4.7 Контроль качества слитков

Слитки, имеющие в деловой части дефекты в виде “электропробоев“ или грубых пережимов, назначаются для повторного переплава или бракуются. Другие дефекты удаляются обдиркой или зачисткой. Так как слиток формируется в шлаковой оболочке (гарнисаже), то он имеет бездефектную поверхность.

4.8 Техника безопасности

При выполнении работ, связанных с подготовкой и использованием материалов, механизмов электрошлакового переплава, инструмента и приспособлений, а также выполнении технологических операций при выплавке сталей и сплавов в электрошлаковых печах и выпуске их в ковш, должны соблюдаться требования инструкций по безопасности труда для подручных сталеваров и сталеваров электрошлакового переплава электросталеплавильного цеха [4].

5 Выбор оборудования и расчет технологических параметров

Процесс электрошлакового переплава эффективно протекает на переменном токе промышленных частот и в основу практически всех промышленных установок электрошлакового переплава положены возможные электрические схемы одно-трёхфазного переменного тока.

Наибольшее распространение получили однофазные электрошлаковые печи. Для питания данного типа печей используют мощные однофазные трансформаторы с регулируемым напряжением. Подключение печи к трансформатору осуществляется по схеме электрод-поддон. Отличительной особенностью таких печей является их простота и большая надёжность, высокое качество и поверхность слитков. На печах работающих по данной схеме выплавляют передельные слитки квадратного и круглого сечений массой преимущественно до 5 тонн.

Для существующих однофазных печей характерно значительное изменение электрического режима по ходу переплава, вызванное изменением электрического сопротивления печного контура и отдельных его элементов, электромагнитных свойств расходуемых электродов, это вызывает необходимость внесения по ходу плавки корректив в режим переплава, т.е. ведение режима электрошлакового переплава в так называемом дифференцированном режиме.

Для переплава стали ШХ15СГ в данном курсовом проекте выбрана однофазная монофилярная печь ОКБ-1111 с получением слитка квадратного сечения.

5.1 Определение геометрических размеров рабочего пространства

Расчет определяющего размера сечения слитка

Основным параметром печей электрошлакового переплава. Предназначенных для переплава расходуемых электродов с целью получения стальных слитков, является масса слитка m. Геометрические размеры такого слитка определяют по соотношению:

, (1)

где – длина слитка, м;

–определяющий размер сечения слитка, м

Определяющий размер поперечного сечения слитка равен:

, (2)

где m – масса слитка, т;

d – плотность стали, d=7,8 т/м³;

ν – коэффициент формы слитка.

м

Расчёт определяющего размер кристаллизатора

Геометрические размеры кристаллизатора определяют с учетом линейной усадки при кристаллизации и охлаждении равна:

, (3)

где – коэффициент линейной усадки при кристаллизации;

Δ_г – толщина гарнисажа, Δ_г= 0,002 м;

м

Принимаем кристаллизатор с сечением м. В таком кристаллизаторе слиток будет иметь размеры:

м, (4)

м, (5)

_{по формуле (1):}

,

что соответствует для условию для сортовых слитков.

Относительный зазор между электродами и стенкой кристаллизатора принимаем равным:

Определим сторону квадратного сечения электрода по формуле:

; (6)

м;

м

Принимаем сторону квадратного сечения электрода равной 0,3м.

Определяем коэффициент заполнения слитка:

, (7)

где – площадь поперечного сечения электрода,

–площадь поперечного сечения слитка.

.

Коэффициент заполнения кристаллизатора:

, (8)

где – среднее сечение кристаллизатора, м²

Длина оплавляемой части электрода равна:

м. (9)

Принимаем длину оплавляемой части электрода равной 4,3м.

Для проверки расчета определим длину через заданную массу слитка:

м.

Полная длина электрода определяется по формуле:

, (10)

где – длина оплавляемой части электрода, м;

–длина неоплавляемой части электрода, м;

l^’ – огарок

м

Принимаем длину электрода равной 5,9м.

Масса жидкого шлака:

, (11)

где – масса шлака, кг;

–коэффициент кратности шлака ;

–масса слитка, кг

кг

При этом объем шлаковой ванны без электродов равен:

, (12)

где – плотность жидкого шлака, т/м³;

–объём шлака, без погруженных в него электродов, м³

м³.

Объём шлака с погруженными в него электродами:

, (13)

где – высота заглубления электрода в шлак, м;

–площадь поперечного сечения электрода, м²;

–площадь поперечного сечения кристаллизатора, м²

; (14)

м.

Из формулы (13) найдём :

м.

С учётом электрофизических особенностей электрошлакового переплава:

; (15)

,

что соответствует условию (15).

Высоту кристаллизатора-изложницы находим по формуле:

, (16)

где ∆l – высота, учитывающая наличие сальникового уплотнения в верхней части кристаллизатора, принимается равной 150 мм [5]

м.

5.2 Тепловой расчёт

, (17)

где – рабочий ток печи, кА;

–мощность теплогенерации в шлаковой ванне, кВт;

–сопротивление шлака, мОм.

В общем виде тепловой баланс шлаковой ванны может быть представлен следующим уравнением:

, (18)

где Р_эл – тепловой поток, передаваемый от шлака электроду, который расходуется на нагрев, плавление и перегрев металла над точкой плавления и является полезным теплом, кВт;

Р_сл – тепловой поток, передаваемый от шлака через ванну жидкого металла слитку, кВт;

Р_ст – тепловой поток, отводящийся от боковой поверхности шлаковой ванны, через гарнисаж, в стенку кристаллизатора, кВт;

Р_исп –тепловой поток, теряемый при испарении шлака, кВт;

Р_изл.шл – тепловой поток, излучаемый с неэкранированной электродом поверхности шлаковой ванны, кВт;

Р_изл.эл – тепловой поток, излучаемый с поверхности электрода, кВт.

Полезное тепло, расходуемое на нагрев электрода до температуры плавления, сообщение металлу теплоты плавления и перегрев над точкой плавления:

P_пол = Р_эл = P_{пол эд} + P_{пол кш} + P_{пол в} = Q_m · W_у.т , (19)

где P_{пол эд} – мощность, расходуемая на плавление электрода, кВт;

P_{пол кш} – мощность, расходуемая на перегрев капли жидкого металла в шлаке;

P_{пол в} – мощность, расходуемая в жидкокристаллической ванне на перегрев металла, кВт;

Q_m – массовая скорость переплава расходуемого электрода, кг/с;

W_у.т – удельный теоретический расход энергии, кДж/кг.

Удельный теоретический расход энергии:

W_у.т = С_т.ср · (Т_с – Т_Y) + Λ_ф + С_ж.ср · (Т_в - Т_л), (20)

где С_т.ср – средняя удельная теплоёмкость металла в твёрдом состоянии, С_т.ср = 0,6 МДж/(т · К);

С_жср – средняя удельная теплоёмкость металла в жидком состоянии, С_ж.ср = 0,82 кДж/кг;

Λ_ф – скрытая теплота фазового перехода, Λ_ф = 280 МДж/т;

Т_с – температура солидуса, К;

Т _л – температура ликвидуса, К;

Т_Y – температура поверхности расходуемого электрода, К;

Т_в – температура металла в жидком состоянии, К;

(Т_в – Т_л)- перегрев жидкого металла, поступающего в ванну, над температурой плавления (ликвидуса), составляющий при ЭШП 250 … 450 К в зависимости от температуры шлаковой ванны Т_шл.

(21)

где l_эд – длина электрода, м;

l_эд.ф – переменная длина расходуемого электрода, м.

Для определения температур солидуса и ликвидуса необходим химический состав переплавляемого электрода, который указан в таблице 3.

Таблица 3 – Химический состав электрода

Элемент	С	Si	Mn	Ni	S	P	Cr	Cu
Содержание, %	1,00	0,55	1,10	0,20	0,01	0,02	1,50	0,15

Температура солидуса:

Т_с = Т_пл – ∑{(Δ Т_с)_i · [E]}, (22)

где [E] – содержание легирующего элемента в металлошихте, %;

Т_пл – температура плавления железа, Т_пл = 1812К;

(Δ Т_с)_i – снижение температуры плавления железа при содержании легирующего элемента 1%, К/%.

Тогда температура солидуса будет равна:

Т_с =1812 – (410·1,0 + 18,6·0,55 + 20·1,1 + 6,5·0,2 + 940·0,01 + 184·0,02 + + 4·1,5 + 8,9·0,15) = 1348,06 К

Температура ликвидуса:

Т_л = Т_пл – ∑{(Δ Т_л)_i · [E]}, (23)

где (ΔТ_л)_i – снижение температуры плавления железа при содержании легирующего элемента 1%, К/%.

Тогда температура ликвидуса будет равна:

Т_л =1812 – (80,4·1,0 + 13,6·0,55 + 4·1,1 + 3,5·0,2 + 34·0,01 + 34·0,02 + 1,4·1,5 + + 4,3·0,15) = 1715,26 К

Тогда удельный теоретический расход энергии по формуле (20) будет равен:

W_{ут 1} = 0,6·(1348,06 – 202,32) + 280 + 0,82·300 = 1213,45 кДж/кг,

W_{ут 2} = 0,6·(1348,06 – 313,31) + 280+ 0,82·300 = 1146,85 кДж/кг,

W_{ут 3} = 0,6·(1348,06 – 454,34) + 280+ 0,82·300 = 1062,23 кДж/кг,

W_{ут 4} = 0,6·(1348,06 – 818,13) + 280+ 0,82·300 = 843,96 кДж/кг.

Массовая скорость переплава расходуемого электрода:

, (24)

где k – параметр, зависящий от теплофизических свойств переплавляемого металла, k = 0,33 кг/(с · м);

–определяющий размер слитка, м;

k_ф – коэффициент фронта кристаллизации, характеризующий условия кристаллизации слитка, .

Тогда массовая скорость переплава расходуемого электрода будет равна:

Тогда полезное тепло определяем по формуле (19):

P_пол1 = 0,103 · 1213,45 = 124,98 кВт,

P_пол2 = 0,103 · 1146,85 = 118,13 кВт,

P_пол3 = 0,103 · 1062,23 = 109,41 кВт,

P_пол4 = 0,103 · 843,96 = 86,93 кВт.

Мощность, передаваемая на ванну жидкого металла от шлака:

Р_сл = 0,277∙10^-3∙ α_шл ∙F∙(T_шл – Т_м), (25)

где α_шл – коэффициент теплоотдачи от шлака к металлу; α_шл = 3,48 кВт/(м² ∙К);

F – площадь контакта между шлаком и металлом, м²; м²;

–температура поверхности шлака; Т_шл = 2099 К;

–температура поверхности металла; Т_м = 2034 К.

Тогда согласно формуле (25):

Р_сл = 0,277∙10^-3∙ 3,48 ∙0,203∙(2099 – 2034) = 0,013 кВт.

Мощность, передаваемая от шлака стенке кристаллизатора:

, (26)

где – определяющий размер кристаллизатора.

–высота шлака, м;

–температура плавления шлака, t_пл.шл = 1663 К;

t_к – средняя температура поверхности шлаковой корочки, К; t_к = 1023 К

λ_шл – средняя теплопроводность шлака; λ_шл = 4,64 Вт/(м·К);

δ_шл – толщина слоя шлака, м; δ_шл = 0,002 м

Тогда согласно формуле (26):

кВт.

Поток излучения с поверхности шлака:

, (27)

где – постоянная Стефана-Больцмана,;

–степень черноты шлака; ;

–теплоотдающая поверхность;

м²

–температура поверхности шлака, Т_пов = 2099 К

кВт.

Поток излучения с поверхности электрода:

, (28)

где – степень черноты стали;

–температура поверхности электрода.

кВт,

кВт,

кВт,

кВт.

Тепло, теряемое с испарением шлака в ходе электрошлакового переплава определяется по формуле:

, (29)

где q – скрытая теплота испарения 8290 кВт/кг;

G – количество шлака, испаряющегося за плавку, которое составляет примерно 3% от общего веса загружаемого шлака:

Тогда согласно формуле (29):

кВт.

Тепловой баланс шлаковой ванны по формуле (18):

Р_ш1 = 124,98 + 0,013 + 948,259 + 86,673 + 0,03 + 43,378 = 1203,34 кВт,

Р_ш2 = 118,13 + 0,013 + 948,259 + 86,673 + 0,17 + 43,378 = 1196,62 кВт,

Р_ш3 = 109,41 + 0,013 + 948,259 + 86,673 + 0,75 + 43,378 = 1188,48 кВт,

Р_ш4 = 86,93 + 0,013 + 948,259 + 86,673 + 7,86 + 43,378 = 1173,12 кВт.

Расчет коэффициента полезного действия:

_{где Pзат – затраченная мощность.}

Таблица 4 – Результаты расчета теплового баланса

Приход	Расход		%
1203,33	Полезная мощность	124,98	10,39
	Мощность, передаваемая от шлака слитку, кВт	0,013	0,001
	Мощность, передаваемая от шлака к стенке кристаллизатора, кВт	948,259	78,80
	Поток излучения с поверхности шлака, кВт	86,673	7,20
	Поток излучения с поверхности электрода, кВт	0,03	0,002
	Тепло, теряемое при испарении шлака, кВт	43,378	3,60
1203,33	Итого	1203,33	100

5.3 Расчёт электрических параметров плавки

Электрическое сопротивление шлаковой ванны:

, (30)

где ρ – удельное сопротивление шлака, принимаем 4·10^-3 Ом·м

Ом.

Рабочий ток рассчитывают по уравнению:

, (31)

кА, кА,

кА, кА.

Рассчитаем напряжение в шлаковой ванне:

, (32)

В, В,

В, В.

Напряжение на приборе:

, (33)

где – падение напряжения на электроде составляет 1,5…2,0 В/м, или

В (34)

В, В,

В, В.

Мощность, подаваемая на электрод:

, (35)

Потери мощности в короткой сети составляют 5…5,5%, в трансформаторе 1,6…1,7%. Тогда сумма потерь равна 6,6…7,2%. С учётом этого:

кВт, кВт,

кВт, кВт.

Тогда мощность, снимаемая с трансформатора:

, (36)

кВт, кВт,

кВт, кВт.

а напряжение на трансформаторе:

, (37)

В, В,

В, В.

По мере оплавления электрода мощность на шлаковой ванне увеличивается, что приводит к увеличению скорости плавки. Для того, чтобы иметь постоянную скорость плавления, следует иметь постоянную мощность на шлаковой ванне. Поэтому рекомендуется после сплавления каждого метра электрода снижать напряжение на 2 В [1].

Построение графика электрического режима

Электрический режим ЭШП должен быть дифференцированным, что связано с различными энергетическими стадиями переплава - разогревом расходуемого электрода и формированием металлической ванны, рабочей стадией и выведением усадочной раковины; с изменением электрических параметров вторичного токоподвода по мере оплавления расходуемого электрода, с изменением энтальпии расходуемого электрода, что вызывает необходимость снижения полезной мощности, генерируемой в шлаковой ванне по закону Джоуля-Ленца.

Данные для построения графика дифференцированного электрического режима ЭШП приведены в таблице 5.

Таблица 5 – Данные для построения графика дифференцированного электрического режима ЭШП

№	Переменные величины
	lэд, м	Тэд, К	Wут, кДж/кг	Pпол, кВт	Pшл, кВт	Rшл, мОм	I, кА	Uт, В
1	5,9	202,32	1213,45	124,98	1203,34	0,008	12,26	117,68
2	3,1	313,31	1146,85	118,13	1196,62	0,008	12,23	117,39
3	2,7	454,34	1062,23	109,41	1188,48	0,008	12,19	117,03
4	1,5	818,13	843,96	86,93	1173,12	0,008	12,11	116,36

Время плавления 1 погонного метра электрода составит:

, (38)

м,

мин/м.

Общее время электрошлакового переплава составит 327мин.

Время для выведения усадочной раковины 40 мин [6].

График электрического режима представлен на рисунке 1.

Рисунок 1 – График электрического режима плавки.

5.4 Материальный баланс плавки

Изменение металла по ходу электрошлакового переплава

Вес сплавляемой части электрода:

m_эд = а ∙ b ∙ l_эл ∙ d, (39)

m_эд = 0,3 · 0,3 · 4,3 · 7800 = 3018,6 кг.

Таблица 6 – Химический состав исходного металла, %

Материал		Масса	C	Si	Mn	Ni	S	P	Cr	Cu
На переплав	%	100	1,00	0,55	1,1	0,2	0,01	0,02	1,5	0,15
	кг	3019	30,19	16,60	33,21	6,04	0,30	0,60	45,29	4,53

При электрошлаковом переплаве происходит окисление (угар) элементов. Угар элементов обусловлен протеканием реакции:

х_R + y_О = у(О^2-) + х(R²⁺), (40)

то есть воздействием кислорода на легирующий элемент. Имеется 2 пути доставки кислорода к поверхности металлической ванны:

а) окисление поверхности электрода кислородом воздуха, далее перехода окалины в шлак при плавлении электрода и доставка кислорода к границе жидкого металла:

Fe + O₂ → FeO → (FeO) → [FeO],

б) перенос кислорода элементами с переменной валентностью от газовой границы к жидкой металлической ванне

{O} → (O) → [O].

В процессе электрошлакового переплава электрод окисляется с поверхности.

Каждый метр поверхности соединяет 25 грамм кислорода.

Количество образующейся окалины на электроде равно:

m_FeO = (72 · 0,025 / 16) · 2· (a + b) · l_эл, (41)

где a и b – стороны электрода, м;

l_эл – длина оплавляемой части, м.

m_FeO = (72 · 0,025 / 16) · 2· (0,3 + 0,3) · 4,3 = 0,58 кг.

Для образования данного количества m_FeO потребуется кислорода из атмосферы:

m_O = 0,025 · (a + b) · l_эл = 0,025 · 2· (0,3 + 0,3) · 4,3 = 0,13 кг. (42)

Окислится железа:

m_Fe = m_FeO − m_O , (43)

m_Fe = 0,58 − 0,13 = 0,45 кг.

Окалина при плавлении переходит в шлак, где она расходуется на окисление элементов по реакции:

То есть железо возвращается в жидкую металлическую ванну.

Конечное содержание FeO во флюсе АНФ-1П:

m_{FeO шл} = 0,15 · m_шл / 100 = 0,15 · 150 / 100 = 0,225 кг (44)

Перейдет в слиток железа:

, (45)

где х – количество FeO в исходном (до переплава) шлаке

кг.

Совместно с железом перейдёт кислорода:

, (46)

кг

В шлак перейдет железа:

m_{Fe шл} = m _FeOшл · 56 / 72, (47)

m_{Fe шл} = 0,225 · 56 / 72 = 0,175 кг.

Совместно с железом в шлак перейдет кислорода:

m_{О шл} = m _FeOшл · 16 / 72, (48)

m_{О шл} = 0,225 · 16 / 72 = 0,05 кг.

Расчёт количества элементов, окисляющихся по ходу электрошлакового переплава.

Считаем, что содержание С и Р не изменяется в течение переплава. Количество окислившегося элемента:

m_[R] = (m_эд · [R%] · Y) / (100 ·100), (49)

где m_эд − масса переплавляемого электрода;

Y − угар элемента;

R % − процентное содержание элемента.

Количество кислорода, необходимое для окисления:

m_O = m_[R] · M_(O2) / M_[R], (50)

где M_(O2) − молекулярная масса кислорода в образовавшемся оксиде;

M_[R] − молекулярная масса окислившегося элемента.

Элементы окисляются по следующим реакциям:

Угар легирующих элементов в процессе плавки представлен в таблице 7.

Таблица 7 – Угары элементов

Элемент	Si	Mn	S
Угар, %	20,0	3,0	50,0

Количество окислившегося элемента равно по формулам (49, 50):

кг, кг,

кг, кг,

кг, кг.

Таблица 8 – Вес слитка, кг

Приход	Расход
Вес сплавляемой части электрода: mэд = 3019 кг; Переходит железа в слиток: mFe сл = 0,859 кг; Итого: 3019,859 кг.	1.Окислится железа: mFe = 0,45 кг; 2.Окислится кремния: mSi = 3,321 кг; 3.Окислится марганца: mMn = 0,996 кг; 4. Окислится серы: mS = 0,151 кг; Итого: 4,918 кг.

Фактический вес слитка:

m_сл = 3019,859 – 4,918 = 3014,941 кг.

Выход годного:

% = (m_сл / m_эд ) · 100 %, (51)

% = (3014,941/3019,859) · 100 % = 99,84 %

Таблица 9 – Химический состав стали марки ШХ15СГ после электрошлакового переплава

Элемент	C	Si	Mn	Ni	S	P	Cr	Cu
%	1,00	0,44	1,07	0,20	0,005	0,02	1,50	0,15
кг	30,19	13,28	32,21	6,04	0,15	0,60	45,29	4,53

Расчет производили по формулам:

m_{ме с}= m_{Ме ис} – m_{Ме ок} , (52)

% = m_{ме с}·100% /(G_э-∑m_I), (53)

Изменение флюса в процессе электрошлакового переплава.

Химический состав исходного флюса представлен в таблице 10.

Таблица 10 – Химический состав исходного флюса АНФ-1П

Соединения		CaF2	Al2O3	CaO	SiO2	FeO	S	Р
%	100	92,78	1,50	3,00	2,00	0,50	0,05	0,02
кг	150	139,17	2,25	4,50	3,00	0,75	0,075	0,03

На границе шлака с воздухом протекает реакция:

(S^-2) + {O₂} → {SO₂}↑,

По данной реакции окисляется примерно 70 % серы или:

m'_S = (m_S + m_{S исх.фл}) · 70 / 100, (54)

где m_{S исх фл.} − количество серы в исходном шлаке, кг;

m_S − количество серы, перешедшей из металла в шлак, кг.

m'_S = (0,15 + 0,075) · 70 / 100 = 0,158.

Остается серы во флюсе:

Δm_{S фл} = (m_S + m_{S исх.фл}) − m'_S, (55)

Δm_{S фл} = (0,15+ 0,075) − 0,158 = 0,067 кг.

Для окисления серы потребуется кислорода:

m_О = m'_S · 32 / 64,

m_O = 0,158 ∙ 32/64 = 0,079 кг.

В атмосферу улетучится SO₂ :

m_SO2 = m'_S + m_О, (56)

m_SO2 = 0,158 + 0,079 = 0,237 кг

По реакции (CaO) + [FeS] = (CaS) + (FeO) образуется:

m_СаS = m'_S · 72 / 32 = 0,158·72 / 32 = 0,356 кг.

m_СаО = m_СаS · 112 / 144 = 0,356·112 / 144 = 0,277 кг.

Содержание кремнезема во флюсе m_SiO2 = 3,00 кг.

В системе CaF₂ – SiO₂ протекает реакция:

2(CaF₂) + (SiO₂) = 2(CaO) + {SiF₄}↑,

по которой окисляется примерно 20 % SiO₂:

m'_SiO2 = ( m_{SiO2 исх.фл.} + m_{SiO2 уг.})/5 , (57)

m'_SiO2 = (3,0 + 3,0) / 5 = 1,20 кг,

где m_{SiO2 исх.фл.} − количество SiO₂ в исходном флюсе.

Во флюсе останется:

Δm_{SiO2 фл.} = (m_{SiO2 исх.фл.} + m_{SiO2 уг.}) − m'_SiO2 , (58)

Δm_{SiO2 фл} = (3,0 + 3,0) – 1,2 = 4,8 кг.

При протекании реакции расходуется:

m_CaF2 = ( m_{SiO2 исх.фл.} + m_{SiO2 уг.}) · 156 / 300

m_CaF2 = (3,0 + 3,0) · 156 / 300 = 3,12 кг.

Образуется СаО:

m_СаО = ( m_{SiO2 исх.фл.} + m_{SiO2 уг.}) · 112 / 300

m_СаО = (3,0 + 3,0) · 112 / 300 = 2,24 кг.

По реакции: 3(CaF₂) + (Al₂O₃) = 3CaO + 2{AlF₃}↑, окисляется примерно 10 % Al₂O₃, или:

m'_Al2O3 = m_{Al2O3 исх.фл.} / 10, (59)

m'_Al2O3 = 2,25 / 10 = 0,225 кг.

Во флюсе останется:

Δm_{Al2O3 фл.} = m_{Al2O3 исх.фл.} – m'_Al2O3 , (60)

Δm_{Al2O3 фл.} = 2,25 – 0,225 = 2,025 кг.

При протекании реакции образуется СаО:

m_СаО = m'_Al2O3 · 108 / 102 = 0,225 · 108 / 102 = 0,238 кг.

При этом расходуется СаF₂:

m_CaF2 = m'_Al2O3 · 234 / 102 = 0,225· 234 / 102 = 0,516 кг.

Составляем таблицу состава конечного шлака:

Таблица 11 – Состав флюса после электрошлакового переплава

Соединения		CaF2	Al2O3	CaO	SiO2	FeO	S	Р
%	100	90,41	1,35	4,47	3,20	0,50	0,04	0,02
кг	149,91	135,53	2,03	6,70	4,80	0,75	0,07	0,03

Материальный баланс всей плавки представлен в таблице 12.

Таблица 12 – Материальный баланс плавки

Израсходовано, кг	Получено, кг
1 Оплавляемая часть электрода: 3019 2 Флюс: 150 3 Кислорода из атмосферы: 0,08	1 Шлак: 149,91 2 Слиток: 3014,941 3 SO2: 0,237 4 SiF4: 2,08 5 AlF3: 0,503
Итого: 3169,08 кг	Итого: 3167,671 кг

Невязка: ((3169,08 – 3167,671) /3169,08) · 100 = 0,04 % [7].