RU2110596C1 - Method for producing ferromolybdenum - Google Patents
Method for producing ferromolybdenum Download PDFInfo
- Publication number
- RU2110596C1 RU2110596C1 RU94015902A RU94015902A RU2110596C1 RU 2110596 C1 RU2110596 C1 RU 2110596C1 RU 94015902 A RU94015902 A RU 94015902A RU 94015902 A RU94015902 A RU 94015902A RU 2110596 C1 RU2110596 C1 RU 2110596C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- ferromolybdenum
- molybdenum
- concentrate
- melt
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, конкретнее к производству ферросплавов, в частности к производству ферромолибдена. The invention relates to the field of metallurgy, and more particularly to the production of ferroalloys, in particular to the production of ferromolybdenum.
В настоящее время ферромолибден получают в плавильном агрегате (шахте), установленном на песочном основании - "гнезде", металлотермическим восстановлением молибдена из обожженного молибденового концентрата путем загрузки и проплавления его в смеси с металлическим восстановителем (ферросилицием, ферросиликоалюминием), железосодержащими присадками (железной рудой и железной стружкой), флюсом (известью). Плавку ферромолибдена ведут с верхним запалом шихты [1]. Currently, ferromolybdenum is obtained in a melting unit (shaft) installed on a sand base - a "nest", by metallothermal reduction of molybdenum from calcined molybdenum concentrate by loading and melting it in a mixture with a metal reducing agent (ferrosilicon, ferrosilicon-aluminum), iron-containing additives and iron ore iron shavings), flux (lime). Melting ferromolybdenum lead with the upper ignition of the charge [1].
Недостатком способа является высокая ликвидация молибдена в слитке. Кроме того, при использовании для обжига сульфидных молибденовых концентратов, содержащих повышенное количество оксида кальция, обожженный концентрат имеет повышенное содержание серы, которая практически полностью переходит в ферромолибден, а при использовании для выплавки бедных молибденовых концентратов для проведения плавки с требуемой термичностью процесса необходим восстановитель - алюминиевый порошок, что значительно удорожает процесс выплавки. The disadvantage of this method is the high elimination of molybdenum in the ingot. In addition, when using sulfide molybdenum concentrates containing a high amount of calcium oxide for roasting, the calcined concentrate has a high sulfur content, which is almost completely converted to ferromolybdenum, and when using poor molybdenum concentrates for smelting, a reducing agent is required for melting with the required thermal process - aluminum powder, which significantly increases the smelting process.
Известны следующие способы получения ферромолибдена. The following methods for producing ferromolybdenum are known.
1. Ферромолибден получают карботермическим восстановлением предварительно обожженного молибденового концентрата, сбрикетированного с порошком древесного угля или торфяного кокса и железной стружкой, в электродуговых печах. Плавку высокоуглеродистых брикетов (восстановительный процесс) чередуют с плавкой брикетов, составленных с недостатком восстановителя (период рафинирования). После направления и сортируют. Отходы проплавляют в другой печи на передельный сплав, который переплавляют в первой печи [2]. 1. Ferromolybdenum is obtained by carbothermic reduction of a pre-calcined molybdenum concentrate, briquetted with charcoal or peat coke powder and iron chips, in electric arc furnaces. The melting of high-carbon briquettes (recovery process) is alternated with the melting of briquettes made up with a lack of a reducing agent (refining period). After the direction and sorted. Waste is smelted in another furnace to a conversion alloy, which is smelted in the first furnace [2].
Недостатком способа являются повышенные потери молибдена, необходимость использования нескольких агрегатов для проплавления, высокий расход электроэнергии, очень высокое содержание в сплаве углерода, низкое (35-50%) содержание в нем молибдена и практически полный переход в сплав из шихтовых материалов серы и фосфора. The disadvantage of this method is the increased loss of molybdenum, the need to use several aggregates for melting, high energy consumption, a very high content in the carbon alloy, low (35-50%) content of molybdenum and an almost complete transition to the alloy from the charge materials of sulfur and phosphorus.
2. Ферромолибден получают в электропечи с восстановлением молибденсодержащего шеелитового концентрата и последующей плавкой его совместно с железной стружкой с предварительной выдержкой концентрата перед использованием на плавке в течение 4-6 ч в атмосфере пароводородной смеси с отношением 
Недостатком способа является практически полный переход содержащихся в шеелитовом концентрате фосфора и серы в ферромолибден и его значительное науглероживание в процессе ведения плавки. The disadvantage of this method is the almost complete transition contained in scheelite concentrate of phosphorus and sulfur to ferromolybdenum and its significant carburization during the smelting process.
3. Ферромолибден выплавляют металлотермической плавкой с нижним зажиганием шихты путем последовательного чередования серий операций, заключающихся в загрузке и проплавлении смеси шихты, выдержке расплава для осаждения капель сплава и затвердевания расплава с предварительным сливом части шлака, в результате чего получают многослойный слиток, состоящий из чередующихся слоев сплава и остаточных после слива части слоев шлака [4]. 3. Ferromolybdenum is smelted by metallothermal melting with lower ignition of the charge by sequentially alternating a series of operations consisting in loading and melting the mixture of the mixture, holding the melt to precipitate alloy droplets and solidify the melt with preliminary draining of the slag, resulting in a multilayer ingot consisting of alternating layers alloy and residual after draining part of the slag layers [4].
Недостатком способа является высокая ликвидация молибдена в нижние слои слитков ферромолибдена, значительное количество отходов, требующих дополнительной переработки, и невозможность использования металла от переработки отходов плавки в одной металлотермической плавке, т.е. необходимы дополнительные плавильные агрегаты. Кроме того, при использовании для обжига молибденовых концентратов с высоким содержанием оксида кальция ферромолибден имеет повышенное содержание серы, а при использовании для выплавки бедных молибденовых концентратов необходим восстановитель - алюминий, что значительно удорожает процесс плавки. The disadvantage of this method is the high elimination of molybdenum in the lower layers of ferromolybdenum ingots, a significant amount of waste requiring additional processing, and the inability to use metal from processing waste melting in one metallothermal smelting, i.e. additional melting units are needed. In addition, when using molybdenum concentrates with a high content of calcium oxide for roasting, ferromolybdenum has a high sulfur content, and when using poor molybdenum concentrates for smelting, a reducing agent is necessary - aluminum, which significantly increases the cost of the smelting process.
4. Ферромолибден получают металлотермическим процессом из обожженного молибденового концентрата, железной стружки, железной руды, металлического восстановителя, флюса и молибденсодержащих металлоотходов путем разделения шихты на две части в соотношении по массе 50-70% и 30-50% с переводом всех металлоотходов, задаваемых на плавку, в первую часть и при одинаковом соотношении остальных компонентов в обеих частях, загрузкой в плавильный агрегат первой части шихты и зажиганием ее сверху, а после окончания ее плавления, выдержки расплава для осаждения капель сплава с введением в расплав осадительной смеси, слива 80-90% образовавшегося шлака, равномерной по мере проплавления загрузкой на оставшуюся часть второй части шихты с зажиганием ее сразу после начала загрузки [5]. 4. Ferromolybdenum is obtained by a metallothermic process from calcined molybdenum concentrate, iron shavings, iron ore, a metal reducing agent, flux and molybdenum-containing metal wastes by dividing the charge into two parts in a weight ratio of 50-70% and 30-50% with the transfer of all metal wastes set to melting, in the first part and with the same ratio of the remaining components in both parts, loading the first part of the charge into the melting unit and igniting it from above, and after the end of its melting, holding the melt for the wasp Denia alloy droplets with the introduction of the melt spin mixture discharge 80-90% of the formed slag as uniform loading penetration for the remainder of the second part of the charge with ignition immediately after it starts loading [5].
Недостатком способа являются повышенное содержание в ферромолибдене серы при использовании для обжига молибденовых концентратов с высоким содержанием оксида кальция, а при использовании для плавки бедных молибденовых концентратов - необходимость использования для поддержания требуемой термичности процесса в качестве восстановителя алюминия, что значительно удорожает процесс плавки. The disadvantage of this method is the increased sulfur content in ferromolybdenum when using molybdenum concentrates with a high content of calcium oxide for roasting, and when using poor molybdenum concentrates for smelting, it is necessary to use the process as an aluminum reducing agent to maintain the required thermality, which significantly increases the cost of the smelting process.
В качестве прототипа принят наиболее близкий по сущности способ получения ферромолибдена, включающий обжиг сульфидных молибденовых концентратов, металлотермическое восстановление молибдена кремний- и алюминийсодержащим восстановителем в присутствии флюса и железосодержащего материала, выдержку расплава для осаждения капель металла, последующий его выпуск из плавильного агрегата и отделение ферросплава от шлака [6]. As a prototype, the method of obtaining ferromolybdenum, which is closest in essence, was adopted, which includes calcining sulfide molybdenum concentrates, metallothermal reduction of molybdenum with a silicon and aluminum-containing reducing agent in the presence of flux and iron-containing material, holding the melt to precipitate metal droplets, and then releasing it from the melting unit and separating the ferroalloy slag [6].
Недостатками прототипа являются повышенное содержание серы в ферромолибдене, полученном с использованием на обжиг молибденовых концентратов с повышенным содержанием оксида кальция, и значительное удорожание процесса за счет необходимости использования в качестве восстановителя алюминия при использовании для выплавки ферромолибдена бедных молибденовых концентратов. The disadvantages of the prototype are the high sulfur content in ferromolybdenum obtained using molybdenum concentrates with a high content of calcium oxide for firing, and a significant increase in the cost of the process due to the need to use poor molybdenum concentrates for the smelting of ferromolybdenum.
Предлагаемое изобретение направлено на получение кондиционного по содержанию серы ферромолибдена при использовании обожженного молибденового концентрата, полученного из сульфидного концентрата с повышенным содержанием оксида кальция. The present invention is directed to obtaining sulfur-containing ferromolybdenum using a calcined molybdenum concentrate obtained from a sulfide concentrate with a high content of calcium oxide.
Сущность предлагаемого изобретения заключается в следующем. The essence of the invention is as follows.
Обжиг концентрата осуществляют по обычной технологии в обжиговых печах. The concentrate is fired according to conventional technology in kilns.
Выплавку ферромолибдена осуществляют в дуговой электропечи, в которой вначале наплавляют металлическую ванну из железосодержащего материала под известково-силикатным шлаком с основностью 2-2,5 и содержащим оксид железа в пределах 10-13%, что способствует разжижению шлака и не снижает степени восстановления молибдена из концентрата. Ferromolybdenum is smelted in an electric arc furnace, in which a metal bath of iron-containing material is first welded under a calc-silicate slag with a basicity of 2-2.5 and containing iron oxide in the range of 10-13%, which helps to liquefy the slag and does not reduce the degree of molybdenum recovery from concentrate.
В качестве шихтовых материалов могут быть использованы железная стружка, железная руда, известь и кварцит, либо отвальный шлак производства ферромолибдена, в основе своей содержащий кремнезем. Наплавление металлической ванны под известково-силикатным шлаком может быть осуществлено и из отходов производства ферромолибдена (богатый шлак, подблочный шлак, подина, отсевы ферромолибдена), а также железного лома или стружки, железной руды (при недостаточном содержании оксида железа в используемом шлаке) и извести. As the charge materials can be used iron shavings, iron ore, lime and quartzite, or waste slag produced by ferromolybdenum, which basically contains silica. The metal bath under lime-silicate slag can also be melted from waste products of ferromolybdenum (rich slag, block slag, bottom, screenings of ferromolybdenum), as well as iron scrap or shavings, iron ore (with insufficient content of iron oxide in the used slag) and lime .
В этом случае одновременно решается вопрос переработки отходов производства ферромолибдена, что значительно упрощает технологию его производства. In this case, the issue of processing ferromolybdenum production wastes is simultaneously solved, which greatly simplifies its production technology.
Количество вводимой на плавку железной стружки рассчитывают из условия получения после окончания плавки ферромолибдена с требуемым содержанием молибдена. А количество высокоизвесткового шлака должно обеспечить получение ферромолибдена с регламентированным содержанием серы и фосфора, что подбирается опытным путем. The amount of iron shavings introduced into the smelting is calculated from the conditions for producing ferromolybdenum with the required molybdenum content after the smelting is completed. And the amount of highly calcareous slag should ensure the production of ferromolybdenum with a regulated content of sulfur and phosphorus, which is selected experimentally.
Полученные после проплавления металлический и шлаковый расплавы достаточно жидкоподвижны и не препятствуют взаимодействию и перемешиванию вновь образуемых металлического и шлакового расплавов с ними. The metal and slag melts obtained after melting are sufficiently fluid and do not interfere with the interaction and mixing of the newly formed metal and slag melts with them.
После окончания проплавления заданной в печь шихты в расплав загружают предварительно подготовленную смесь обожженного молибденового концентрата и восстановителя, также взятую в количестве, обеспечивающем получение сплава с требуемым содержанием молибдена. В качестве восстановителя используют либо ферросилиций с содержанием кремния 50-65%, либо ферросиликоалюминий, содержащий при тех же содержаниях кремния дополнительной 5-12% алюминия. After the penetration of the charge specified in the furnace into the melt, a pre-prepared mixture of calcined molybdenum concentrate and a reducing agent, also taken in an amount providing an alloy with the desired molybdenum content, is loaded into the melt. As a reducing agent, either ferrosilicon with a silicon content of 50-65%, or ferrosilicoaluminium, containing at the same silicon contents an additional 5-12% aluminum, is used.
Для повышения термичности в состав смеси может быть дополнительно введена железная руда. В этом случае навеска восстановителя увеличивается из расчета необходимого количества элемента-восстановителя (кремния, алюминия) на восстановление 42% Fe2O3 железной руды по Fe, а остального Fe2O3 до FeO (величины установлены практически при выплавке ферромолибдена металлотермической плавкой), а количество вводимой на первый этап плавки железной стружки сокращается на величину установленного расчетом восстановленного железа из железной руды.To increase thermality, iron ore can be added to the mixture. In this case, the weighed amount of the reducing agent increases based on the required amount of the reducing element (silicon, aluminum) for the reduction of 42% Fe 2 O 3 of iron ore from Fe, and the rest of Fe 2 O 3 to FeO (the values were established practically during the smelting of ferromolybdenum by metallothermal smelting), and the amount of iron shavings introduced into the first stage of smelting is reduced by the amount of reduced iron established from the calculation of iron ore.
При попадании задаваемой смеси в расплав она самовозгорается и процесс восстановления идет с выделением значительного количества тепла. Тепла может быть достаточно для полного протекания реакций восстановления и образования жидких металлического и шлакового расплава. В этом случае электрические дуги могут быть отключены на момент ввода в расплав смеси (обычно это достигается и проводится при использовании в качестве восстановителя ферросиликоалюминия). Если же тепла недостаточно для получения жидкоподвижных расплавов (при использовании в качестве восстановителя ферросилиция и использования для плавки бедных молибденовых концентратов), то ввод смеси в расплав осуществляют без отключения электрических дуг. When the specified mixture enters the melt, it spontaneously ignites and the recovery process proceeds with the release of a significant amount of heat. Heat may be sufficient for the complete reaction of reduction and the formation of liquid metal and slag melt. In this case, the electric arcs can be turned off at the moment the mixture is introduced into the melt (this is usually achieved and is carried out when ferrosilicon aluminum is used as a reducing agent). If heat is not enough to produce liquid-mobile melts (when ferrosilicon is used as a reducing agent and poor molybdenum concentrates are used for melting), then the mixture is introduced into the melt without disconnecting the electric arcs.
При этом протекают следующие реакции (при использовании в качестве восстановителя ферросилиция реакции 2 и 3 практически не имеют места):
2MoO3 + 3Si = 2Mo + 3SiO2
MoO3 + 2Al = Mo + Al2O3
2CaO • SiO2 + Al2O3 = 2CaO • SiO2 • Al2O3
Избыточное (сверх необходимого на образование двухкальциевого силиката) CaO первичного шлака и CaO обоженного молибденового концентрата взаимодействуют с образовавшимся SiO2 по реакции (I)
2CaO + SiO2 = 2CaO • SiO2
а также с элементами-восстановителями, например с Si по реакции
4CaO + 3Si = CaSi2 + Ca3O2 • SiO2
Образующийся по реакции (5) Ca3O2 • SiO2 в присутствии оксида молибдена взаимодействует с ним
Ca3O2 • SiO2 + MoO3 = 3CaO • SiO2 + MoO2
в CaSi2 при контакте с фосфором или серой взаимодействует с ними
CaSi2 + S = CaS + 2Si
3CaSi2 + 2P = Ca3P2 + 6Si
Образующиеся при этом CaS и Ca3P2 растворяются в шлаке, а металл очищается от этих примесей.In this case, the following reactions proceed (when using ferrosilicon as a reducing agent,
2MoO 3 + 3Si = 2Mo + 3SiO 2
MoO 3 + 2Al = Mo + Al 2 O 3
2CaO • SiO 2 + Al 2 O 3 = 2CaO • SiO 2 • Al 2 O 3
Excess (in excess of the necessary for the formation of dicalcium silicate) CaO of primary slag and CaO of calcined molybdenum concentrate interact with the formed SiO 2 by reaction (I)
2CaO + SiO 2 = 2CaO • SiO 2
as well as with reducing elements, for example with Si by reaction
4CaO + 3Si = CaSi 2 + Ca 3 O 2 • SiO 2
Ca 3 O 2 • SiO 2 formed by reaction (5) in the presence of molybdenum oxide interacts with it
Ca 3 O 2 • SiO 2 + MoO 3 = 3CaO • SiO 2 + MoO 2
in CaSi 2 in contact with phosphorus or sulfur interacts with them
CaSi 2 + S = CaS + 2Si
3CaSi 2 + 2P = Ca 3 P 2 + 6Si
The resulting CaS and Ca 3 P 2 dissolve in the slag, and the metal is purified from these impurities.
Суммарный процесс связывания серы и фосфора в соединения, не переходящие в металлическую фазу в процессе прохождения восстановительных реакций, можно представить в виде
5(3CaO • SiO2) + 2Si + S + MoO3 = 7(2CaO • SiO2) + CaS +Mo
15(3CaO • SiO2) + 6Si + 2P + 3MoO3 = 21(2CaO • SiO2) + Ca3P2 + 3Mo
Для полноты протекания реакций образования CaS и Ca3P2 необходимо интенсивное подновление состава шлаковой фазы, контактирующей с зоной реакции взаимодействия восстановителя и молибденового концентрата, задаваемых в расплав. С этой целью смесь концентрата и восстановителя загружают в расплав со скоростью 100-250 кг/мин. Загрузку предпочтительнее осуществлять в центр печи между электродами. Создавая при этом зону перегрева, обеспечивают перемещение разогретого жидкого материала к более холодному, а более холодного к разогретому, т. е. имеет место за счет конвективных потоков постоянное подновление состава шлаковой фазы в зоне прохождения экзотермических реакций, чем достигается полнота прохождения реакций, обеспечивающих десульфурацию и дефосфорацию металла.The total process of binding sulfur and phosphorus to compounds that do not transform into the metal phase during the process of reduction reactions can be represented as
5 (3CaO • SiO 2 ) + 2Si + S + MoO 3 = 7 (2CaO • SiO 2 ) + CaS + Mo
15 (3CaO • SiO 2 ) + 6Si + 2P + 3MoO 3 = 21 (2CaO • SiO 2 ) + Ca 3 P 2 + 3Mo
For the completeness of the reactions of formation of CaS and Ca 3 P 2 , an intensive renewal of the composition of the slag phase in contact with the reaction zone of the interaction of the reducing agent and the molybdenum concentrate specified in the melt is necessary. For this purpose, the mixture of concentrate and reducing agent is loaded into the melt at a speed of 100-250 kg / min. It is preferable to load in the center of the furnace between the electrodes. By creating an overheating zone, they ensure the movement of the heated liquid material to the colder, and the colder to the warmed, i.e., due to convective flows, the slag phase composition is constantly updated in the zone of exothermic reactions, which ensures the completeness of the passage of reactions providing desulfurization and metal dephosphorization.
Практически достигается полная десульфурация металла, вызванная наличием в концентрате повышенного содержания оксида кальция, хотя в процессе обжига концентрата CaO в значительной мере препятствовал удалению из концентрата серы за счет образования CaSo4 (содержание серы в таких концентратах достигает 0,5%). Попутно из металла удаляется фосфор, если он в шихтовых материалах присутствовал.In practice, complete desulfurization of the metal is achieved due to the presence of an increased content of calcium oxide in the concentrate, although during the roasting of the concentrate CaO significantly impeded the removal of sulfur from the concentrate due to the formation of CaSo 4 (the sulfur content in such concentrates reaches 0.5%). Along the way, phosphorus is removed from the metal if it was present in the charge materials.
В процессе прохождения указанных реакций содержание CaO в шлаках снижается за счет увеличения содержания SiO2 и Al2O3, что способствует разжижению шлака. Это, в свою очередь, препятствует запутыванию капель металла и шлака. Для полноты прохождения реакций и улучшению осаждения капель металла из шлака после окончания загрузки в расплав смеси его дополнительно прогревают электрическими дугами в течение 10-15 мин.During the passage of these reactions, the CaO content in the slag decreases due to an increase in the content of SiO 2 and Al 2 O 3 , which contributes to the dilution of the slag. This, in turn, prevents entanglement of droplets of metal and slag. To complete the reactions and improve the deposition of metal droplets from the slag after loading into the melt, the mixture is additionally heated by electric arcs for 10-15 minutes.
Обеспечение полноты осаждения капель металла из шлака достигается дополнительной выдержкой расплава в печи при отключенных и поднятых из расплава электродах в течение примерно 25 мин. (общая выдержка расплава для осаждения капель металла, включая прогрев дугами после окончания загрузки в расплав смеси, составляет 35-40 мин, что соответствует требованиям при проведении металлотермических плавок внепечным способом). Ensuring the completeness of the deposition of metal droplets from slag is achieved by additional exposure of the melt in the furnace with the electrodes disconnected and raised from the melt for about 25 minutes. (the total exposure of the melt for the deposition of metal droplets, including heating by arcs after loading the mixture into the melt, is 35-40 minutes, which meets the requirements for metallothermal smelting out of furnace method).
После окончания выплавки ферромолибдена расплав из печи выпускают в каскадно установленные шлаковни с намороженным на днище первой шлаковни для предотвращения приваривания металла к шлаковне. Затем, после охлаждения металл отделяют от шлака и сдают как готовую продукцию. After the ferromolybdenum smelting is completed, the melt from the furnace is discharged into cascade-mounted slags with the first slag frozen in the bottom to prevent metal welding to the slag. Then, after cooling, the metal is separated from the slag and handed over as a finished product.
При одновременной загрузке в печь всех шихтовых компонентов, т.е. при одновременном ведении плавки в дуговом режиме и металлотермическим процессом, будет иметь место интенсивное науглероживание ферромолибдена, который не будет отвечать по его содержанию требованиям стандартов. With the simultaneous loading into the furnace of all charge components, i.e. while conducting melting in an arc mode and a metallothermic process, intense carburization of ferromolybdenum will take place, which will not meet the requirements of the standards for its content.
Если отношение CaO : SiO2 в известково-силикатном шлаке, наплавляемом в дуговой печи в первый период плавки будет менее 2, то CaO в процессе будет недостаточно для десульфурации и дефосфорации ферромолибдена и он не будет отвечать требованиям стандартов по их содержаниям. Отношение же CaO : SiO2 в направляемом шлаке в первый период плавки выше 2,5 повышает тугоплавкость шлака и для проведения процесса, обеспечивающего десульфурацию и дефосфорацию ферромолибдена, потребуется увеличение продолжительности плавки и повышение расхода электроэнергии.If the CaO: SiO 2 ratio in the lime-silicate slag deposited in an arc furnace in the first melting period is less than 2, then the CaO in the process will not be sufficient for desulfurization and dephosphorization of ferromolybdenum and it will not meet the requirements of standards for their contents. The ratio of CaO: SiO 2 in the guided slag during the first melting period above 2.5 increases the refractoriness of the slag, and for the process to ensure desulfurization and dephosphorization of ferromolybdenum, an increase in the melting time and an increase in the energy consumption will be required.
Если смесь концентрата и восстановителя загружать со скоростью менее 100 кг/мин, то процесс замедляется, что приводит к захолаживанию шлака и, как к возможному последствию, необходимости увеличения прогрева шлакового расплава после окончания загрузки смеси, что может привести к увеличению содержания углерода в ферромолибдене. If the mixture of concentrate and reducing agent is loaded at a rate of less than 100 kg / min, the process slows down, which leads to cooling of the slag and, as a possible consequence, the need to increase the heating of the slag melt after the mixture is loaded, which can lead to an increase in the carbon content of ferromolybdenum.
Если загрузку смеси осуществлять со скоростью свыше 250 кг/мин, то интенсивность процесса увеличивается, но свежие порции шлака не успевают поступать в зону экзотермический реакций, что приводит к снижению десульфурации и дефосфорации ферромолибдена. If the mixture is loaded at a speed of over 250 kg / min, then the intensity of the process increases, but fresh portions of slag do not have time to enter the exothermic reaction zone, which leads to a decrease in desulfurization and dephosphorization of ferromolybdenum.
При прогревании шлака после окончания загрузки в печь смеси обоженного молибденового концентрата и восстановителя в течение менее 10 мин процессы десульфурации и дефосфорации металла могут оказаться незавершенными, что приведет к ухудшению качества получаемого ферромолибдена; увеличение же продолжительности прогрева свыше 15 мин нежелательно, т.к. приводит к дополнительному расходу электроэнергии без улучшения качества ферромолибдена по содержанию фосфора и серы, но может ухудшить его качество по содержанию углерода. When the slag is heated after the loading of the mixture of the calcined molybdenum concentrate and reducing agent into the furnace for less than 10 minutes, the processes of metal desulfurization and dephosphorization may be incomplete, which will lead to a deterioration in the quality of the obtained ferromolybdenum; an increase in the duration of heating over 15 minutes is undesirable, because leads to additional energy consumption without improving the quality of ferromolybdenum in terms of phosphorus and sulfur, but may worsen its quality in terms of carbon content.
Выплавка ферромолибдена по предлагаемой технологии позволяет получать кондиционный по содержанию серы и фосфора ферромолибден при использовании обожженных молибденовых концентратов, полученных обжигом сульфидных молибденовых концентратов с высоким (более 10%) содержанием оксида кальция и повышенным содержанием фосфора. При этом если используется бедный концентрат (30-40% Mo), то для выплавки не используется алюминиевый порошок, что снижает себестоимость производства ферромолибдена. Smelting ferromolybdenum according to the proposed technology makes it possible to obtain ferromolybdenum, which is conditional in terms of sulfur and phosphorus content, using calcined molybdenum concentrates obtained by calcining molybdenum sulfide concentrates with a high (more than 10%) calcium oxide content and high phosphorus content. Moreover, if a poor concentrate (30-40% Mo) is used, then aluminum powder is not used for smelting, which reduces the cost of production of ferromolybdenum.
Пример конкретного осуществления
Для производства ферромолибдена использовали сульфидный молибденовый концентрат Тырныаузского месторождения марки КМФ-8 по ГОСТ 212-76, изменю N 5 с содержанием молибдена в отдельных партиях 35-39%, CaO 11-17%. Концентрат различных партий смешивали и подвергали обжигу в атмосфере воздуха в 8-подовых вращающихся печах.Case Study
For the production of ferromolybdenum, we used sulfide molybdenum concentrate of the Tyrnyauz field of the KMF-8 brand according to GOST 212-76, change
Полученный после обжига концентрат содержал в среднем, %: 42,1 Mo; 16,6 CaO; 11,8 Fe2O3; 6,4 SiO2; 0,4 S и в дальнейшем был использован для выплавки ферромолибдена.The concentrate obtained after calcination contained on average,%: 42.1 Mo; 16.6 CaO; 11.8 Fe 2 O 3 ; 6.4 SiO 2 ; 0.4 S and was subsequently used for the smelting of ferromolybdenum.
Выплавку ферромолибдена по предлагаемой технологии осуществляли в трехфазной дуговой электропечи с трансформатором мощностью 3,5 МВА. Ferromolybdenum was smelted according to the proposed technology in a three-phase electric arc furnace with a transformer with a capacity of 3.5 MVA.
В качестве шихтовых материалов для выплавки ферромолибдена использовали кроме обожженного молибденового концентрата:
ферросиликоалюминий марки ФСА65 по ВТТ 139-3-84 с содержанием алюминия 11,2%, кремния 60,8%;
железную руду агломерационную класса 10 по ТУ 14-9-359-89 с содержанием 92% Fe2O3, 6,3% SiO2:
железную (стальную) обсечку от простых углеродистых сталей категории A, 14-го вида по ГОСТ 2787 с содержанием углерода менее 0,1%;
предварительно усредненный отвальный шлак производства ферромолиблена со средним содержанием,%: SiO2 67; FeO 9; Al2O3 12; CaO 7; MgO 2; Mo 0,15.In addition to calcined molybdenum concentrate, the following materials were used as charge materials for smelting ferromolybdenum:
ferrosilicon aluminum grade FSA65 according to VTT 139-3-84 with an aluminum content of 11.2%, silicon 60.8%;
iron (steel) sheathing from simple carbon steels of category A, 14th type according to GOST 2787 with a carbon content of less than 0.1%;
pre-averaged dump slag of ferromolyblen production with an average content,%: SiO 2 67;
Выплавку ферромолиблена проводили по трем вариантам с изменением в вариантах отношения CaO:SiO2 в первично направляемом в печи с металлической ванной шлаке (соответственно по вариантам это отношение составляло 2, 2,25 и 2,5) при общем содержании в получаемом шлаке близком к 12%, общем количестве шлака в пределах (2,5 - 3 т на 2 т задаваемого в печь концентрата), установленных практически, а также со скоростью загрузки в печь смеси концентрата и восстановителя соответственно 100, 175 и 250 кг/мин.Ferromolybblen was smelted in three variants with a variation in the CaO: SiO 2 ratio in the slag that was primarily sent to the furnace with a metal bath (in the variants, this ratio was 2, 2.25, and 2.5) with a total content of close to 12 in the resulting slag. %, the total amount of slag in the range (2.5 - 3 tons per 2 tons of concentrate supplied to the furnace), established practically, as well as with the speed of loading the mixture of concentrate and reducing agent, respectively, 100, 175 and 250 kg / min.
Количество необходимой для получения металлической ванны стальной обсечки задавалось одинаковым из расчета получения ферромолибдена с содержанием 58% молибдена, так как ферромолибден с большим содержанием молибдена из печи выпускать достаточно сложно из-за повышенной температуры плавления. The amount of steel casing needed to obtain a metal bath was set equal to the calculation of obtaining ferromolybdenum with a content of 58% molybdenum, since ferromolybdenum with a high molybdenum content from the furnace is rather difficult to discharge due to the increased melting temperature.
После окончания плавления заданной в печь шихты электроды в печь опускали, набирали токовую нагрузку и расплав прогревали соответственно по вариантам в течение 15, 12 и 10 мин, затем осуществляли выдержку расплава при отключенной печи и понятых электродах в течение 25 мин, после чего открывали летку и расплав выпускали в каскадно установленные шлаковни с номороженным на днище первой шлаковни шлаком для предотвращения приваривания выпущенного металла к шлаковне. After melting of the charge set in the furnace, the electrodes were lowered into the furnace, the current load was gained and the melt was heated according to the options for 15, 12 and 10 minutes, then the melt was kept at the switched-off furnace and understood electrodes for 25 minutes, after which the gap was opened and the melt was discharged into cascade-mounted slag plants with slag frozen at the bottom of the first slag to prevent welding of the released metal to the slag.
После охлаждения металл отделяли от шлака, отбирали пробы от металла и шлака, в которых анализировали затем: Mo, Si, S и P в металле, Mo и FeO в шлаке. After cooling, the metal was separated from the slag, samples were taken from the metal and slag, which were then analyzed: Mo, Si, S and P in the metal, Mo and FeO in the slag.
Характеристика плавок по вариантам и результаты анализов представлены в табл. 1 и 2. The characteristics of the swimming trunks for the options and the analysis results are presented in table. 1 and 2.
Выплавку ферромолибдена по прототипу (4 вариант) проводили в другом плавильном агрегате - в промышленной шахте, установленной на песочном основании - "гнезде", емкостью по шихте 2500 кг. Отличительной особенностью проведенной плавки от прототипа было то, что плавку после окончания держали в течение 40 мин, после чего производили выпуск шлака, затем шахту снимали, а металл извлекали из "гнезда" после охлаждения и отделяли от шлака после замачивания в воде. Ни на ходе плавки, ни на качестве полученного металла проведение плавки на таком агрегате, по сравнению с прототипом, не могло сказаться, а решение проводить плавку на таком агрегате было принято из-за отсутствия агрегата, позволяющего выпускать одновременно (или порознь) металл и шлак. Ferromolybdenum smelting according to the prototype (option 4) was carried out in another smelting unit - in an industrial shaft installed on a sand base - a "nest" with a charge capacity of 2500 kg. A distinctive feature of the smelting performed from the prototype was that the smelting was held for 40 minutes after the end, after which the slag was released, then the mine was removed, and the metal was removed from the "socket" after cooling and separated from the slag after soaking in water. Neither the melting process, nor the quality of the obtained metal, the melting on such an aggregate, as compared with the prototype, could have affected, and the decision to conduct melting on such an aggregate was made due to the lack of an aggregate that allows to simultaneously release (or separately) metal and slag .
В качестве шихтовых материалов использовали те же, что и в плавках по испытываемой технологии, но дополнительно в качестве восстановителя использовали вместо части ферросиликоалюминия алюминиевую крупку (порошок) марки АПВ по ТУ 48-5-152-78 с содержанием алюминия 86,7%. Использование алюминиевой крупки для проведения плавки было вызвано тем, что на ферросиликоалюминии (без использования алюминиевого порошка) на концентратах с низким содержанием молибдена достичь при проведении плавки требуемую термичность шихты 500 ккал на 1 кг шихты не представляется возможным. As the charge materials, the same materials were used as in the melts according to the tested technology, but in addition, instead of a part of ferrosilicoaluminium, the reagent used aluminum grits (powder) of АПВ grade according to TU 48-5-152-78 with an aluminum content of 86.7%. The use of aluminum grains for melting was caused by the fact that it is not possible to achieve the required thermal conductivity of a charge of 500 kcal per 1 kg of charge in ferrosilicon aluminum (without using aluminum powder) on concentrates with a low molybdenum content.
Расчет шихты на плавку для удобства сравнения с плавками по испытываемой технологии проводили из условия получения ферромолибдена также с содержанием молибдена 58%. Calculation of the charge for melting for ease of comparison with the melts using the tested technology was carried out from the conditions for producing ferromolybdenum also with a molybdenum content of 58%.
Кроме того, при расчете шихты на плавку принимались дополнительные условия, установленные практическими наблюдениями и проведенными исследованиями:
степень восстановления железа из железной руды 42%, остальная часть оксида восстанавливается до FeO;
количество извести на колошу шихты (на 100 кг молибденового концентрата) 5 кг;
избыток восстановителя против необходимого на восстановление молибдена и железа в указанных пределах 2,5%;
термичность шихты в пределах 500 ккал/кг (в данном случае величина термичности составила 506,7 ккал/кг).In addition, when calculating the charge for melting, additional conditions were adopted, established by practical observations and studies:
the degree of reduction of iron from iron ore is 42%, the rest of the oxide is reduced to FeO;
the amount of lime per charge charge (per 100 kg of molybdenum concentrate) 5 kg;
excess reducing agent versus necessary for the reduction of molybdenum and iron in the specified range of 2.5%;
thermal charge in the range of 500 kcal / kg (in this case, the thermal value was 506.7 kcal / kg).
Все компоненты шихты перед загрузкой в плавильную шахту были тщательно перемешаны и после загрузки утрамбованы. Сверху на шихту была заложена запальная смесь, состоящая из 0,5 кг алюминиевой крупки, 1 кг железной руды и 0,01 кг магниевой стружки. All components of the mixture before being loaded into the smelter were thoroughly mixed and compacted after loading. An ignition mixture consisting of 0.5 kg of aluminum grits, 1 kg of iron ore and 0.01 kg of magnesium chips was laid on top of the charge.
От металла и шлака проведенной плавки также отобрали пробы и проанализировали аналогично продуктам плавок по испытываемой технологии. Samples were also taken from the metal and slag of the melting performed and analyzed similarly to the products of the melts using the tested technology.
Характеристика плавки и результаты анализов представлены также в табл. 1 и 2. The characteristics of the heat and the results of the analyzes are also presented in table. 1 and 2.
Анализ полученных результатов показывает, что в плавках по предлагаемой технологии содержание серы в полученном ферромолибдене в 3,7 - 4,8 раза ниже, чем в плаке по прототипу, по которому содержание серы в ферромолибдене при переработке молибденового концентрата, опробованного на плавках, на грани браковочного предела (0,5%). Кроме того, в плавках по предлагаемой технологии и более низкие потери молибдена со шлаком (содержание молибдена на уровне заданного со шлаком). An analysis of the results shows that in the swimming trunks according to the proposed technology, the sulfur content in the obtained ferromolybdenum is 3.7 - 4.8 times lower than in the posterboard according to the prototype, according to which the sulfur content in ferromolybdenum during the processing of molybdenum concentrate tested on the melts is on the verge rejection limit (0.5%). In addition, in the swimming trunks of the proposed technology and lower losses of molybdenum with slag (the molybdenum content is at the level specified with the slag).
Экономия от внедрения предлагаемой технологии достигается за счет повышения марочности получаемого ферромолибдена и использования для выплавки более дешевого восстановителя (можно плавить только на ферросиликоалюминии или ферросилиции без расхода дорогостоящего алюминия). Savings from the introduction of the proposed technology are achieved by increasing the purity of the obtained ferromolybdenum and using a cheaper reducing agent for smelting (it can only be melted on ferrosilicon aluminum or ferrosilicon without consuming expensive aluminum).
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94015902A RU2110596C1 (en) | 1994-04-28 | 1994-04-28 | Method for producing ferromolybdenum |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94015902A RU2110596C1 (en) | 1994-04-28 | 1994-04-28 | Method for producing ferromolybdenum |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU94015902A RU94015902A (en) | 1996-02-27 |
| RU2110596C1 true RU2110596C1 (en) | 1998-05-10 |
Family
ID=20155418
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU94015902A RU2110596C1 (en) | 1994-04-28 | 1994-04-28 | Method for producing ferromolybdenum |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2110596C1 (en) |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2506338C1 (en) * | 2012-10-30 | 2014-02-10 | Открытое акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" (ОАО "КЗФ") | Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it |
| RU2553141C2 (en) * | 2010-08-26 | 2015-06-10 | Корея Инститьют Оф Джиосайенс Энд Минерал Ресорсиз (Кигам) | Method of ferromolybdenum production from molybdenite |
| CN114538516A (en) * | 2020-11-25 | 2022-05-27 | 中南大学 | Method for producing high-quality industrial molybdenum oxide through air draft self-heating roasting |
| CN115820979A (en) * | 2022-12-06 | 2023-03-21 | 中天钢铁集团有限公司 | Direct alloying method of molybdenum concentrate |
-
1994
- 1994-04-28 RU RU94015902A patent/RU2110596C1/en active
Non-Patent Citations (3)
| Title |
|---|
| 1. Рысс М.А. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1985, с. 288. Дурер Р., Фолькерт Т. Металлургия ферросплавов. - М.; Металлургия, 1976, с. 314 - 316. 3. * |
| 4. US, патент, 4047942, кл. 75 - 133.5. 1977. 5. * |
| 6. Шестаков С.С. и др. Тепловые условия плавки ферромолибдена с выпуском металла под шлаком. Сб.: Производство ферросплавов, N 3. - М.: Металлургия, 1974, с. 124 - 131. * |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2553141C2 (en) * | 2010-08-26 | 2015-06-10 | Корея Инститьют Оф Джиосайенс Энд Минерал Ресорсиз (Кигам) | Method of ferromolybdenum production from molybdenite |
| RU2506338C1 (en) * | 2012-10-30 | 2014-02-10 | Открытое акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" (ОАО "КЗФ") | Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it |
| CN114538516A (en) * | 2020-11-25 | 2022-05-27 | 中南大学 | Method for producing high-quality industrial molybdenum oxide through air draft self-heating roasting |
| CN114538516B (en) * | 2020-11-25 | 2023-10-20 | 中南大学 | Method for producing high-quality industrial molybdenum oxide by exhausting self-heating roasting |
| CN115820979A (en) * | 2022-12-06 | 2023-03-21 | 中天钢铁集团有限公司 | Direct alloying method of molybdenum concentrate |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP4060034B2 (en) | Method for producing molten iron in dual furnace | |
| US5882375A (en) | Process for the production of hydraulic binders and/or alloys, such as for examples, ferrochromium or ferrovanadium | |
| CN101838718A (en) | Medium frequency furnace internal dephosphorization and desulfurization smelting process | |
| CN102181781A (en) | Granular metallic iron | |
| US3198624A (en) | Process for the manufacture of stainless steel | |
| FI68657C (en) | REFERENCE TO A VEHICLE BRAENNING AV BASMETALLSULFIDMATERIAL MED EN SYREHALTIG GAS | |
| US5681367A (en) | Method of producing hot metal | |
| RU2399680C2 (en) | Procedure for metallisation of titanium-magnesium concentrates at production of iron pellets and titanium-vanadium slag | |
| AU2652201A (en) | Method for treating slags or slag mixtures on an iron bath | |
| RU2110596C1 (en) | Method for producing ferromolybdenum | |
| JPH0480093B2 (en) | ||
| JP2003155516A (en) | Method for desulfurizing molten steel with ladle- refining | |
| JP7364899B2 (en) | Melting method of cold iron source with slag reduction | |
| US2674531A (en) | Iron recovery | |
| RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
| RU2201467C2 (en) | Method of production of vanadium-containing ferroalloy | |
| RU2566230C2 (en) | Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal | |
| RU2310694C2 (en) | Ferronickel production process | |
| RU2020180C1 (en) | Method of smelting of ferrovanadium in arc electric furnace | |
| RU2094478C1 (en) | Composition blend for conversion | |
| JPH0524962B2 (en) | ||
| JP2002371311A (en) | Method for dephosphorizing molten metal, dephosphorizing agent with low-temperature slag forming property therefor, and manufacturing method therefor | |
| RU2805114C1 (en) | Steel melting method in electric arc furnace | |
| CN116479214B (en) | Synthetic slag and preparation method and application thereof | |
| RU2112070C1 (en) | Method of production of ferrovanadium |