Додаток до розрахунку матеріального балансу плавки

Додаток В

1 РОЗРАХУНОК ШИХТИ МАРТЕНІВСЬКОЇ ПЛАВКИ

Розрахунок шихти проводиться змінним виробничим майстром за результатами шихтовки попередньої плавки й коректується з урахуванням зміни кількості й хімічного складу чавуну, кількості брухту, кількості плавок по склепінню і стану подини.

Маса рідкого чавуну на плавку визначається виходячи із установлених норм. Маса твердого чавуну,який застосовується в завалку, становить 25-70 т, при цьому кількість рідкого чавуну зменшується на 50% від маси холодного чавуну. Шихта складається з розрахунку одержання по розплавлевані ванни масової частки вуглецю не менш 0,4% вище средньозаданої у готовій сталі. Витрата шихтових матеріалів на кожну плавку записується в паспорті плавки.

Так як, при технології донної продувки нейтральним газом зменшується витрата чавуну на 13 кг/т сталі, зробимо розрахунок матеріального балансу плавки до розплавлювання.

Вихідні дані для розрахунку: ємкість печі М=600 т; площа поду S=125 м²; витрата рідкого чавуну в шихту – 56%, лома – 44%; температура чавуну, що заливається в піч t_ч=1280^оС; хімічний склад чавуну й металевого брухту див. табл. 1

Хімічний склад неметалевої частини шихти (сипких), а також магнезитохромитового склепіння, забруднення й окалини брухту беремо із джерела.

Таблиця 1.1

Хімічний склад чавуну й металевого брухту.

1.1 Визначення середнього складу металошихти

а) Чавун вносить вуглецю:

б) Брухт вносить вуглецю:

в) Тоді сумарний вміст вуглецю в шихті складе:

2,32+0,09=2,41%.

Аналогічно розраховуємо вміст інших елементів. Результати розрахунку зводимо в таблицю 2

Таблиця 1.2

Вміст елементів внесених чавуном і брухтом

1. Визначення складу металу по розплавлені.

а) Вміст вуглецю, визначаємо по формулі:

(%С)_розпл=(%С)_розкис+(%ΔС)

де (%С)_розк – вміст вуглецю в металі перед розкисленням, %.Приймаємо (%С)_розк=0,21%; (%ΔС) – перевищення вмісту вуглецю в металі по розплавлюванні над змістом його в металі перед розкисленням, %. Приймаємо (%ΔС)=0,70%.

Тоді вміст вуглецю в металі по розплавлюванні складе:

(%С)_розпл=(%С)_розк+(%ΔС)=0,21+0,70=0,91%.

б) Вміст кремнію. При основному процесі в першому періоді плавки весь кремній металошихти окисляється до слідів, тому його вміст у металі по розплавлюванні приймаємо рівним нулю, (%Si)_розпл=0.

в) Вміст марганцю. Залежно від початкового вмісту марганцю в шихті, режиму спуска шлаків й інтенсивності продувки ванни киснем у період плавлення, залишковий вміст марганцю в металі по розплавлюванню звичайно становить 10-20% від середнього вмісту його в металошихті. У розрахунку цю величину приймаємо рівною - 15%. Тоді вміст марганцю по розплавлюванні складе:

(%Mn)_розпл=(%Mn)_ших·0,15=0,649·0,15=0,097%.

де (%Mn)_ших=0,649 – середній вміст марганцю в металошихті, % (табл 1.3.1).

г) Вміст фосфору. У період плавлення фосфор поводиться аналогічно марганцю. У розрахунку залишковий вміст фосфору в металі по розплавлюванні приймаємо 20% від середнього вмісту його в металошихті. Тоді вміст фосфору в металі по розплавлюванні складе:

(%Р)_розпл=(%Р)_ших·0,20=0,089·0,20=0,018%.

де (%Р)_ших=0,089 – середній вміст фосфору в металошихті, % (табл. 1.4.1).

д) Вміст сірки. При нормальних умовах ведення плавки в період плавлення залишковий вміст сірки в металі по розплавлюванні становить 80-90% від середнього вмісту його в металошихті. У розрахунку цю величину приймаємо рівною - 85%. Тоді вміст сірки в металі по розплавлюванні складе:

(%S)_розпл=(%S)_ших·0,85=0,044·0,85=0,037%.

де (%S)_ших=0,044 – середній зміст сірки в металошихті, % (табл. 1.4.1).

Отже склад металу по розплавленні буде, %:

2. Визначення кількості руди в завалку.

а) При продувці ванни киснем у період плавлення, кількість руди в завалку приблизно визначаємо по формулі:

(1.1)

де – вміст активного кисню в руді, що бере участь в окислюванні домішок металошихти в першому періоді плавки, %; – загальний зміст заліза в руді,% [8]; – кількість кисню, необхідне для окислювання домішок металу в першому періоді плавки, % відповідно до рекомендацій [9] приймаємо ; – кількість кисню, що надходить у першому періоді з газової фази печі, кг; К₁ – коефіцієнт, що враховує інтенсивність продувки ванни киснем у період плавлення. При помірній продувці ванни киснем у період плавлення, значення коефіцієнта К₁ можна приймати в межах 0,4-0,5.

У розрахунку приймаємо К₁=0,45.

б) Надходить кисню з газової фази печі

Кількість кисню, що надходить у ванну з газової фази печі в першому періоді плавки, визначається по формулі:

(1.2)

де μ₁ – середнє питоме надходження кисню у ванну з газової фази печі за період заливання чавуну й плавлення шихти, кг/м²·година. Залежно від палива й інтенсивності його спалювання коефіцієнт μ₁ можна приймати в межах 7,0-11,0 кг/м²·година. У розрахунку приймаємо μ₁=9,5 кг/м²·година. r – питоме навантаження на під печі (т/м²), рівна ємкості печі М діленої на площу поду S. У нашому випадку r=M/S=600/125=4,8 т/м². – тривалість періодів заливання чавуну й плавлення шихти, година.

Тривалість визначаємо по таблиці 5 [7], залежно від питомого навантаження на під печі. У нашому випадку при r=4,8 т/м², приймаємо години.

Підставляючи відомі величини у формулу (1.2), одержимо кількість кисню, що надходить у ванну з газової фази печі в першому періоді плавки:

Підставляючи знайдені величини у формулу (1.1), одержимо витрату руди в завалку:

3. Визначення кількості вапняку в завалку.

а) Кількість вапняку в завалку визначаємо по формулі:

(1.3)

де % СаО_вап = 52,5 % SiO_2изв = 2,1 – вміст СаО и SiO₂ в вапняке, %[11]; і – кількість SiO₂ і СаО, що надійшли в шлак першого періоду плавки, із всіх джерел, крім вапняку, кг приймаємо і відповідно до рекомендацій [10]; В_сп и В_розпл – основність спущеного шлаку і шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні, виражена через співвідношення СаО і SiO₂; М_шл – кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні, кг; М_шл – зміст SiO₂ у шлаку по розплавлюванні, %.

б) Кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні.

Кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні визначаємо по формулі:

(1.4)

де r – питоме навантаження на під печі, т/м². У розрахунку r=4,8 т/м²; 0,35 – переказний коефіцієнт, що враховує щільність шлаків; h₁ – бажана товщина шару шлаку, що залишається в печі по розплавлюванні, мм;

Залежно від ємкості печі й кількості шлаків, що спускає h₁ можна приймати 35-60 мм. У розрахунку приймаємо h₁=60.

Підставляючи відомі величини у формулу (1.4) одержимо:

в) Основність шлаку, що спускається (В_сп) і шлакі по розплавлюванні (В_розпл).

Залежно від кількості (%) чавуну в шихті й змісту в ньому кремнію, витрати руди в завалку й змісту в ній SiO₂, а також порядку завалки сипучих матеріалів і режиму спуска шлаків В_сп звичайно становить 0,7-1,1. У розрахунку приймаємо В_сп=0,85 [11].

Основність шлаку по розплавлюванні звичайно становить 1,7-2,1. У розрахунку приймаємо В_розпл=1,95 [11].

г) Зміст SiO₂ у шлаку по розплавлюванні .

Залежно від інтенсивності й режиму продувки ванни, кількості й режиму спуска шлаку, а також зміст кремнію в металошихті й витрати руди в завалку звичайно становить 15-21%. У розрахунку приймаємо: [11]. Тоді:

Підставляючи знайдені величини у формулу (3), одержимо витрату вапняку в завалку:

4. Визначення кількості шлаків, що утворюється в період плавлення (перший період).

а) Загальна кількість шлаку, що утвориться в період плавлення, визначаємо по формулі:

(1.5)

де – кількість шлакоутворюючих окислів, що надійшли в шлак в першому періоді плавки із всіх джерел, кг приймаємо [10];

– кількість шлаку, що залишився в печі по розплавлюванні, кг;

( ∑%FeO)_сп і (∑%FeO)_розпл сумарний зміст окислів заліза (FeO+Fe₂O₃) у спущеному шлаку й шлаках по розплавлюванні, %.

б) Зміст окислів заліза в шлаку (спущеному й по розплавлюванні).

Залежно від інтенсивності й режиму продувки ванни киснем, а також від кількості й порядку завалки руди й режиму спуска шлаків, зміст окислів заліза ушлаку, що спускається, становить звичайно 25-35% на початку спуска й 20-25% наприкінці . У розрахунку приймаємо зміст окислів заліза 25,0 % [11].

(%FeO)_сп+(%Fe₂O₃)_сп=25,0%

Відношення (%FeO) до (%Fe₂O₃) у спущеному шлаку приймаємо рівним 3,4, тоді (%FeO)_сп=3,4·(%Fe₂O₃)_сп+3,4·(%Fe₂O₃)_сп=25,0%. Звідки:

Зміст окислів заліза в шлаку по розплавлюванні також залежить насамперед від інтенсивності продувки ванни киснем у період плавлення й глибини занурення голівки фурми в шлак, а також від основності шлаку і температури металу й становить звичайно 15-25%. У розрахунку приймаємо цю величину рівною 18,5%, тобто:

(%FeO)_розпл+(%Fe₂O₃)_розпл=18,5%.

Відношення (%FeO) до (%Fe₂O₃) у шлаку по розплавлюванні приймаєморівним 3,8, тоді: (%FeO)_розпл=3,8·(%Fe₂O₃)_розпл або

(%Fe₂O₃)_розпл+3,8·(%Fe₂O₃)_розпл=18,5%.

Звідки:

Підставляючи знайдені величини у формулу (1.5), одержимо загальну кількість шлаків, що утвориться в період плавлення:

Тоді кількість спущених шлаків:

або:

4,713·100/9,088=51,9% (звичайно 50-70%).

Аналогічно розраховуємо кількість окислів заліза, кількість кисню й ін. Всі результати розрахунків зводимо в таблицю 3.

Таблиця 3

Матеріальний баланс першого періоду плавки.

Продовження таблиці 3

Нев’язка =

Додаток Г

Розрахунок шихти та матеріального балансу плавки марки 3ТРнс в ДСПА затверджених технічних умов.

Витрати: чавуну – 70%;

металевого брухту – 30%.

Таблиця 1

Хімічний склад металевої частини , сталі до розкислення і готової сталі, %

Таблиця 2

Хімічний склад неметалевих матеріалів , %

C Si Mn P S

Чавун вносить 2.870 0,525 0,315 0,105 0,021

Металобрухт вносить 0, 028 0,103 0,151 0,010 0,013

Середній склад 2,898 0,628 0,466 0,115 0,033

Визначаємо скільки видалиться домішків з ванни на 100 кг металу за весь період плавки ( від завалки до розкислення ), кг .

C 2,898 – 0,06 · 0,9 = 2,844

Si 0,628 0,628

Mn 0,466 – 0,08 · 0,9 = 0,394

P 0,115 – 0,030 · 0,9 = 0,088

S 0,033 - 0,030 · 0,9 =0,006

Fe (у дим) 1,100

5,060

Вихід приймаємо рівним 0,9 . Витрати заліза випарювання при продувці ванни технічно чистим киснем приймаємо 1,1 % . При цьому 10% S вигорає до SO тобто окислюються.

0,03 х 10 = 0,003 ~ 0,003 кг сірки .

Витрати кисню на окислення домішок складає :

C – CO₂ 2,844 · 32 / 12 = 7,584

Si – SiO₂ 0,628 · 32 / 28 = 0,718

Mn – MnO 0,394 · 16 / 55 = 0,115

P – P₂ O₅ 0,088 · 80 / 62 = 0,114

S – S O₂ 0,003 · 32 / 32 = 0,003

Fe – Fe₂ O₃ ( у дим ) 1,100 · 48 / 112 = 0,471

9,005

Враховуємо, що виділяючись ванни CO окислюється у робочому просторі печі до CO₂

Утворюється маса окислів , кг

CO₂ 2,844 · 44 / 12 = 10,428

SiO₂ 0,628 · 60 / 28 = 1,346

MnO 0,394 · 71 / 55 = 0,509

P₂ O₅ 0,088 · 142 / 62 = 0,202

S O ₂ 0,003 · 64 / 32 = 0,006

Fe₂O₃ 1,100 · 160 / 112 = 1,571

Перехід сірки у шлак , кг

0,06 – 0,006 = 0

При цьому практично не відновлюється кисень

Витрати кисню становлять , кг

9,505 – 0 = 9,505

Витрати вапна визначаємо по балансу CaO до SiO₂ у шлаку для отримання основності 2.6.

Для формування шлаку приймаємо витрату ставролитового концентрату - 0,4 кг .

Витрати футерівки у практичних умовах складають :

Доломіту 1,5 – 2,0 % ,

Магнезитохроміту 0,07 – 0,2 %, від маси металошихти .

Приймаємо витрати футерівки:

Доломіту 1,7 кг ,

Магнезитохроміту 0,1 кг на 100 кг металошихти

Витрати вапна позначаємо через х .

Кількість СаО у шлаці вноситься з матеріалів:

Футерівка :

А ) долoміт 1,7 / 100 · 53,00 = 0,901

Б) магнезитохроміт 0,1 / 100 · 1,50 = 0,002

Ставр. концентрат 0,4 / 100 · 0,6 = 0,0024

Вапно Х / 100 · 86,00 = 0,86x

____________________

0,905 + 0,86 х

Кількість SiO₂ у шлаці вносимого матеріалами , кг .

Металева шихта 1,346

Ставроліт. конц. 0,4 / 100 · 46,3 = 0,185

Футеровка

А) долoміт 1,7 / 100 · 3,00 = 0,051

Б) магнезитохроміт 0,1 / 100 · 4,50 = 0,005

Вапно x / 100 · 2 = 0,02x

________________________

1,587 + 0,02x

Замість Ca O та SiO₂ підставимо їх значення та визначемо витрату вапна

Металева шихта, вапно, ставролитовий концентрат вносять в шлак , та футеровка вносять в шлак : кг .

Таблиця 3

Складові шлаку, кг

Крім того, у ванні вміщується :

3,987 / 100 · 6,00 = 0,239 кг СО

3,987 / 100 · 1,00 = 0,040 кг НО

у обпаленому доломіті :

1,7 / 100 · 3,40 = 0,058кг СО

у магнезиті :

0,1 / 100 · 0,30 = 0,0003 кг СО

у ставролиті :

0,4 / 100 · 11,5 = 0,046 кг НО

маса шлаків без окислів заліза складає , кг :

7,863 – 0,073 = 7,790

Приймаємо вміст окислів заліза у шлаку 16 % Fe O та 6 % Fe O, тоді маса окислів заліза без FeO та FeO буде складати 78 % .

Маса шлаку дорівнює , кг :

7,790 / 78 · 100 = 9,987

Таблиця 4

Хімічний склад кінцевого шлаку, %

% SiO₂ = 1,667 / 9,987 · 100 = 16,69

%CaO = 4,334 / 9,987 · 100 = 43,40

% Mg O = 0, 805 / 9,987 · 100 = 8,06

% Al ₂O₃ = 0, 262 / 9,987 · 100 = 2,62

% MnO = 0,509 / 9,987 · 100 = 5,10

% P ₂O₅ = 0,202 / 9,987 · 100 = 2,02

%Cr₂ O₃ = 0,011 / 9,987 · 100 = 0,11

Сірка переходить в шлак незначно.

Розраховуємо фактичну основність шлаку в двохванному агрегаті:

Фактична основність шлаку

Маса окислів заліза у шлаку складає

9,987 – 7,790 = 2,197 кг, у тому складі :

FeO = 9,987 : 100 х 16 = 1,597 кг

Fe ₂O₃ = 2,197 – 1,597 = 0,600 кг

Приймаємо, що 90% вносимого ставролитом та футеровкою FeO відновлюється до заліза, а 10 % – до Fe O

Відновлювання Fe₂O₃ до заліза дає, кг :

А) кисню 0,073 · 0,9 · 48 / 160 = 0,020

Б) заліза 0,073 · 0,9 - 0,031 = 0,046

Відновлення Fe ₂ O₃ до FeO дає , кг :

А) кисню 0,073 · 0,1 · 16 / 160 = 0,0007

Б) FeO 0,073 · 0,1 - 0,001 = 0,007

Ця кількість FeO поступає у шлак.

Внаслідок окислення заліза утворюється, кг :

Окислюється заліза , кг :

1,597 · 56 / 72 + 0,600 · 112 / 160 = 1,242 + 0,42 = 1,662

Вихід сталі дорівнює , кг :

100 + 0,046 – 5,060 – 1,662 – 5,0 = 88,324

5,0 – витрата заліза у вигляді корольків заліза.

Знадобиться кисню на окислення домішок заліза , кг :

2,190 – 1,662 = 0,528

Всього знадобиться кисню на окислення домішків та заліза, кг :

9,005 + 0,528 – ( 0,020 + 0,0007 ) = 9,512

Цей кисень поступає з фурми та атмосфери печі .

Кількість утворенних газів за плавку в ДСПА, кг

Таблиця 4

Матеріальний баланс плавки до розкислення сталі

Нев’язка :

Допустима нев’язка до +0,020%

2.Розрахунок розкислення сталі

Хімічний склад розкислювачів

С Si Mn P Fe S

Fe SiMn 2.68 17.67 67.17 0,10 12.30 0,08

FeMn 7.0 5.0 71.17 0.10 16.70 0.03

Розкислення сталі проводиться у ковші при випуску металу з ДСПА, проводиться брикетованими феромарганцем та феро силікомарганцем, замість кускових феросплавів – феромарганцю та силікомарганцю.

Розрахунок необхідної кількості розкислювачів .

А) Середньозаданий вміст елементів у готовій сталі :

[ % Mn ] cep = 0,50 + 0,90 / 2 = 0,70 %

[ % Si] сер. = 0,10%

Б) недостає елементів до середньо завданого у готовій сталі :

[ % Mn ] = [% Mn ] cep – [% Mn ] k = 0,70 – 0,08 = 0,62%

в) необхідно ввести розкислювач .

Необхідна кількість розкислювачів визначаємо по формулі

де М розк – кількість присаджує мого розкислювача , кг ; [%m ] – недостає елементу до середньо заданого складу у готовій сталі, % М_мет – кількість рідкого металу в кінці плавки, кг ; a – угар елементу розкислювача у ковші ,% ; В – вміст елементу у розкислювачі,% .

Приймаємо угар елементів розкислювача :

Вуглецю – 15 % , кремнію – 30 % , марганцю – 25 % .

Витрата FeMn :

М _FeMn = ( 0,62 х 88,324 ) : 71,17 х 100 : ( 100 -25) = 1.026 кг

Витрата FeSiMn:

М_FeSiMn = ( 0.01 х 88,324) : 67,17 х 100 : ( 100 – 30) = 0,188 кг

Вихід рідкої сталі після розкислення

Таблиця 5

Вноситься у метал розкислювачами , кг.

елемент	Вноситься FeMn,кг	Вноситься FeSiMn, кг	Мел,кг
C			0,064
Si			0,055
Mn			0,638
P			0,0012
Fe			0,194
S			0,0005
усього	0,8153	0,1374	0,9527

Приймаємо , що фосфор розкислювачів повністю переходить у метал .

Вихід рідкої сталі в ковші дорівнює , кг

М_ст = 88,324 + 0,953 = 89,277

Перевірка хімічного складу готової сталі .

Вміст елементів у готовій сталі визначаємо за формулою :

2.2.3. Розрахунок теплового балансу плавки

Температура чавуну , заливає мого в піч 1320 С . Температура сталі перед випуском 1600 С . Тепловий баланс робочого перегляду двованої печі розраховуємо для однієї камери .

Прихід тепла

1.Фізичне тепло рідкого чавуну, тобто чавун, який поступає у піч при температурі 1320 С вносить :

Q ₁ = 70 х 0,755 х 1180 + 218 + 0,92 х ( 1320 – 1180 ) ] = 86639 кДж

де 70 – кількість чавуну у металошихті , кг; 0,755 – середня теплоємність твердого чавуну від 0 С до температури плавління, кДж/кг, град ; 218 – скритна теплота плавління твердого чавуну , кДж / кг ; 0,92 – середня теплоємність рідкого чавуну , кДж / кг, град .

2.Тепло екзотермічних реакцій :

C CO₂ 34090 · 2,844=96952

Si Si O₂ 31000 · 0,628 =19468

Mn MnO 7370 · 0,394 = 2904

P P ₂O₅ 25000 · 0,088 = 2200

S SO₂ 9280 · 0,006 = 56

Fe FeO 7370 · 0,420 = 3095

Fe Fe ₂O₃ 4820 · 1,242= 5986

Fe Fe₂O₃( в дим) 7370 · 1,100 =8107

Q ₂= 138768 кДж

3. Тепло шлакоутворення

При формуванні шлаку в ньому утворюється з’єднання

CaO · SiO₂ (CaO) · P ₂O₅ , та видаляється тепла

SiO + 2CaO = (CaO) · SiO₂ 2320 · 1,346 = 3123

P₂O₅ + 4Ca = (CaO) · P ₂O₅ 4740 · 0,202 = 957

Q = 4080 кДж

Хімічне тепло палива позначаємо через Х .

Загальний прихід тепла дорівнює , кДж

Q_прих = 86639 + 138768 + 4080 + Х = 229487 +Х

Витрати тепла

1.Фізичне тепло сталі, тобто сталь нагріта до 1600 С уносить тепла

Q₁ = 93,324 · (0,70 · 1530 + 212 + 0,84 · (1600 – 1530) = 125222 кДж,

де 93,324 – маса рідкої сталі в печі і корольків, кг; 0,70 – середня теплоємкість твердої сталі, кДж/кг, град ; 1530 – температура плавління металу, С

(визначається: 1540 – 85 · 0,12 = 1530 С , де 1540 – температура плавління чистого заліза, С; 85 – зниження температури плавління металу на 1 % вуглецю , С ); 272 – скритна теплота плавління твердої сталі, кДж/кг; 0,84 – середня теплоємкість рідкої сталі, кДж/кг, град.

2. Фізичне тепло шлаку , тобто шлак уносить тепла :

Q₂ = 9,987 · (1,200 · 1600 + 210) = 21272 кДж,

де 9,987 – маса шлаку, кг; 1,200 – теплоємкість шлаку, кДж/кг, град ; 210 – скритна теплота плавління шлаку, кДж/кг.

3.Виходячі з ванни гази уносять тепла при середній температурі, яка дорівнює 1600 С

СО₂ 3818 · 10,612 · 22,4 / 44 = 20626

Н₂ О 2981 · 0,060 · 22,4 / 18 = 222

Q₃ = 20865

4.Тепло ,уносиме частками FeO у димі

Q₄ = 1,571 (1,20 · 1600 + 210) = 3346 кДж

5.Тепло , витрачене на встановлення FeO концентрата та футерівки

Fe₂O₃ до Fe (0,118 · 0,9) · 824000 / 160 = 547

Fe₂O₃ до FeO ( 0,118 х 0,1) · 290000 / 160 = 21

Q₅ = 568 кДж

6. Витрати тепла (на випромінювання крізь відкриті вікна , кладку, охолодження печі та ін. ) складає 36 – 38 % тепла екзотермічних реакцій.

Приймаємо 36%, тоді :

Q₆ = 138768 · 0,38 =52732 кДж

Загальні витрати тепла складають , кДж :

Q_витр = 125222 + 21272 + 20848 + 3346 + 568 + 52732 = 223036

Надлишок тепла в камері складає:

229487 – 223036 = 5499

Таблиця 6

Тепловий баланс плавки

Продовження таблиці 6

БІБЛІОГРАФІЧНИЙ СПИСОК

Підручники:

1. Яковльов Ю.Н., Тарапай М.А. Розрахунок і проектування киснево- конвертерних цехів (навчальний посібник).­­ – ДМетІ: Дніпропетровськ, 1975. – 30с.

2. Баптізманській В.І. Теорія кисневий конвертерного процесу. – М.: Металургія, 1975. – 375с.

3. Бігєєв А.М. Математичний опис і розрахунки сталеплавильних процесів.– М.: Металургія, 1982. – 158с.

4. Зайков А.М., Ліфшиц С.І. Виплавка сталі в кисневих конвертерах. – Київ.: Техніка, 1968. – 120 с.

5. Фронтінській Б.В., Уразгильдєєв А.Х. Сучасна конвертерна плавка з верхнім кисневим дуттям (навчальний посібник). – Л., Дніпропетровськ, 1963. – 45с.

6. Бігєєв А.М., Колесников Ю.А. Основи математичного опису і розрахунки кисневий — конвертерних процесів.– М.: Металургія, 1970. – 210 с.

7. Явойській В.І., Ойкс Г.К., Абросимов Е.В. і ін. Металургія сталі. – М.: Металлургия, 1973. – 345 с.

8. Гарбуз А.Г., Марцинковській д.Б. Проектування сталеплавильних цехів. Сталеплавильне виробництво (довідник). –М.: Металург, 1964.– Том II. – С 932-955.