1 Изобретение относитс к черной металлургии, конкретнее к способам производства высококачественной подшипниковой стали. Известен способ получени стали, включающий выплавку стали с проведением доводки ее по температуре и хи мическому составу под шлаком с основностью 2,5-3,5 и последующую обработку кислыми ишаками. Отличие, дан ного способа заключаетс в проведении доводки пнавки под шлаком, составл ющим 0,7-01,2% от веса садки, а за 5-10 мин до выпуска плавки основность шлака снижают до 0,3-0,7 присадкой- кремнесодержащих материалов, при этом вводимую мощность повыщамт на 20-30% от оптимальной pi . Недостатками данного способа выплавки вл ютс невозможность регулировани содержани серы в стали, так как окончательна обработки стали производитс на вьшуске кислыми шлака1Ф1, которыми, как. известно, нел з удал ть серу из стали, невозможность удалени газов из жидкой стали посредством обработки ее шпаком на выпуске, а также необходимость прове дени восстановительного периода в печи дл того, чтобы довести металл до заданного химического состава; Повтому увеличиваетс врем нахождени жидкого металла в печи и, как сле ствие, снижаетс производительность электродуговой печи. Наиболее близок к предлагаемому по технической сущности и достигаемому результату способ производства подшипниковой стали, включающий расплавление щихты, проведение окислительного периода, выпуск металла из печи, вакуумирование, продувку стали инертными газами, нагрев металла в ковще-печи выше температуры ликвидус , непрерывную разливку стали и прокат ее удалением центральной час ти заготовок 23. Недостаток известного способа вы плавки подшипниковой стали - невозможность получени стали высокого качества по неметаллическим включен м и макроструктуре после разливки ее на машине непрерывного лить заготовок . во-первых, неметаллические включе ни , образующиес в процессе охлаждеии стали в непрерывно литойззго товке, не имеют такой возможности всплывать и ассимилироватьс шлаком 3 как при разливке стали в изложницею- Поэтому, как правило, металл, разливаемый на машинах непрерывного лить заготовок, должен быть непременно чище по неметаллическим включени м, чем металл, разливаемый в изложницы. В практике выплавки стали известна окончательна обработка стали в конце основным или кислым шлаком.Однако уровень загр зненности неметалли- ческими включени ми стали, обработанной на выпуске из печи тем или иным щлак:ом, еще достаточно велик и не удовлетвор ет требовани м, предъ вл емым к стал м дл непрерывного лить . Bo-втopыk, выполнение классического требовани о необходимости разливать сталь с минимальным перегревом выше температуры ликвидус не решает окончательно проблему получени подшипниковой стали с удовлетворительной макроструктурой. Более того, это обсто тельство отрицательно вли ет на организацию подготовки к разливке стали на машине непрерывного лить заготовок. Необходимо в этом случае охлаждать металл в ковше, при этом возникает веро тность переохлаждени металла в ковше, что создает аварийную ситуацию на участке разливки стали. Цель изобретени - повьш1ение производительности дуговой печи, увеличение выхода годного металла и улучшение его качества. Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу производства подшипниковой стали, включающему расплавление шихты, проведение окислительного периода, выпуск металла из печи, вакуумирование, продувку стали инертными газами, нагрев металла в ковше печи вьш1е температуры ликвидус, непрерывную разливку стали и прокат ее с удалением центральной части заготовки , из печи выпускают высокоугле -, родистый полупродукт, а в процессе перелива через выпускное, отверстие из ковша в ковш-печь производ т отделение металла от печного шлака низкой основности с соотношением CqQ SiOj+Ae O равным 0,7-2,0 и содержанием суммы окислов железа и марганца равным 1020% с одновременным наведением в ковше-печи 30-60% от общего количества шлака высокой основности с соотравным 2,5-5,{J . ношением SiOi+Ae o j и с содержанием суммы окислов железа и марганца равным 0,3-3,0%, затем на гревают металл до температуры на 100 выше температуры ликвидус подшипниковой стали и одновременно перемешивают расплав электромагнитным полем и подаваемым через пористый ог неупор в днище ковша аргоном при из ыточном давлении газа под крьш1кой ковша-печи 0,01-1,0 атм, причем в процессе подогрева присажива- ют оставшуюс часть шлакообразующих. Выпуск из печи высокоуглеродистог полупродукта без легировани и раски лени его в печи марганцем и кремнием преследует сокращение пребывани жидкого металла в печи, т.е. задалживание печного агрегата. Введение кремни и марганца в ков из дозатора вакуум-камеры благопру т нр отражаетс на организации процесса доводки плавки по химическому составу.- , Наведение 30-60% шпака высокой основности:в ковше-печи объ сн етс тем, что температура стали после ва:куумировани может колебатьс в ширрких пределах. При минимальном запасе тепла расплава в йовше с температурой его около 1550°С допустима наводка 30 пшака высокой основности от общего количества его в ковше-печи . Наведение меньшего количества шлака не дает эффективного рафинировани стали шлаком. При максима;льном; запасе тепла расплава после вакуумировани , т.е. примерно при , увеличение количества шлака-в ковше-печи свыше 60% от его основного количества приводит к переохлаждению металла и дальнейшему зат гиванию процесса подогрева его в ковше-печи. Подогрев одной и той же массы металла в ковше печи по сравнению с подогревом в дуговой печи гораздо более продолжительный . Уменьшение содержани неметаллических включений в готовой стали во многом зависит от использовани шлака того Ш1И иного состава при перемешивании его с жидким металлом. Использование состава ушака с повышенным содержанием кремни , т.е. с низкой основностью а затем другого со .става шлака с высокой основностью поз 10 3 вол ет наиболее полно удалить неметаллические включени из стали в результате химического взаимодействи кислой и основной составл ющей окислов элементов. Выпуск углеродистого полупродукта из печи со шлаком основностью / СаО Со О is; равной 0,7-2,0 и содержанием окислов FeO +МпО, равным 10-20 вес.% не влечет за собой восстановлени кальци из шлака и исключают веро тность образовани неметаллических включений, характерных дл металла, рафинированного шлаком восстановительного периода плавки . При основности ниже 0,7 в зкость шлака становитс настолько высокой, 1тр он не выходит из выпускного отверсти печи и остаетс на .подине . Более того, в процессе выпуска металл не перемешиваетс со шлаком и не покрывает металл теплозащитным слоем, .; -/ .. СаО / .... .Повышение отношени ) .по л свы- 5 Oi+Ae 03 ше 2,0 приводит к возможности вое-, становлени углеродом стали определенного количества кальци и образованию комплекса неметаллических включений , характерных дл стали, рафинированной шлаком восстановительного периода плавки. Это обсто тельство . не создает предпосылок дл благопри тного удалени из стали включений в процессе дальнейшей обработки в ковше-печи шлаком с .основностью более 2.0. Однако, когда вс масса углероднотого полупродукта в процессе выпуска его из печи в ковш интенсивно neper мешиваетс со шлаком с низкой основностью дл рафинировани полупродукта во второй раз целесообразно, как показали опыты, перемешивать его со шлаком с более высокой основностью т.е. более 2,5 и содержанием FeO и MnO равным 0,3-3 вес.%. В этом случае активность окислов кальци уже не столь ограничена и неизбежные встречи оставшихс в металле после обработки его шлаком с низкой основностью окисных кислых неметаллических включений с высокоосновным шлаком при переливе металла в ковш-печь привод т к эффективному рафинированию стали от неметаллических включений и серы. Удаление неметаллических включений и серы более полно происходит и завершаетс во второй стадии внепечной обр 1ботки стали, когда и металл , и шлак довод т по хиьдаческому составу и раскисл ют. Увеличение основности шпака свыше 5 ухудшает физические свойства жидкого шлака, а именно в зкость даже при использовании больших .количеств разжижителей, и поэтому неэкономично и нетехнологично. . Содержание в шпаке суммы окислов железа и марганца менее 10 вес.% ухудшает проведение процесса дефосфорации в дуговой печи и поато нецелесообразно . Увеличение сумзш окис лов железа и марганца в шлаке свыше 20 вес.% ведет к нежелат ельному угару железа. Уменьшение содержани cytiua окислов марганца и железа шюнее 0,3 вес дл высркоосновного ;шлака с отноше- СаО равным 2,5-5 не желательно потому, что образуетс карбидный шпак, особенно при дальне шем нагреве в ковше-печи, и контрол за содержанием углерода в жидком ме талле становитс затруднительным, что в свою очередь, дезорганизует технологический прйцесс. Превышение содержани суммы окир лов 3,0 вес.% не приводит к эффективному рафинированию стали по неметаллическим включени м. Более т го , содержание в шлаке суммы окисло железа и марганца более 3,0 вес.% резко снижает активность окиси каль ци в шлаке, и удаление серы из металла становитс невозмбжным Поэто му во второй стадии процесса внепеч ного рафинировани производ т глубо кое раскисление металла и шлака, довод т шлак до состо ни высокой активности и жидкоподвижности и уда л ют серу из металла. Нагрев жидкого металла свыше тем пературы ликвидус подшипниковой ста ли до 100-180°С без превьш1ени давлени сверх атмосферного увеличивает растворимость газов в стали и может свести на нет результаты пре-: дыдущей вакуумной обработки стали.. Поэтому давление в ковше-печи под крьшосой поддерживают вьрое атмосферного на 0,01-1,0 атм; Давление менее 0,01 атн не позвол в получить сталь с минимумом содержани водорода . Превышение давлени сверх 1,0 атм )Неэкономично1 из-за большого расхода аргона, к тому же это не снижает содержание водорода-. Давление в ковше-печи поддерживают продувкой инертными газами аргон , азот и др. через днище ковша, а также через фурму сверху или сбоку через фурму в станке ковша-печи. Перегрев металла дл разливки стали на машине непрерывного лить заготовки сверх необходимого-уровн , существующего в практике разливки стали, объ сн етс необходимос-вью сосредоточить как можно больше ликвирукицих примесей в центральной части заготовки,-котора в процессе прокатки ее удал етс специальными калибрами. Предлагаемый диапазон температур жидкбго металла перед непрерывной разливкой обусловлен необходимостью разливки металла смаксимальным перегревом вьш1е температуры ликвидуса , так как значительный перегрев приводит к увеличению времени су ществовани двухфазной зоны при кристаллизации металла, что, в конечном счетеJобусловливает ухудшение макроструктуры центральной части литой заготовки путем улучшени макроструктуры периферийных зон литой заготовки . Это о « сн етс большим градиентом температур кра заготовки при охлаждении ее в кристаллизаторе в том случае, когда сталь была перегрета . Образуетс зона мелких равноосных кристаллов, чиста по неметаллическим включени м и крупным карбидам . Перегрев ниже не позвол ет получить сталь с широкой полосой равноосных кристаллов, и поэтому приходитс удал ть много металла при прокате из центральной зоны заготовки . Перегрев свыше 180°С невыгоден. Во-первых, ухудшаетс стойкость футеровки ковшей, по вл етс опасиость прорьюа, металла после кристаллизатора . Во-вторых, неэкономично, так как зат гивает процесс нагрева металла в ковше-печи. Пример 1. Выплавка, внепечное рафинирование и разливка в кристаллизатор стали ШХ15 включают следующие операции: К Запивка шихты, состо щей, на (Рример, из 30% углеродистого стально-i го лома и 70% металлизованных железорудных окатышей, 2.Расплавление шихты с одновременным проведением окислительного пе риода и последующий контроль пробы . металла на полный химический анализ 3.Легирование металла присадкой феррохрома на нижний предел заданного химического состава стали и подкачйвание окислительного шлака. 4.Перевод остатка окислительног шлака в шлак низкой основности перед вьтуском плавки в ковш за 5-.10 мин присадкой, кг/т: кварцит 18, извести 7 и силикатна глыба 6,0 5.Перевод мощности транс рмато ра печи за 10 мин до выпуска на 2030% выше оптимальной дл окислитель ного периода. 6.Выпуск расплава в ковш со сто пором. 7.Вакуумирование углеродистого полупродукта и доведение его до марочного состава стали присадками фе рохрома, ферромарганца, ферросилици алюмини , углерода. 8.Перелив из ковша в ковш-печь отсечением стопором шлака низкой ос иовности с отношением равным 0,7 и содержанием суммы окис лов железа и марганца,ра,вным 20 вес,% Наведение в ковше-печи 30% шлака с CdO отношением -rrr. д - равным 2,5 и содержанием суммы окислов железа и марганца равным .%. 9.Подогрев металла и шлака в ковше-печи до температуры выше темпера туры ликвидус подшипниковой ста ли на 100с при избыточном давлении 0,01 атм. При этом присаживают оставшуюс часть шлакообразующих f70% и расплав продувают аргоном вт чение 10 мин через фурму сверху. 10.Разливку жидкой стали на MGшине непрерывного лить заготовок провод т с защитой струи металла от окислени атмосферным воздухом. Приме р 2. Выплавка, внепечное рафинирование и разливка в крис таллизатор стали IiXlSCr включают следующие операции: 1. Завалка шихты, состо щей, например , из 50% углеродистого стального лома и 50% смеси чугуна и мета лизованных окатышей . 538 2.Расплавление шихты с одновременным проведением окислительного периода и последующий контроль пробы металла на полный химический анализ . 3.Легирование металла присадкой феррохрома на нижний предел заданного , химического состава стали и подкачивание окислительного шлака. А. Перевод остатка окиЬ ительного шлака в шлак низкой основности перед выпуском плавки в ковш за 5-10 мин присадкой 10 кг/т шамота и 7 кг/т извести. 5.Перевод мощйости трансформатора печи за 10 мин до выпуска на 2030% выше оптимальной дл окислительного периода, 6.Выпуск расплава в ковш с шиберным затвором. 7.Вакуумирование стали, доведение плавки по химическому составу до заданного присадками феррохрома, ферро марга ща, ферросилици , алюмини , углерода. 8.Перелив из ковша в ковш-печь с отсечением шиберным затвором шлака низкой основности с отношением CQO . . равным 2 и содержанием 5;07 + АвгОз суммы окислов железа и марганца равным 10 вес.%. Наведение в ковше-пел чи 50% шлака с отношением гт-г- , , равным 5 и содержанием суммы окислов марганца и железа, равным 0,3 вес.%. 9.Подогрев металла и шлака в ковше-печи до температуры вьш1е темпера-, туры ликвидус подшипниковой стали на 120°С при избыточном давлении 0,5 атм. При этом присаживают осгавшуюс часть шлакообразующих 50) и расплав продувают аргоном в течение 10 мин через пористую пробку в днище ковша. 10.Разливку жидкой стали на машине непрерывного лить заготовок провод т с защитой струи металла от окислени воздухом. Пример 3. Выплавка, виепечное рафинирование и разливка в кристаллизатор стали ШХ15 включают Cjieдующие операции: 1. Завалка шихты, состо щей из 80% углеродистого стального лома и 20% чугуна. 2.Расплавление шихты с одновременным проведением дефосфорации и окислени углерода и последующий контроль пробы металла на полный химический анализ. 3.Легирование металла присадкой феррохрома на нижний предел заданного химического состава стали и мак симальное подкачивание окислительного шлака.. 4.Перевод остатка окислительного шлака в шлак низкой основности перед выпуском плавки в ковш за 510 мин присадкой, кг/т: кварцит 20, известь 6,5, силикатна глыба 5,5, марганцева руда 5,5. 5.Перевод мощности трансформатор печи за 10 мин до выпуска на 20-30% Bbmie оптимального дл окислительного периода, 6.Выпуск расплава в ковш с шибер ным затвором. 7. Вакуумирование стали, доведение плавки по химическому составу до заданного присадками феррохрома, фер ромарганца ферросилици , алюмини , углерода. 8. Перелив из ковша ь ковш-печь с отсечением шлака низкой основности CoiO с отношением SiOjtAg Q. равным 310 1,5 и содержанием суммы окислов же-т леза и марганца равным 15 вес.%. Наведение в печи-ковше 60% шлака с отношением п равным 3,5 и содерS 07 t20з жа иемсуммы окислов железа и марганца равным 1 вес.%. 9.Подогрев металла и шлака в ковше-печи до температуры вьш1е температуры ликвидус подшипниковой стали на при избыточном давлении i 1 атм. этом присаживают ог.тавшуюс часть шлакообразующих (40%)и расплав перемешивают электромаг итным переметивателем и продувают азотом а течение 10 мин .через боковую фурму в стенке ковша-печи. 10.Разливку жидкой стали на млшине непрерывного лить заготовок провод т с защитой струи металла от окислени воздухом. Производстко подшипниковой стали предлагаемым способом обеспечивает повышение ее качества, увеличение производк1тельности дуговой печи и повьш1ение выхода годного .металла, что дает значительный экономический эффект.1 The invention relates to ferrous metallurgy, more specifically to methods for producing high quality bearing steel. There is a known method for producing steel, including steel smelting, finishing it by temperature and chemical composition under slag with a basicity of 2.5-3.5 and subsequent treatment with acidic donkeys. The difference of this method lies in carrying out the finishing of the slag under the slag, which is 0.7–01.2% of the weight of the sludge, and 5–10 min before the smelting is started, the slag basicity is reduced to 0.3–0.7 by silicon-containing additive. materials, while the input power increases by 20-30% from the optimal pi. The disadvantages of this method of smelting are the impossibility of controlling the sulfur content in the steel, since the final processing of the steel is carried out on top of the acidic slag. it is not known to remove sulfur from steel, the impossibility of removing gases from liquid steel by treating it with a spack on the exhaust, as well as the need to spend a reduction period in the furnace in order to bring the metal to a given chemical composition; This increases the residence time of the liquid metal in the furnace and, as a consequence, decreases the productivity of the electric arc furnace. Closest to the proposed by the technical essence and the achieved result of the method of production of bearing steel, including melting of powder, carrying out the oxidation period, the release of metal from the furnace, vacuuming, steel blowing with inert gases, heating the metal in the furnace-furnace above the liquidus temperature, continuous casting of steel and rolled its removal of the central part of the workpieces 23. A disadvantage of the known method of melting bearing steel is the impossibility of obtaining high quality steel by non-metallic including m macrostructure and after casting it on a continuous casting machine. First, non-metallic inclusions formed during the cooling process of steel in continuously casting do not have such an opportunity to emerge and assimilate with slag 3 as when casting steel in molds. Therefore, as a rule, metal cast on continuous casting machines must be certainly cleaner in non-metallic inclusions than the metal poured into molds. In the practice of steel smelting, the final treatment of steel at the end with basic or acidic slag is known. However, the level of contamination by nonmetallic inclusions of steel treated at the furnace from one or another of the slag is still large enough and does not meet the requirements to steel for continuous casting. Bo-vtoryk, fulfilling the classical requirement of the need to cast steel with minimum overheating above the liquidus temperature does not definitively solve the problem of obtaining bearing steel with a satisfactory macrostructure. Moreover, this circumstance negatively affects the organization of preparation for steel casting on a continuous casting machine. In this case, it is necessary to cool the metal in the ladle, with the likelihood of supercooling of the metal in the ladle, which creates an emergency situation at the casting site. The purpose of the invention is to increase the productivity of an arc furnace, increase the yield of a suitable metal and improve its quality. The goal is achieved in that according to the method of production of bearing steel, including melting the charge, carrying out the oxidation period, releasing the metal from the furnace, evacuating, blowing steel with inert gases, heating the metal in the furnace bucket above the liquidus temperature, continuously casting the steel and rolling it with the central parts of the billet, from the furnace they release a high-angle, well-born semi-finished product, and in the process of overflow through the outlet, the hole from the ladle to the ladle-furnace makes the metal from the furnace slag bottom off oh basicity with a ratio of CqQ SiOj + Ae O equal to 0.7-2.0 and a total content of oxides of iron and manganese equal to 1020% with simultaneous guidance in the ladle-furnace 30-60% of the total amount of high basicity slag with the corresponding 2.5- 5, {J. wearing SiOi + Ae oj and containing a total of oxides of iron and manganese equal to 0.3-3.0%, then heat the metal to a temperature 100 higher than the liquidus temperature of the bearing steel and simultaneously mix the melt with an electromagnetic field and supplied through a porous stop in the bottom an argon bucket with a gas pressure under the crushing of the ladle-furnace is 0.01-1.0 atm, and the rest of the slag-forming material is seated during the preheating process. The release of high-carbon semi-product from the furnace without doping and lazing it in the furnace with manganese and silicon is pursued by reducing the presence of liquid metal in the furnace, i.e. hiring of the furnace unit. The introduction of silicon and manganese into the vacuum chamber dosing chamber is reflected in the organization of the melting finishing process according to the chemical composition. - Guidance 30-60% of high basicity pork: in the ladle-furnace it is explained by the fact that the temperature of the steel is after: Coupling may vary widely. With a minimum supply of heat of the melt in the yovshe with a temperature of about 1550 ° C, a tip of 30 pshak of high basicity of its total amount in the ladle-furnace is permissible. Pointing a smaller amount of slag does not effectively refining steel with slag. With maxim; flax; the heat reserve of the melt after evacuation, i.e. approximately at this time, an increase in the amount of slag in the ladle-furnace over 60% of its main amount leads to overcooling of the metal and further tightening of the process of heating it in the ladle-furnace. Heated the same mass of metal in the ladle of the furnace in comparison with the heating in the arc furnace is much longer. The decrease in the content of nonmetallic inclusions in the finished steel depends largely on the use of slag of a different type of S1I when it is mixed with the liquid metal. The use of a composition with a high silicon content, i.e. with low basicity and then another composition of slag with high basicity, pos 10 3, will most completely remove nonmetallic inclusions from steel as a result of the chemical interaction of the acidic and basic constituent oxides of elements. The release of carbon semi-product from the furnace with slag basicity / Cao Co O is; equal to 0.7-2.0 and the content of FeO + MpO oxides equal to 10-20 wt.% does not entail the reduction of calcium from the slag and exclude the probability of the formation of non-metallic inclusions characteristic of the metal refined by the slag of the reducing melting period. When the basicity is below 0.7, the viscosity of the slag becomes so high that it does not exit from the outlet of the furnace and remains on the bottom. Moreover, in the process of release the metal does not mix with the slag and does not cover the metal with a heat-shielding layer; - / .. CaO / ..... Increasing the ratio). About 5 oi + Ae 03 above 2.0 leads to the possibility of carbon becoming a certain amount of calcium and the formation of a complex of non-metallic inclusions characteristic of steel, refined slag recovery smelting period. This circumstance. It does not create prerequisites for favorable removal of inclusions from steel in the course of further processing in the ladle-furnace with slag with a basis more than 2.0. However, when the entire mass of the carbonaceous intermediate in the process of discharging it from the furnace into the ladle is intensively mixed with slag of low basicity for refining the intermediate product a second time, it is reasonable, as experiments have shown, to mix it with the slag of higher basicity. more than 2.5 and the content of FeO and MnO equal to 0.3-3 wt.%. In this case, the activity of calcium oxides is no longer so limited, and the inevitable encounters of the acidic nonmetallic inclusions with the highly basic slag remaining in the metal after slag treatment with low basicity lead to efficient refining of steel from nonmetallic inclusions and sulfur. The removal of nonmetallic inclusions and sulfur occurs more completely and is completed in the second stage of secondary steel treatment of steel, when both the metal and slag are adjusted for the chemical composition and deoxidized. Increasing the basicity of a bat over 5 impairs the physical properties of the liquid slag, namely, viscosity, even when using large quantities of thinners, and therefore it is uneconomical and non-technological. . The content in the shpak total iron oxides and manganese less than 10 wt.% Impairs the process of dephosphorization in an arc furnace and therefore it is impractical. An increase in the amount of oxides of iron and manganese in the slag of more than 20 wt.% Leads to an undesirable iron burn. A decrease in the content of cytiua oxides of manganese and iron by a slug 0.3 weight for a highly basic; slag with a ratio of caO equal to 2.5-5 is not desirable because carbide spack is formed, especially during long-term heating in the ladle furnace, and to control the carbon content in the liquid metal becomes difficult, which in turn, disrupts the technological process. Exceeding the total content of oxides by 3.0 wt.% Does not lead to effective refining of steel by nonmetallic inclusions. More difficultly, the content in the slag total iron oxide and manganese more than 3.0 wt.% Sharply reduces the activity of calcium oxide in the slag, and removal of sulfur from the metal becomes unmovable. Therefore, in the second stage of the after-furnace refining process, the metal and slag are deeply deoxidized, the slag is brought to a state of high activity and liquid mobility, and the sulfur is removed from the metal. Heating the liquid metal above the liquidus temperature of the bearing steel to 100-180 ° C without excess pressure above atmospheric increases the solubility of gases in the steel and can nullify the results of previous vacuum processing of the steel. Therefore, the pressure in the crucible kiln is maintained three times atmospheric at 0.01-1.0 atm; A pressure of less than 0.01 atn prevents the production of steel with a minimum of hydrogen content. Excess pressure in excess of 1.0 atm.) It is uneconomical because of the high consumption of argon, moreover, it does not reduce the hydrogen content. The pressure in the ladle-furnace is maintained by purging with inert gases argon, nitrogen, etc. through the bottom of the ladle, as well as through the tuyere from above or sideways through the tuyere in the ladle-furnace machine. Overheating of the steel for casting steel on a continuous casting machine billet above the required level existing in the practice of steel casting is explained by the need to concentrate as much as possible liquidating impurities in the central part of the billet, which is removed by special gauges in the rolling process. The proposed liquid metal temperature range before continuous casting is due to the need to cast the metal with maximal overheating above the liquidus temperature, since significant overheating leads to an increase in the two-phase zone during the crystallization of the metal, which ultimately causes the deterioration of the macrostructure of the central part of the cast billet by improving the macrostructure of the peripheral zones cast billet. This is removed by a large temperature gradient of the edge of the workpiece when it is cooled in the mold when the steel has been overheated. Forms a zone of small equiaxed crystals, pure in non-metallic inclusions and large carbides. Overheating below does not allow steel to be obtained with a wide band of equiaxed crystals, and therefore a lot of metal must be removed during rolling from the central zone of the workpiece. Overheating above 180 ° C is unprofitable. First, the durability of the bucket lining deteriorates, the danger of penetration of the metal after the mold appears. Secondly, it is uneconomical, since it delays the process of heating the metal in the ladle furnace. Example 1. Smelting, out-of-furnace refining and casting of ShKh15 steel into a mold include the following operations: K Wet-up of charge consisting of (Rrimer from 30% carbon steel-i scrap and 70% of metallized iron ore pellets, 2. Melting of charge simultaneously carrying out the oxidation period and the subsequent control of the sample for a complete chemical analysis of the metal 3. Metal doping with an additive of ferrochrome to the lower limit of the specified chemical composition of the steel and pumping of the oxidizing slag 4. Transfer of the oxidative residue ka into low basicity slag before the melting into the ladle in 5-10 minutes with an additive, kg / t: quartzite 18, lime 7 and silicate lump 6.0 5. The power of the furnace transformer 10 minutes before production is 2030% higher optimal for the oxidation period 6. Melting into the ladle with a hundred pores 7. Evacuation of the carbon semi-product and bringing it to the grade composition of the steel with additives of ferrochrome, ferromanganese, aluminum ferrosilicon, carbon 8. Drifting from the ladle to the ladle-furnace by cutting off with a stopper slag low osovnost with a ratio of 0.7 and the content of su mms of oxides of iron and manganese, equal to 20 weight,% Guidance in the ladle-furnace 30% slag with a CdO ratio -rrr. d - equal to 2.5 and the content of the sum of iron oxides and manganese equal to.%. 9. Heating of the metal and slag in the ladle furnace to a temperature above the liquidus temperature of the bearing steel for 100 s at an overpressure of 0.01 atm. In this case, the remaining part of the slag-forming f70% is set and the melt is blown with argon for 10 minutes through the lance above. 10. The pouring of liquid steel on the MG tire for continuous casting of billets is carried out with protection of the metal jet from oxidation by atmospheric air. Example 2. The smelting, extra-furnace refining and pouring of the IiXlSCr steel into the crystallizer include the following operations: 1. Charging of the charge consisting, for example, of 50% carbon steel scrap and 50% of a mixture of iron and metallized pellets. 538 2. Melting of the charge with simultaneous carrying out of the oxidation period and subsequent control of the metal sample for a complete chemical analysis. 3. Metal alloying with an additive of ferrochrome to the lower limit of a given, chemical composition of steel and pumping up of oxidizing slag. A. Transferring the remainder of the oatheating slag to low basicity slag before the melt is released to the ladle in 5–10 minutes with 10 kg / ton of fireclay and 7 kg / ton of lime. 5.Transfer capacity of the furnace transformer 10 minutes before the release is 2030% higher than optimal for the oxidation period, 6.Melt out to the bucket with a slide gate. 7. Evacuation of steel, bringing the smelting by chemical composition to the specified ferrochrome, ferro margarine, ferrosilicon, aluminum, carbon with additives. 8. Transferring from the ladle to the ladle-furnace with the cutting off of low basicity slag gate valve with the CQO ratio. . equal to 2 and the content of 5; 07 + AvgOz amounts of iron and manganese oxides equal to 10 wt.%. Guidance in the scoop chi 50% slag with a ratio gt-g-, equal to 5 and the total content of oxides of manganese and iron, equal to 0.3 wt.%. 9. Heating of the metal and slag in the ladle furnace to the temperature above the temperature of the liquidus bearing steel at 120 ° C with an overpressure of 0.5 atm. At the same time, the dried part of the slag-forming 50) is placed and the melt is rinsed with argon for 10 minutes through a porous plug in the bottom of the ladle. 10. Liquid steel pouring on a continuous casting machine is carried out with protection of the metal stream from air oxidation. Example 3. Smelting, continuous refining and casting of steel ShKh15 in a mold include Cjie operations: 1. Charging of the charge consisting of 80% carbon steel scrap and 20% cast iron. 2. Melting of the charge with simultaneous dephosphorization and oxidation of carbon and subsequent control of the metal sample for a complete chemical analysis. 3. Metal doping with an additive of ferrochrome to the lower limit of the specified chemical composition of steel and the maximum pumping of oxidizing slag. , 5, silicate lump 5.5, manganese ore 5.5. 5. Power transfer of the furnace transformer 10 minutes before the release of 20–30% Bbmie optimal for the oxidation period, 6. Melt output to the ladle with a slide gate. 7. Evacuation of steel, bringing the smelting of chemical composition to a given ferrochrome, romanganese ferrosilicon, aluminum, carbon by additives. 8. Overflowing from the ladle into the ladle-furnace with slag cutting of low basicity CoiO with the ratio SiOjtAg Q. equal to 310 1.5 and the content of the sum of oxides of same-t lese and manganese equal to 15 wt.%. Guidance in the ladle furnace 60% slag with a ratio of n equal to 3.5 and contains 07 t203 and the sum of iron and manganese oxides is 1 wt.%. 9. Heating of metal and slag in the ladle furnace to a temperature above the liquidus temperature of the bearing steel at an overpressure of i 1 atm. This is followed by the enclosed portion of the slag-forming agents (40%) and the melt is stirred with an electromagnet separator and purged with nitrogen for 10 minutes through the side tuyere in the wall of the ladle-furnace. 10. The pouring of liquid steel in the continuous casting billet is carried out with protection of the metal jet from oxidation by air. The production of bearing steel by the proposed method provides an increase in its quality, an increase in the production of an arc furnace and an increase in the yield of a suitable metal, which gives a significant economic effect.