—5; 3,5 кг/т соответственно). После расплавления шлаковой смеси отбирают пробу металла, измеряют температуру термопарой погружения и присаживают феррохром из расчета получения в металле нижнего предела заданного содержания и с учетом остаточного содержания хрома в металле.

После присадки феррохрома шлак раскисляют смесью, состоя­щей из коксика (0,6—1,2 кг/т) и порошкообразного ФС75 (1,8— 2 кг/т). В дальнейшем раскисление шлака ведут только порошком ферросилиция марки ФС75, общий расход которого составляет 3,5—5 кг/т. Должен быть получен белый шлак, рассыпающийся, в порошок, с содержанием 0,6—0,8% FeO. Для корректировки состава шлака используют коксик.

Через 15—20 мин после присадки феррохрома производят тща­тельное перемешивание металла и с интервалом в 5 мин отбирают три пробы металла. После получения результатов экспресс-анализа проводят корректировку содержания примесей на среднее их содер­жание в данной стали. Содержание кремния в металле к моменту выпуска доводят до 0,25—0,28% присадкой порошкообразного фер­росилиция. За 5—6 мин до выпуска после измерения температуры металла термопарой погружения и определения его раскисленности по поведению в стаканчике отбирают пробу шлака на содержание FeO, которое не должно превышать 0,5—0,7%.

За 2—5 мин до выпуска металл раскисляют кусковым алюми­нием, прикрепляемым к штангам. Расход алюминия зависит от со­става выплавляемой стали и требуемого размера зерна. Например, при выплавке сталей 20ХН—50ХН расход алюминия составляет 0,4—0,5 кг/т, а при выплавке сталей 12ХР12А—ЗОХНЗА 0,8—1 кг/т. Перед выпуском металл и шлак тщательно перемешивают.

В случае микролегирования стали титаном (до 0,1%) и бором (0,002-0,005%) во время выпуска в ковш вводят ферротитан и ферробор или ферроборал в кусках размером до 70 мм.

В последнее время на ряде отечественных заводов некоторые ле­гированные стали выплавляют одношлаковым процессом без скачи­вания окислительного шлака и с добавкой ферросплавов под этот или слабовосстановительный шлак при окончательном раскислении металла в ковше. Длительность плавки сокращается на 10—15%, расход электроэнергии — на 5—10%.

Выплавка быстрорежущей стали

Высокая твердость инструмен­тальной стали достигается увеличением в ней содержания углерода и соответствующей термообработкой. Поэтому все инструменталь­ные стали, в том числе и быстрорежущие, являются высокоуглеро­дистыми. Содержание серы и фосфора >0,03% повышает хрупкость стали. Марганец и никель увеличивают количество остаточного ау­стенита и затрудняют термообработку стали. Поэтому содержание этих элементов в быстрорежущей стали допускается только по 0,4%.

Неравномерное распределение карбидов в стали вызывает не­равномерную твердость. Надежным способом уменьшения карбид­ной неоднородности слитков является уменьшение массы, поэтому быстрорежущую сталь разливают в слитки относительно небольшой массы (200—750 кг) и выплавляют преимущественно в 5—10-т ду­говых электропечах.

Плавку ведут методом переплава легированных отходов либо с продувкой кислородом, либо без окисления. Необходимо иметь в виду, что молибден и вольфрам в быстрорежущей стали в некоторой степени взаимозаменяемы на основании следующего соотношения: 1 % Mo заменяет 2% W. Содержание молибдена в стали Р18М пре­дусматривается до 1 %, а в стали Р9М — 0,6%.

При переплаве легированных отходов с продувкой кислородом шихту составляют из отходов выплавляемой стали или других отходов, подходящих по химическому составу (≤80%), расчетного количества ферровольфрама и мягкого железа. В шихту можно вво­дить отходы хромоникелевых сталей Х13Ю и др. При выплавке молибденсодержащей быстрорежущей стали в завалку можно давать отходы таких конструкционных сталей, как 38ХМЮА и др.

Мягкое железо и ферровольфрам подбирают с минимальным со­держанием фосфора. При отсутствии легированных отходов шихту составляют из чистых по фосфору углеродистых отходов, ферро­вольфрама и феррохрома. Ферровольфрам при загрузке дают поверх остальной шихты в центр, что обеспечивает его более быстрое рас­плавление, феррохром загружают ближе к стенкам.

Перед завалкой металлической шихты на подину загружают шлаковую смесь в количестве 1—1,5% из извести, шамота и плави­кового шпата. Плавление ведут при максимальной мощности транс­форматора. По расплавлении основной массы шихты начинают про­дувку кислородом. Для ускорения плавления тугоплавкой воль­фрамсодержащей шихты перед продувкой желательно иметь в ван­не ~0,6% Si. Продувку газообразным кислородом ведут до полно­го расплавления всей шихты и окисления излишнего углерода. Пос­ле продувки ванну тщательно перемешивают, отбирают пробу метал­ла на химический анализ и приступают к раскислению. Для максимального использования легирующих элементов шихты окислитель­ный шлак не спускают.

Началом периода рафинирования ванны можно считать момент присадки первой порции раскислительной смеси из кокса и молотого ферросилиция. В начале рафинирования для получения шлака нор­мальной консистенции присаживают соответствующее количество извести. После получения анализа на содержание углерода в первой пробе по расплавлении присаживают расчетное количество ферро­хрома.

Рафинирование проводят без скачивания шлака, чтобы умень­шить потери легирующих элементов. Скачивание шлака возможно только в случае неудовлетворительной основности, получения магне­зиального шлака или при необходимости науглероживания металла. Рафинирование проводят под белым или карбидным шлаком, но перед выпуском карбидный шлак обязательно переводят в белый. Легирование металла ванадием и корректирование по содержанию вольфрама проводится не позднее, чем за 15—20 мин до выпуска. За 2—3 мин до выпуска металл раскисляют кусковым алюминием в количестве 0,3 кг/т. Металл выпускают вместе со шлаком. Продол­жительность рафинирования составляет 1 ч 30 мин — 2 ч. Температура металла в ковше при разливке сифоном по слиткам массой 500—750 кг должна быть 1550—1590° С.

При переплаве легированных отходов без окисления шихту со­ставляют так же, как и при выплавке с окислением кислородом. В конце расплавления металл энергично перемешивают для ускоре­ния расплавления ферровольфрама. После полного расплавления шихты начинают раскисление шлака. В остальном процесс ведут, как и при переплаве легированных отходов с окислением кисло­родом.

Поскольку продолжительность расплавления тугоплавких вольфрамсодержащих отходов и ферровольфрама без продувки ванны кислородом заметно возрастает, плавки без окисления в настоящее время проводят только в случае отсутствия или недостатка кисло­рода.

Выплавка нержавеющей стали

Введение в сталь 12% Cr и бо­лее делает ее коррозионностойкой [Процесс химического или электрохимического разрушения ме­талла вследствие взаимодействия их с внешней средой называется коррозией.] в атмосфере воздуха и многих промышленных средах. Содержание хрома в стали создает очень тонкую, но достаточно прочную и непроницаемую пленку оксидов. При этом хром должен быть равномерно растворен в железе. Обра­зование карбидов обедняет твердый раствор хрома и понижает со­противление коррозии. Разнообразие предъявляемых к стали требо­вании обусловливает необходимость выплавлять нержавеющую сталь нескольких видов, которые разделяются на аустенитные (хро­моникелевые) и ферритные (хромистые).

Высокими антикоррозионными свойствами обладают хромоникелевые стали, содержащие 17—19% Cr и 8—11% Ni; у этих сталей образуется однофазная аустенитная структура после закалки при 1150° С в воде. Содержание углерода должно быть ниже предела его растворимости в аустените при комнатной температуре, т. е. 0,05—0,06%. При более высоком содержании углерода он выделя­ется из раствора и образует карбиды хрома. Располагаясь по гра­ницам зерен аустенита, карбиды обедняют его хромом и в стали появляется склонность к межкрнсталлитной коррозии, которая на­рушает связь между зернами. Для уменьшения развития межкристаллитной коррозии в хромоникелевую сталь вводят сильные карбидообразующие элементы, как, например, титан или ниобий. Угле­род в этом случае связывается в прочные карбиды, которые не рас­творяются в аустените при закалке. Поэтому такие стали, как X18Н10Т, Х18Н9Т и им подобные, находят широкое применение.

Однако необходимо иметь в виду, что на участках, обедненных углеродом, появляется феррит или α-Fe, содержание которой выше некоторого предела затрудняет горячую механическую обработку. Содержание α-Fe увеличивается в присутствии кремния, алюминия, хрома и титана и уменьшается в присутствии никеля и марганца. Поэтому содержание хрома в готовой стали должно быть ближе к нижнему пределу, а содержание никеля и марганца — ближе к верх­нему пределу.

Для улучшения обрабатываемости нержавеющей стали в нее иногда добавляют ~0,5% Fe, что обеспечивает хорошее отделение стружки.

Стали с содержанием >13% Cr и

Поскольку нержавеющая сталь находит широкое применение, не­обходимо наладить ее производство на специализированных печах. Если по размерам заказов подобную специализацию нельзя осуще­ствить, то выплавку нержавеющей стали можно проводить кампаниями. После холодного ремонта печи выплавка нержавеющей стали возможна только начиная с пятой плавки, после выпуска низкоугле­родистой стали.

Следует иметь в виду; что при выплавке нержавеющих сталей марок Х17Н13М2Т и Х17Н13М3Т никель, ферротитан и ферромолиб­ден необходимо контролировать на содержание таких вредных при­месей, как свинец, олово, сурьма, мышьяк и висмут. Из имеющихся ферросплавов необходимо выбирать партии с минимальным содер­жанием этих примесей.

Выплавка нержавеющей стали осуществляется методом перепла­ва легированных отходов с окислением кислородом или на свежей шихте с окислением. При выплавке нержавеющей стали переплавом легированных отходов с окислением кислородом шихту составляют из 70% отходов выплавляемой или другой аналогичной стали, в том числе ≤30% стружки, феррохрома и никеля по расчету и мягкого железа с минимальным содержанием фосфора. Расчетное содержа­ние хрома в шихте зависит от конечного содержания углерода в металле.

С увеличением содержания углерода в данной стали возраста­ет расчетное содержание хрома в шихте. Такая закономерность вы­звана тем обстоятельством, что присутствие такого количества хро­ма в ванне затрудняет окисление углерода до низких пределов. Рас­четное содержание углерода в шихте должно быть ≥0,3%, а крем­ния 0,8—1,2%, так как присутствие кремния ускоряет плавление хромистых отходов. Перед завалкой на подину следует присаживать известь (≥1,5%).

Плавление шихты ведут при максимальной мощности трансфор­матора; за 10—15 мин до полного расплавления (до начала интен­сивного кипения) ванну начинают продувать кислородом. Полным расплавлением шихты следует считать начало интенсивного окисле­ния углерода. По расплавлении отбирают пробу металла на полный химический анализ и продолжают продувку ванны кислородом. Про­дувку ванны начинают при включенной печи, а в момент закипания ванны печь отключают. Во время продувки отбирают одну-две про­межуточные пробы металла на содержание углерода, хрома и ни­келя. Момент окончания продувки определяется по уменьшению ки­пения ванны и выбивания пламени, а также из сопоставления резуль­татов анализа промежуточной пробы с продолжительностью про­дувки после ее отбора.

По окончании продувки отбирают пробу металла и, не включая печь, раскисляют ванну силикомарганцем, и при наличии достаточно жидкоподвижного шлака в ванну присаживают расчетное количест­во подогретого феррохрома. Шлак раскисляют дробленым силикохромом или ферросилицием в кусках размером до 30 мм. Расход ферросилиция составляет ~3 кг/т. При раскислении шлака снижа­ется его основность и ухудшаются условия восстановления из шлака оксидов марганца. Поэтому целесообразно присадку раскислителей производить с добавкой извести (15—20 кг/т).

Для получения заданных содержаний хрома, марганца и крем­ния дальнейшее раскисление целесообразно проводить при энергич­ном перемешивании шлака и металла. После окончания перемеши­вания на шлак задают вторую порцию молотого ферросилиция в ко­личестве 3 кг/т, производят вторичное энергичное перемешивание ванны и отбирают две пробы металла с интервалом 5 мин для опре­деления содержаний углерода, хрома, никеля, марганца, молибдена.

После расплавления феррохрома и раскисления шлака послед­ний при достаточном нагреве металла скачивают и затем наводят новый в количестве 1,5% из плавикового шпата и извести в соотно­шении 1:2—1:5. Шлак раскисляют алюминиевым порошком (1 — 2 кг/т), ферросилицием или силикокальцием. После раскисления шла­ка измеряют температуру металла и присаживают подогретый ферро­титан. До 50% необходимого количества ферротитана может быть заменено металлическим или губчатым титаном, присаживаемыми в ковш. Металл в этом случае перед выпуском раскисляют алюми­нием (1 кг/т).

При выплавке нержавеющих сталей, в которых не предусматри­вается содержание титана, его следует присаживать из расчета вве­дения 0,4% без учета угара. После присадки ферротитана шлак целесообразно раскислить молотым силикокальцием (1,5 кг/т), пере­мешать ванну и выпустить металл в ошлакованный ковш вместе со шлаком. Общая продолжительность рафинирования составляет 45— 90 мин.

При выплавке стали на свежей шихте с окислением шихту со­ставляют из углеродистых отходов и никеля. Плавление и окисли­тельный период проводят, как и при выплавке конструкционных сталей, на свежей шихте. По расплавлении содержание хрома в ме­талле должно составлять ≤0,5%, а количество окисленного угле­рода в окислительный период ≥0,3%. После скачивания окислитель­ного шлака заводят шамотный шлак в количестве 1—1,5% от мас­сы металла, присаживают силикомарганец или ферромарганец и в два-три приема металл легируют хромом, добавляя феррохром. В остальном технология плавки аналогична технологии переплава легированных отходов с окислением кислородом.