NO163061B - Fremgangsmaate til fremstilling av ferromangan. - Google Patents

Fremgangsmaate til fremstilling av ferromangan. Download PDF

Info

Publication number
NO163061B
NO163061B NO845071A NO845071A NO163061B NO 163061 B NO163061 B NO 163061B NO 845071 A NO845071 A NO 845071A NO 845071 A NO845071 A NO 845071A NO 163061 B NO163061 B NO 163061B
Authority
NO
Norway
Prior art keywords
slag
coal
fraction
melting furnace
metal
Prior art date
Application number
NO845071A
Other languages
English (en)
Other versions
NO163061C (no
NO845071L (no
Inventor
Hermann Doerr
Thomas Hoster
Dieter Neuschuetz
Dietrich Radke
Wilhelm Janssen
Klaus Ulrich
Original Assignee
Krupp Gmbh
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Krupp Gmbh filed Critical Krupp Gmbh
Publication of NO845071L publication Critical patent/NO845071L/no
Publication of NO163061B publication Critical patent/NO163061B/no
Publication of NO163061C publication Critical patent/NO163061C/no

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22CALLOYS
    • C22C33/00Making ferrous alloys
    • C22C33/006Making ferrous alloys compositions used for making ferrous alloys

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Ved en fremgangsmåte til fremstilling av ferromangan av jernholdig manganmalm reduseres malmen blandet med karbon og slaggdannende tilsatser i en roterende ovn ved 1200 - 1350°C i en CO-holdig atmosfære. Deretter utføres smelting av den reduserte malm i en smelteovn ved 1400 - 1600°C. Største-delen av bergartene i malmen kan fraskilles før smeltingen av den reduserte malm.

Description

Den foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte til fremstilling av ferromangan med et karboninnhold på 0,05-8% av jernholdige manganmalmer ved oppvarming av en blanding av manganmalmer, faste karbonholdige brennstoffer samt slaggdannende tilsatser, i en roterende ovn og etterfølgende utsmelting av ferromanganet fra reaksjonsproduktet, som uttas av den roterende ovn og avkjøles.
Ferromangan er en legering som består av 30-95% mangan, 0,05-8% karbon, 0-1,5% silisium, 0-0,3% fosfor og resten jern. Ferromangan tjener hovedsakelig som desoksydasjonsmiddel ved fremstilling av stål og ved fremstilling av manganstål, og det utvinnes av en blanding av koks, mangan- og jernmalmer i høy-ovner eller i elektriske ovner, særlig sjaktovner. Disse mangan-holdige malmer, hvortil også manganknoller hører, inneholder 10-50% mangan og opp til 30% jern, hvorved manganet kan fore-ligge som Mn02, MnO(OH), Mn^C^ og MnCO^ og jernet som Fe^ O^ og (Mn,Fe)20^. Det er vanskelig å skille malmene i det minste delvis fra bergartene før smeltingen av råmalmen, slik at den høye berg-artandel må skilles fra de fremstilte ferromanganlegeringer i form av flytende slagg, noe som vanligvis bare er mulig ved temperaturer på over 1600°C og derved forårsaker et uønsket høyt energiforbruk.
Fra GB-patentskrift 1.316.802 er det kjent en fremgangsmåte til fremstilling av ferromangan, hvorved en blanding av kull, slaggdannende tilsatser og manganmalm, hvis bergart inneholder SiC>2 og A12<D3, oppvarmes i en roterende ovn til temperaturer på 1300°C, hvoretter reaksjonsproduktet som uttas av den roterende ovn smeltes i en elektroovn, hvorved det oppnås ferromangan.
Ved denne fremgangsmåte er det særlig ugunstig at alt som uttas
av den roterende ovn, også kullet, kommer inn i smelteovnen, og at det må utføres mye reduksjonsarbeid i smelteovnen som følge
av at reduksjonen i den roterende ovn bare fører til MnO. Som reduksjonsmiddel anvendes det i elektro-ovnen silisium som til-føres i form av en legering.
Formålet med oppfinnelsen er å frembringe en fremgangsmåte til fremstilling av ferromangan, som gjør det mulig å gjennom-føre reduksjonen og smeltingen ved lavere temperaturer, for å oppnå en meget stor energibesparelse. Særlig skal det oppnås at smeltingen skal kunne utføres under 1600°C og at en fraskil-lelse av den overveiende del av bergartene i malmen før utsmel-tingen av den reduserte malm uten smelting av bergartene mulig-gjøres. Dessuten skal det oppnås at råstoffene (manganmalm,
kull og slaggdannende tilsats) skal kunne tilsettes mest mulig uten en omfattende forbehandling, og at reoksydasjon av den reduserte manganmalm unngås.
Dette oppnås ifølge oppfinnelsen ved
a) at blandingen av manganmalm, kull og slaggdannende tilsatser, hvor forholdet mellom malm og kull innstilles på mellom
1:0,4 og 1:2 og de slaggdannende tilsatser CaO og/eller MgO samt Al2C>2 og/eller Si02 tilsettes i en slik mengde at i slaggen er forholdet (CaO + MgO)/(Al203 + Si02) fra 1:0,3 til 1:9, oppvarmes i den roterende ovn i et tidsrom på 20-240 minutter i en CO-holdig atmosfære ved temperaturer på 1200-1350°C,
b) at reaksjonsproduktet som uttas av den roterende ovn pulveriseres til en partikkeldiameter på under 15 mm, c) at det pulveriserte reaksjonsprodukt ved separering avhengig av densitet separeres i en kullholdig fraksjon for tilbakeføring til den roterende ovn, minst én metallholdig slaggrik fraksjon samt en legeringsfraksjon for innføring i en smelteovn, samt d) at utsmelting av legeringsfraksjonen utføres i smelteovnen ved temperaturer på 1400-1600°C.
Det har overraskende vist seg at ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan det i rotasjonsovnen, som kan være utformet som dreierørsovn eller dreietrommelovn, ' oppnås en reduksjons-grad på 90-98% for mangan og jern. Dette skyldes at blandingene av malm, kull og slaggdannende tilsatser under reaksjonen går over i en deigaktig tilstand, hvorved det foregår agglomerering av enkelte partikler og dannelse av små metalldråper. Som følge av valseprosessen i rotasjonsovnen bibeholdes imidlertid den tilførte blandings kornete struktur. En merkbar reoksydasjon av metallpartiklene foregår ikke som følge av at de i det reduserte materiale innleirete metalldråper har en forholdsvis liten overflate i motsetning til i kjente direkte reduksjonsmetoder hvor malmens opprinnelige struktur blir bibeholdt. Det er dessuten overraskende at det under reduksjonen nesten ikke dannes mangan-karbid, men at det oppstår en ferromanganlegering. Smeltingen av materialet som uttas fra den roterende ovn utføres i en egnet smelteovn etter avkjøling og fraskilling av kullrestene samt størsteparten av bergartene. Ved hjelp av malm-kull-forholdet i blandingen av manganmalm, kull og slaggdannende tilsats ifølge oppfinnelsen oppnås det i den roterende ovn et optimalt reak-sjonsforløp og i smelteovnen et optimalt smelteforløp. Ved hjelp av (CaO + MgO)/Al203 + Si02)-forholdet og Al203/Si02-forholdet i slaggen går råstoffblandingen i den roterende ovn særlig hurtig over i deigaktig tilstand. Ved beregningen av mengden slaggdannende tilsats må det tas hensyn til innholdet av CaO, MgO, A1203 og Si02 i manganmalmen samt askeinnholdet i kullet. Som følge av den ifølge oppfinnelsen foretatte pulverisering av reaksjonsproduktet som uttas av den roterende ovn og skyllingen av det pulveriserte reaksjonsprodukt etter densitet blir det mulig å anrike ferromanganlegeringen som er dannet i reduksjonsprosessen ved før smeltingen å fraskille kullet og vidtrekkende fraskilling av bergartene, idet den ved anrikningen dannete legeringsfraksjon har allerede et meget høyt metallinnhold.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan av en fagmann heller ikke utledes av DE-AS 1.014.137 selv om det også fra denne pub-likasjon er kjent en fremgangsmåte til smelting av jernfattige malmer i en roterende ovn, hvorved pulverisert malm blandes med brenselstoff og oppvarmes til temperaturer på fra 1100 til 1300°C, hvorved malmen reduseres til metallisk jern og magnetiske jern-oksydforbindelser, hvoretter reaksjonsproduktets magnetiske bestanddeler skilles fra gangartene ved magnetisk separering. Hverken i GB-patentskrift 1.316.802 eller i DE-OS 1.014.137 finnes det anvisninger om hvordan en fraskilling av bergartene før smeltingen av manganet skal kunne oppnås uten at det forår-sakes driftsforstyrrelser i den roterende ovn og uten at det må utføres reduksjonsarbeid i smelteovnen.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan utføres med særlig godt resultat når blandingen av manganmalm, kull og slaggdannende tilsatser oppvarmes i den roterende ovn i et tidsrom på fra 20 til 120. minutter ved temperaturer på fra 1250 til 1330°C og smeltingen av legeringsfraksjonen gjennomføres ved temperaturer på fra 1450 til 1550°C.
Ifølge oppfinnelsen skal i blandingen av mangan, kull og slaggdannende tilsats manganmalmen ha en partikkeldiameter på under 5 mm, kullet en partikkeldiameter på under 15 mm og de slaggdannende tilsatser en partikkeldiameter på under 5 mm. I
en slik råstoffblanding er det ikke nødvendig å granulere eller pelletisere råstoffene før de innføres i den roterende ovn, idet det når de ifølge oppfinnelsen fastlagte partikkelstørrelser overholdes iakttas det overraskende ingen forstyrrelse under reduksjonsprosessen i den roterende ovn. Selvfølgelig er det også mulig å mate den roterende ovn med en granulert eller pel-letisert råstoff blanding. Ifølge oppfinnelsen tilføres SiC>2
til blandingen av manganmalm, kull og slaggdannende tilsats i den roterende ovn først når blandingen har en temperatur på over 900°C. Derved unngås det på gunstig måte dannelse av lavsmeltende slaggbestanddeler av FeO, MnO og SiC^ •
Ifølge en hensiktsmessig utførelsesform av oppfinnelsen pulveriseres hver metallholdig, slaggrike fraksjon til en partikkeldiameter på under 5 mm, og separeres avhengig av densitet i en metallfattig slaggfraksjon og en legeringsfraksjon som skal mates inn i smelteovnen. Dette trinn øker utbyttet av det fremstilte ferromangan. Dessuten er det ifølge oppfinnelsen hensiktsmessig å pulverisere den metallfattige slaggfraksjon til en partikkeldiameter på mindre enn 0,5 mm og ved hjelp av separering avhengig av densitet og/eller elektrostatisk å fraskille fra denne en legeringsfraksjon som innføres i smelteovnen. Også ved hjelp av dette opparbeidingstrinn oppnås det en ytterligere økning av utbyttet av det fremstilte ferromangan. Separeringen avhengig av tetthet som utføres ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen arbeides det fortrinnsvis med gassformige separerings-medier, idet anvendelse av et vandig separeringsmedium vil inn-tre en reoksydasjon av metallet. Separeringen avhengig av densitet kan imidlertid også utføres under anvendelse av en ikke oksyderende væske, f.eks. olje eller organiske løsningsmidler, som væskeformet separeringsmedium.
Ifølge oppfinnelsen blåses en del av legeringsfraksjonen med en partikkeldiameter på under 1 mm inn i smeiten som befinner seg i smelteovnen. Dette kan gjøres enten ovenfra eller under metallbadets overflate. Ved å blåse en del av legeringsfraksjonen inn i smeiten oppnås det en jevn smelting. Den del av legeringsfraksjonen som har en partikkeldiameter på over 1 mm mates inn i smelteovnen ovenfra.
Ifølge oppfinnelsen er det særlig fordelaktig dersom den del av legeringsfraksjonen som har en partikkeldiameter på mindre enn 1 mm og kull med en partikkeldiameter på under 1 mm suspenderes i en bærergass og blåses inn i smeiten gjennom en dyse som er anordnet i smelteovnen under metallbadoverflaten, mens det gjennom en dyse som er tilordnet nevnte dyse føres oksygen inn i smeiten. Ved hjelp av den felles innblåsing av disse stoffer oppnås det en jevn smelting ved optimal blanding av smeiten og slaggen. Ifølge en hensiktsmessig utførelsesform av oppfinnelsen blåses suspensjonen av legeringsfraksjonen, kullet og bærergassen inn gjennom det ytre rør i en dobbeltdyse som er anordnet i smelteovnen under metallbadoverflaten, mens det gjennom dobbeltdysens indre rør blåses oksygen inn i smeiten. Dobbeltdysen har vist seg meget godt egnet til innføring av de enkelte materialer i smelteovnen. Hensiktsmessig innføres det pr. kg av legeringsfraksjonen som innføres i smelteovnen 0,4-0,8 kg kull og en oksygenmengde (i forhold til oksydasjonspro-duktet CO) som er støkiometrisk med kullmengden inn i smeiten under metallbadoverflaten. Med disse forhold frembringes det i smelteovnen en tilstrekkelig stor smeltevarme, hvorved det i smeiten unngås for høyt karboninnhold. Økonomien i fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen økes ved at i det minste en del av avgassen fra smelteovnen anvendes som bærergass for det finkornete kull og den del av legeringsfraksjonen som blåses inn i smelteovnen. Det kan imidlertid også anvendes andre inerte gasser, særlig nitrogen, som bærergass.
Ifølge oppfinnelsen er det fordelaktig at varmen i avgassen fra smelteovnen anvendes til karbonisering av kullet som blåses inn i smeiten under badoverflaten. Derved drives de flyktige bestanddeler i kullet ut, slik at det dannes en karboniserings-koks. Karboniseringskoksen har i forhold til det ukarboniserte kull et større utnyttbart varmeinnhold, noe som er fordelaktig for smelteprosessens forløp. For energibalansen i fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen har det vist seg å være særlig fordelaktig at den avgass som ikke anvendes som bærergass og karboniserings* gassen som dannes ved karboniseringen av kullet forbrennes i den roterende ovn. Ifølge oppfinnelsen har det også vist seg særlig fordelaktig når avgassen fra den roterende ovn etterbrennes og varmeinnholdet i den etterbrente avgass i det minste delvis blir anvendt til forvarming av manganmalmen og den slaggdannende tilsats. Reduksjonstiden ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen omfatter ikke forvarmingstiden. ;Det er også hensiktsmessig at smeiten ferskes og avsvovles diskontinuerlig ved innblåsing av oksygen og ved tilsetning av CaO og/eller CaC.,. Ferskingen og avsvovlingen kan enten utføres i smelteovnen eller i en andre smelteanordning som er innkoplet etter denne. CaC eller CaC2 kan suspenderes i en oksygenstrøm som blåses inn i smeiten gjennom det indre rør i dobbeltdysen. Ved hjelp av ferskingen og avsvovlingen kan karboninnholdet senkes til 0,05% og svovelinnholdet til 0,03%. Under ferskingen stiger smeltens temperatur til over 1600°C. ;Fortrinnsvis blir den smeltede slagg som dannes i smelteovnen avkjølt, pulverisert og blandet med de metallholdige, slaggrike fraksjoner. Derved oppnås det på fordelaktig måte at metallet i den smeltede slagg kan gjenvinnes. ;Oppfinnelsen vil bli nærmere beskrevet i det etterfølgende ved hjelp av et utførelseseksempel og under henvisning til den medfølgende tegning som viser et flytskjema for fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen. ;Fra en forrådsbeholder 2 føres via en ledning 5 jernholdig manganmalm respektivt en blanding av jern- og manganmalmer, som har en partikkelstørrelse på mindre enn 5 mm, inn i en motstrøms-varmeveksler 7. Fra en forrådsbeholder 3 føres slaggdannende tilsatser CaO, MgO og A^O^, som alle har en partikkelstørrelse på under 5 mm, gjennom en ledning 6 inn i motstrømsvarmeutveksleren 7. I motstrømsvarmeutveksleren 7 forvarmes blandingen av malm og slaggdannende tilsats til temperaturer på opp til 800°C. Mot-strømsvarmeveksleren 7 mates med varme avgasser som tilføres gjennom en ledning 8. De avkjølte avgasser føres gjennom en ledning 9 ut av motstrømsvarmeveksleren 7 og slippes etter støv-fjerning ut i atmosfæren. De forvarmete råstoffer føres gjennom en ledning 13 inn i en roterende ovn 12. Dessuten innføres det i den roterende ovn 12 fra en forrådsbeholder 1 gjennom en ledning 4 kull som har en partikkelstørrelse på under 5 mm. ;Den roterende ovn 12 oppvarmes ved forbrenning av finkornet kull som fra en forrådsbeholder 14 føres inn i en brenner 16 gjennom en ledning 15 og fra brenneren føres inn i den roterende ovn 12 gjennom en ledning 17. Oppvarmingen av den roterende ovn 12 foregår fortrinnsvis i motstrøm til de forvarmete råstoffer og kullet, den kan imidlertid også utføres i medstrøm, slik som vist på tegningen. I den roterende ovn 12 opprettholdes det i reduksjonssonen fortrinnsvis en temperatur på fra 1250 til 1330°C, og materialet som reduseres får under nevnte reduksjonsbetingelser en deigaktig tilstand hvori det kan dannes små metalldråper og oppstå agglomerering av flere partikler av reduksjonsmaterialet. Imidlertid foregår det i den roterende ovn 12 ennå ingen separering av den metalliske fase og bergarten, og reduksjonsmate-rialets deigaktige tilstand fører heller ikke til fastklebing i den roterende ovn 12. Fastklebingen kan særlig forebygges ved at den roterende ovn utstyres med en magnesittforing som inneholder tilsetninger av kromoksyd og/eller kull og/eller tjære. I den sone i den roterende ovn 12 hvor reduksjonsmaterialet har en temperatur på over 900°C innføres fra forrådsbeholderen 18 gjennom ledningen 19 Si02 som er nødvendig for slaggdannelsen, og som har en partikkelstørrelse på under 5 mm. I den roterende ovn 12 tilsettes det under hensyntagen til kullets Si02~innhold bare så mye Si02 fra forrådsbeholderen 18 som det er nødvendig for å oppnå en deigaktig tilstand. Gjennom ledningen 11 innføres den CO-holdige avgass fra den roterende ovn 12 i et brennkammer 10 hvor den etterbrennes. ;Materialet som uttas fra den roterende ovn 12 føres gjennom en ledning 20 inn i en kjøletrommel 21 hvor det avkjøles. Det avkjølte materiale fra den roterende ovn 12 føres gjennom en ledning 22 inn i en knuser 23 hvor det utføres en pulverisering til en partikkeldiameter på under 15 mm. Deretter tilføres det pulveriserte materiale fra den roterende ovn 12 gjennom en ledning 24 inn i en luftsikteovn 25 hvor det foregår en separering i en kullholdig fraksjon, en metallholdig, slaggrik fraksjon samt en metallrik legeringsfraksjon. Den kullholdige fraksjon innføres gjennom en ledning 27 i den roterende ovn 12, mens den metallrike legeringsfraksjon innføres gjennom ledninger 26 og 38 i en forrådsbeholder 39. ;Den metallholdige, slaggrike fraksjon føres gjennom en ledning 28 inn i en kvern 29 hvor det utføres en pulverisering til en partikkeldiameter på under 5 mm. Det pulveriserte materiale føres deretter gjennom en ledning 30 inn i en luftsikteovn ;31 hvor blandingen"avhengig av dens varierende densitet separeres i en legeringsfraksjon og en metallfattig slaggfraksjon. Legeringsfraksjonen føres gjennom en ledning 32 og ledningen 38 inn i forrådsbeholderen 39, mens den metallfattige slaggfraksjon føres inn i en kvern 34 gjennom en ledning 33 hvor det utføres en pulverisering til en partikkeldiameter på under 0,5 mm. Deretter føres den pulveriserte metallfattige slaggfraksjon gjennom en ledning 35 inn i en luftsikteovn 36 hvor det utføres en separering i en legeringsfraksjon og en slaggfraksjon. Legeringsfraksjonen føres gjennom en ledning 37 og ledningen 38 inn i forrådsbeholderen 39, mens slaggfraksjonen, som bare inneholder meget lite metall, føres bort gjennom en ledning 63 og lagres på et deponeringssted. De enkelte metallholdige legeringsfraksjoner blandes i forrådsbeholderen 39 og føres gjennom en ledning 40 til en ryste-sikt 41 hvor en kornfraksjon med en partikkeldiameter på under 1 mm fraskilles. Kornfraksjonen med en partikkeldiameter på over 1 mm føres gjennom en ledning 60 og en avgasshette 51 inn i en smelteovn 48. Kornfraksjonen med en partikkeldiameter på under 1 mm føres gjennom en ledning 4 2 og en dobbeltdyses ytre rør 4 3 inn i smelteovnen 48. I smelteovnen 48 befinner det seg en smelte 49, som består av ferromanganlegeringen og som delvis uttas av smelteovnen 48 med bestemte tidsintervaller gjennom et utløp 53. Slaggen 50 flyter oppå smeiten 49 og uttas av smelteovnen 48 med bestemte tidsintervaller gjennom et utløp 52. Den flytende slagg føres i en kjølerenne 64 og avkjøles der, hvorved det dannes et granulat som gjennom en ledning 65 føres inn i kvernen 29. ;Avgassen som dannes i avgasshetten 51 anvendes delvis som bærergass og tilbakeføres gjennom ledninger 58, 59 og ledningen 52 samt dobbeltdysens ytre rør 43 til smeiten 49. Gjennom dobbeltdysens indre rør 44 blåses det fra en forrådsbeholder 47 gjennom en ledning 66 oksygen inn i smeiten 49, som gjennom en ledning 45 kan tilsettes CaO som befinner seg i en forrådsbeholder 46 og har en partikkelstørrelse på under 1 mm. ;Avgassen fra smelteovnen 48 føres gjennom en ledning 54 ;inn i en karboniseringsanordning 55 som fra forrådsbeholderen 14 tilføres kull med en partikkeldiameter på under 1 mm gjennom en ledning 61. Karboniseringsgassen og avgassen fra smelteovnen ;48 forlater karboniseringsanordningen 55 gjennom en ledning 62 ;og forbrennes deretter i brenneren 16. Karboniseringskoksen for- ;later karboniseringsanordningen 55 gjennom en ledning 56 og lagres i en forrådsbeholder 57. Derfra suspenderes karboniseringskoksen i bærergassen og blåses gjennom en ledning 58 og ledningen 42 sammen med legeringsfraksjonen inn i smeiten 49 hvor smelte-prosessen utføres. ;Utførelseseksempel ;Til fremstilling av en ferromanganlegering ble en jernholdig manganmalm med følgende sammensetning anvendt: 43% Mn, 6,2% Fe, 2,2% MgO, 4,9% SiC>2, 0,85% Al^, 10,7% CaO, 10,3% C02 . Malmen ble pulverisert til en partikkeldiameter på under 2 mm. Det vannfrie kull som ble anvendt til reduksjonen hadde følgende sammensetning: 18,8% aske, 73,6% karbon, 3,2% hydrogen, 1,5% nitrogen. Kullet ble pulverisert til en partikkeldiameter på under 15 mm. Asken i det anvendte kull inneholdt følgende hoved-bestanddeler: 52% Si02, 30% Al203» 5% CaO og 2% MgO. I en dreietrommelovn ble det innført 350 kg pulverisert malm og 350 kg pulverisert kull. Forhol~det mellom malm og kull var altså 1:1. ;Dreietrommelovnen hadde en foring av krom-magnesitt og ;ble før innføringen av blandingen av malm og kull forvarmet til 1400°C. For oppvarming av ovnen ble det anvendt en kullstøv-oksygenbrenner som ble drevet med 4 kg finpulverisert kull pr. minutt og 3 Nm"^ oksygen pr. minutt. Dessuten ble det innført luft i ovnen slik at dreietrommelovnens avgass inneholdt 25 volum% C02 og 12 volum% CO. Blandingene av malm og kull hadde en oppholdstid på 60 minutter ved 1300°C i dreietrommelovnen. Som følge av malmens sammensetning og kullet var det ikke nød-vendig å innføre slaggdannende tilsats i dreietrommelovnen. Innholdet i dreietrommelovnen ble tømt i en kjøletrommel, og ;ble ved innrøring av vann hurtig avkjølt til temperaturer på under 100°C. Det uttatte materiale inneholdt 30% partikler med en partikkeldiameter på over 20 mm og 60% partikler med en partikkeldiameter på under 10 mm. I det uttatte materiale var det innleiret synlige, kuleformete metallpartikler. Det uttatte materiale ble deretter pulverisert til en partikkeldiameter på under 10 mm og ved hjelp av tørr separering avhengig av tetthet separert i en luftsikt i en metallholdig fraksjon (60%) og en kullholdig fraksjon (40%). Den metallholdige fraksjon ble pulverisert til en partikkeldiameter på under 2 mm. Den pulveriserte metallholdige fraksjon besto til ca. 1/3 av partikler med en ;diameter på under 0,3 mm og med et metallinnhold på ca. 80%. Denne finkornete andel ble fraskilt og tilført til legeringsfraksjonen. Deretter ble resten av den metallholdige fraksjon ved hjelp av tørr separering avhengig av densitet separert i en metallfattig slaggfraksjon og en metallrik legeringsfraksjon. Den metallrike legeringsfraksjon besto av 90% ferromanganlegering og 10% slagg. Den metallfattige slaggfraksjon inneholdt en rest av ferromanganlegeringen som måtte fraskilles. Fra slaggfraksjonen med en partikkeldiameter på fra 0,3 til 2 mm ble det etter formaling til en partikkeldiameter på under 0,3 mm fraskilt en metallrik partikkelfraksjon ved elektrostatisk separering. Denne metallrike partikkelfraksjon ble blandet med den metallrike legeringsfraksjon. Mangantapene, som oppsto som følge av manganinnholdet i den metallfattige slagg som ble dannet ved densitetsepareringen, utgjorde ca. 7%. ;Legeringsfraksjonen ble smeltet i en digel som hadde en kapasitet på 3 tonn og hvori det befant seg 1200 kg av et metall-bad, hvis temperatur var 1550°C. Gjennom de ytre rør i tre dob-beltdyser som var anordnet i digelbunnen ble det innblåst 8 kg findelt kull pr. minutt i smeiten. Gjennom de tre dobbeltdysers indre rør ble det innført 6 Nm"^ oksygen pr. minutt i smeiten. ;I det smeltede metall ble det innstilt et karboninnhold på 3-6%. Den finkornete andel av den metallrike legeringsfraksjon med en partikkelstørrelse på under 5 mm ble blåst inn i smeiten sammen med kullet, mens resten av den metallrike legeringsfraksjon ble matet inn i digelen gjennom avgasshetten. Slaggen i digelen hadde et forhold (CaO + MgO)/(Si02 + Al203) på 1:1,9 og et forhold Al203:Si02 på 1:2,2. Slaggen var ved smeltens temperatur i flytende tilstand og ble etter smeltingen fjernet fra 1000 kg metall. ;Etter uttaking av slaggen ble kulltilsetningen til smeiten minsket til 4 kg pr. minutt, og metallbadets temperatur ble økt til 1750°C. Derved sank smeltens karboninnhold til ca. 2%. Deretter ble det gjennom de tre dobbeltdysers indre rør i smeiten innblåst 8 kg CaO pr. minutt, som var suspendert i nitrogen. Derved ble svovelinnholdet i smeiten senket til under 0,03%. Metallet som ble uttatt av digelen hadde en sammensetning av ;82% mangan, 12% jern og 2% karbon. ;I avgassen fra digelen ble det pr. minutt innblåst 8 kg findelt kull. Derved ble avgassen avkjølt til 600-700°C, og kullets flyktige bestanddeler ble drevet ut. Gassblandingen som besto av karboniseringsgassen og den avkjølte gass fra smelte-beholderen ble brent. Karboniseringskoksen som ble dannet ved kullkarboniseringen ble formalt og innblåst i digelen gjennom de tre dobbeltdysers ytre rør. ;Jern- og manganutbyttet, som ble oppnådd ved utførelsen av fremgangsmåten slik som angitt i dette utførelseseksempel lå på ca. 90%. Fremgangsmåtebetingelsene i utførelseseksemplet avviker derved litt fra betingelsene i flyteskjemaet idet ut-førelseseksemplet ble utført i forholdsvis liten skala. ;Ved separeringen avhengig av densitet suspenderes en blanding som består av faststoffpartikler med forskjellig densitet og med små korn i en væske- eller gasstrøm, og av suspensjonen faller det ut partikler med samme densitet omtrent på samme sted. Ved den elektrostatiske separering separeres partikler med forskjellig elektrisk ledningsevne ved hjelp av kraften i et elektrisk felt. Alle prosentandeler er etter velet. Alle forhold som angir sammensetningen av stoffblandinger er etter vekt. *

Claims (16)

1. Fremgangsmåte til fremstilling av ferromangan med et karboninnhold på 0,05-8% av jernholdige manganmalmer ved oppvarming av en blanding av manganmalmer (2), faste karbonholdige brennstoffer (1) samt slaggdannende tilsatser (3), i en roterende ovn (12) og etterfølgende utsmelting av ferromanganet fra reaksjonsproduktet, som uttas av den roterende ovn og avkjøles, karakterisert veda) at blandingen av manganmalm, kull og slaggdannende tilsatser, hvor forholdet mellom malm og kull innstilles på mellom 1:0,4 og 1:2 og de slaggdannende tilsatser CaO og/eller MgO samt Al903 og/eller Si02 tilsettes i en slik mengde at i slaggen er forholdet (CaO + MgO)/(Al20^ + Si02) fra 1:0,3 til 1:9, oppvarmes i den roterende ovn (12) i et tidsrom på 20-240 minutter i en CO-holdig atmosfære ved temperaturer på 1200-1350°C, b) at reaksjonsproduktet (20) som uttas av den roterende ovn (12) pulveriseres (23) til en partikkelstørrelse på under 15 mm, c) at det pulveriserte rsaksjonsprodukt ved separering avhengig av densitet separerer; (25) i en kullholdig fraksjon (27) for tilbakeføring til den roterende ovn, minst én metallholdig slaggrik fraksjon (28) samt en legeringsfraksjon (26) for inn-føring i en smelteovn (48), samt d) at utsmelting av legeringsfraksjonen utføres i smelteovnen ved temperaturer på 1400-1600°C.
2. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1, karakterisert ved at blandingen av manganmalm, kull og slaggdannende tilsats (2,1,3) holdes oppvarmet i den roterende ovn (12) i et tidsrom på fra 20 til 120 minutter ved temperaturer på fra 1250 til 1330°C, og at smeltingen av legeringsfraksjonen utføres ved temperaturer på fra 1450 til 1550°C.
3. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1 eller 2, karakterisert ved at i blandingen av manganmalm, kull og slaggdannende tilsats (2,1,3) anvendes det manganmalm med en partikkeldiameter på under 5 mm, kull med en partikkeldiameter på under 15 mm og slaggdannende tilsats med en partikkeldiameter på under 5 mm.
4. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-3, karakterisert ved at SiC^ (18) tilføres blandingen av manganmalm, kull og slaggdannende tilsats i den roterende ovn (12) når blandingens temperatur er over 900°C.
5. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-4, karakterisert ved at hver metallholdig slaggrik fraksjon (28) pulveriseres til en partikkeldiameter på under 5 mm og separeres (31) avhengig av densitet i en metallarm slaggfraksjon (33) og en legeringsfraksjon (32) som skal innføres i smelteovnen (48).
6. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-5, karakterisert ved at den metallfattige slaggfraksjon (33) pulveriseres (34) til en partikkeldiameter på under 0,5 mm og separeres (36) i en slaggfraksjon (63) og en legeringsfraksjon (37) som skal innføres i smelteovnen (48) ved separering avhengig av densitet og/eller ved elektrostatisk separering.
7. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-6, karakterisert ved at den del (42) av legeringsfraksjonen som har en partikkeldiameter på under 1 mm blåses inn i smeiten (49) som befinner seg i smelteovnen (48).
8. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-7, karakterisert ved at den del (42) av legeringsfraksjonen som har en partikkeldiameter på under 1 mm og kull (14) med en partikkeldiameter på under 1 mm suspenderes i en bærergass (54) og blåses inn i smeiten gjennom en dyse (43) som er anordnet i smelteovnen under metallbadets overflate, mens det gjennom en annen dyse (43) som er tilordnet nevnte dyse innføres oksygen (47) i smeiten.
9. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-8, karakterisert ved at det gjennom det indre rør (44) av en dobbeltdyse som er anordnet i smelteovnen (48) under metallbadets overflate innblåses suspensjonen av legeringsfraksjon, kull og bærergass, og at det gjennom dobbeltdysens indre rør (43) innblåses oksygen (47) i smeiten.
10. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-9, karakterisert ved at det pr. kg legeringsfraksjon som innføres i smelteovnen innblåses 0,4-0,8 kg kull og en oksygenmengde som er støkiometrisk med kui.lmengden, inn i smeiten (49) under metallbadets overflate.
11. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-10, karakterisert ved at i det minste en del (59) av avgassen (54) fra smelteovnen (48) anvendes som bærergass.
12. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-11, karakterisert ved at varmen i avgassen fra smelteovnen anvendes til karbon i ser ir.g ("55) av kullet (14), som innblåses i smeiten (49) under metallbadets overflate.
13. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-12, karakterisert ved at den avgass (62) fra smelteovnen (48) som ikke anvendes som bærergass (59) og karboniseringsgassen som dannes ved karboniseringen (55) av kullet (14) forbrennes i den roterende ovn (12).
14. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-13, karakterisert ved at avgassen (11) fra den roterende ovn (12) etterbrennes (10), og at varmeinnholdet i den etterbrente gass i det minste delvis anvendes til forvarming (8) av manganmalmen og den slaggdannende tilsats.
15. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-14, karakterisert ved at smeiten (49) ferskes og avsvovles diskontinuerlig ved innblåsing av oksygen (47) og ved tilsetning av CaO og/eller CaC., (46).
16. Fremgangsmåte i samsvar med et av kravene 1-15, karakterisert ved at smeiten (49) som dannes i smelteovnen avkjøles, pulveriseres og blandes med de metallholdige, slaggrike fraksjoner.
NO845071A 1983-12-31 1984-12-18 Fremgangsmaate til fremstilling av ferromangan. NO163061C (no)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE3347685A DE3347685C1 (de) 1983-12-31 1983-12-31 Verfahren zur Herstellung von Ferromangan

Publications (3)

Publication Number Publication Date
NO845071L NO845071L (no) 1985-07-01
NO163061B true NO163061B (no) 1989-12-18
NO163061C NO163061C (no) 1990-03-28

Family

ID=6218528

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO845071A NO163061C (no) 1983-12-31 1984-12-18 Fremgangsmaate til fremstilling av ferromangan.

Country Status (6)

Country Link
US (1) US4576638A (no)
JP (1) JPS60169543A (no)
DE (1) DE3347685C1 (no)
NO (1) NO163061C (no)
SU (1) SU1225495A3 (no)
ZA (1) ZA8410102B (no)

Families Citing this family (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE3826824C1 (no) * 1988-08-06 1990-01-04 Fried. Krupp Gmbh, 4300 Essen, De
JPH061371A (ja) * 1992-06-17 1994-01-11 Uintetsuku Kk ストレッチフィルム包装の開披容易化法とその装置
JP2683487B2 (ja) * 1993-05-18 1997-11-26 水島合金鉄株式会社 中・低炭素フェロマンガンの製造方法及び製造装置
RU2044088C1 (ru) * 1994-04-15 1995-09-20 Акционерное общество закрытого типа "ККИП" Способ извлечения марганца из марганецсодержащего сырья
US20060280907A1 (en) * 2005-06-08 2006-12-14 Whitaker Robert H Novel mineral composition
US7833339B2 (en) * 2006-04-18 2010-11-16 Franklin Industrial Minerals Mineral filler composition
US20070104923A1 (en) * 2005-11-04 2007-05-10 Whitaker Robert H Novel mineral composition
US7651559B2 (en) * 2005-11-04 2010-01-26 Franklin Industrial Minerals Mineral composition
US8641800B2 (en) * 2011-06-27 2014-02-04 Joseph B. McMahan Method of alloying various grades of steel with manganese oxides

Family Cites Families (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2549994A (en) * 1948-08-11 1951-04-24 Marvin J Udy Production of ferromanganese
DE1014137B (de) * 1953-10-10 1957-08-22 Eisen & Stahlind Ag Verfahren zur Verhuettung armer Eisenerze
US3037856A (en) * 1957-10-14 1962-06-05 Strategic Materials Corp Ferromanganese production
AU1527270A (en) * 1969-05-21 1971-11-25 Union Carbide Corporation Process forthe production of ferromanganese
SU425956A1 (ru) * 1972-07-18 1974-04-30 А. Г. Кучер, В. С. Зельдин, В. Е. Власенко, А. В. Петров, Б. Н. Безъ зыкое, Л. М. Лившиц, В. В. Кась И. П. Рогачев, П. Ф. Мироненко, П. М. Соседко , Н. Г. Садовский СПОСОБ ВЫПЛАВКИ МЕТАЛЛИЧЕСКОГО МАРГАНЦАщ Oj'iudLr И.1
US3984232A (en) * 1973-08-22 1976-10-05 The International Nickel Company, Inc. Thermal upgrading of sea nodules

Also Published As

Publication number Publication date
NO163061C (no) 1990-03-28
ZA8410102B (en) 1985-09-25
SU1225495A3 (ru) 1986-04-15
JPS60169543A (ja) 1985-09-03
US4576638A (en) 1986-03-18
DE3347685C1 (de) 1985-04-04
NO845071L (no) 1985-07-01
JPH0429732B2 (no) 1992-05-19

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN105838838B (zh) 一种煤制气直接还原一步法制取纯净钢的方法
CA1244656A (en) Processes and appparatus for the smelting reduction of smeltable materials
NO115372B (no)
CN114672643B (zh) 一种高铁赤泥和熔融钢渣协同利用方法
JPS6227138B2 (no)
US4244732A (en) Manufacture of steel from ores containing high phosphorous and other undesirable constituents
CZ200975A3 (cs) Technologie rafinace kovonosných odpadu s obsahem zinku v rotacní peci
US3169055A (en) Process for producing pig iron in rotary furnace
NO163061B (no) Fremgangsmaate til fremstilling av ferromangan.
JPH11172312A (ja) 移動型炉床炉の操業方法および移動型炉床炉
US3920446A (en) Methods of treating silicious materials to form silicon carbide for use in refining ferrous material
JPH0380850B2 (no)
US4756748A (en) Processes for the smelting reduction of smeltable materials
US4629506A (en) Process for the production of ferrochromium
KR19980041966A (ko) 전기 제강소 먼지 환원 방법 및 장치
US2598743A (en) Zinc smelting
US2133571A (en) Process for the manufacture of steel from low-grade phosphoruscontaining acid iron ores
US2045639A (en) Process for the production of molten iron or steel by the direct method
JPH0151534B2 (no)
US3471283A (en) Reduction of iron ore
US2846302A (en) Smelting finely divided iron ore processes
US3996045A (en) Method for producing high-grade ferro-nickel directly from nickeliferous oxide ores
RU2055922C1 (ru) Способ переработки сульфидного сурьмяного сырья, содержащего благородные металлы
RU2808305C1 (ru) Способ переработки бедной окисленной никелевой руды
JP2861500B2 (ja) 亜鉛精鉱の熔融脱硫法