RU2193605C1 - Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus - Google Patents

Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus Download PDF

Info

Publication number
RU2193605C1
RU2193605C1 RU2001112672A RU2001112672A RU2193605C1 RU 2193605 C1 RU2193605 C1 RU 2193605C1 RU 2001112672 A RU2001112672 A RU 2001112672A RU 2001112672 A RU2001112672 A RU 2001112672A RU 2193605 C1 RU2193605 C1 RU 2193605C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
manganese
nodules
slag
melt
temperature
Prior art date
Application number
RU2001112672A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
М.Р. Русаков
А.Н. Глазатов
А.Г. Рябко
О.В. Ковалев
Н.П. Парамонов
Л.Г. Серебряков
С.М. Сидельников
Original Assignee
ОАО "Институт Гипроникель"
ЗАО "Восточно-оренбургская металлургическая компания"
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 ОАО "Институт Гипроникель", ЗАО "Восточно-оренбургская металлургическая компания" filed Critical ОАО "Институт Гипроникель"
Priority to RU2001112672A priority Critical patent/RU2193605C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2193605C1 publication Critical patent/RU2193605C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: ferrous and non-ferrous metallurgy; electric furnace reduction of high-phosphorous ironmanganese concretions containing non-ferrous metals. SUBSTANCE: proposed method includes high-temperature treatment of iron-manganese concretions at temperature of 800 to 1000 C and reduction electric smelting; reductant is fed to surface of melt at definite amount and is kept in this state during preset period of time. Conversion slag of electric smelting process is delivered for extraction of manganese and alloy is delivered for utilization of valuable components. Provision is also made for separation of iron-manganese concretions into +5mm and 5mm fractions at separate processing. EFFECT: reduced power requirements; facilitated procedure. 3 cl, 3 tbl

Description

Изобретение относится к области черной и цветной металлургии, в частности к процессу электропечного восстановления высокофосфористых железомарганцевых конкреций, содержащих цветные металлы, и может быть использовано для извлечения марганца, цветных и сопутствующих благородных металлов. The invention relates to the field of ferrous and non-ferrous metallurgy, in particular to the process of electric furnace recovery of high phosphorous ferromanganese nodules containing non-ferrous metals, and can be used to extract manganese, non-ferrous and related noble metals.

Известен способ переработки марганецевого сырья с повышенным содержанием фосфора (0,2-0,25%), низким содержанием железа и весьма низким содержанием цветных металлов, в частности обогащенного марганцевого концентрата на передельный марганцевый шлак путем его восстановительной плавки в ферросплавных рудотермических печах с подачей в шихту небольшого количества твердого восстановителя, например, кокса ("Производство низкофосфористых марганцевых ферросплавов", Обзорная информация. Центральный научно-исследовательский институт информации и технико-экономических исследований черной металлургии, выпуск 3, М., 1987 г., с.2-3). Сущность процесса дефосфоризации концентрата состоит в селективном восстановлении углеродом содержащихся в марганцевом концентрате фосфора и железа с переводом их в попутный металл. При этом в металлосодержащий продукт плавки переходит также небольшое количество восстановленного марганца (до 10%). A known method of processing manganese raw materials with a high phosphorus content (0.2-0.25%), low iron content and a very low content of non-ferrous metals, in particular enriched manganese concentrate for the conversion of manganese slag by reduction smelting in ferroalloy ore-thermal furnaces with feed charge of a small amount of a solid reducing agent, for example, coke ("Production of Low Phosphorous Manganese Ferroalloys," Overview. Central Information Research Institute and feasibility studies of ferrous metallurgy, issue 3, M., 1987, p.2-3). The essence of the dephosphorization of the concentrate consists in the selective reduction of the phosphorus and iron contained in the manganese concentrate with carbon, converting them to the associated metal. At the same time, a small amount of reduced manganese (up to 10%) also passes into the metal-containing melting product.

Перед плавкой исходное марганецсодержащее сырье (руду) с высоким содержанием пустой породы подвергают обогащению (промывка, магнитная сепарация и др.). При этом 20-25% Мn, содержащегося в сырой руде, теряется с промывочными шламами. При необходимости (мелкий гранулометрический состав) обогащенный марганцевый концентрат подвергают окускованию, например, агломерацией. Before smelting, the initial manganese-containing raw material (ore) with a high content of gangue is subjected to enrichment (washing, magnetic separation, etc.). In this case, 20-25% of Mn contained in raw ore is lost with washing sludge. If necessary (fine particle size distribution), the enriched manganese concentrate is subjected to agglomeration, for example, by agglomeration.

Полученный металл, как правило, направляют на утилизацию в доменное производство для получения специальных литейных чугунов или в сталеплавильное производство для выплавки автоматных сталей с повышенным содержанием фосфора. The resulting metal, as a rule, is sent for recycling to blast furnace production to produce special cast iron or to steel production for the smelting of automatic steels with a high phosphorus content.

Недостатком указанного способа является его громоздкость (большое количество переделов), а также ограничение допустимого содержания фосфора в перерабатываемом сырье, что не позволяет перерабатывать по этому способу высокофосфористые виды сырья, включающего цветные металлы, в частности железомарганцевые конкреции. Кроме того, совместная загрузка восстановителя в смеси с сырьем приводит к перерасходу восстановителя из-за более длительного времени его пребывания в печи и большей степени "выгорания". The disadvantage of this method is its bulkiness (a large number of redistributions), as well as the limitation of the allowable phosphorus content in the processed raw materials, which does not allow processing of high-phosphorous types of raw materials, including non-ferrous metals, in particular ferromanganese nodules, by this method. In addition, the co-loading of the reducing agent in a mixture with the raw material leads to an over-expenditure of the reducing agent due to its longer residence time in the furnace and a greater degree of “burn-out”.

Наиболее близким к заявляемому способу переработки железомарганцевых конкреций техническим решением является принятый за прототип патент США 4162916 "Способ переработки комплексной металлосодержащей руды, например конкреций". По данному способу конкреции, содержащие наряду с ценными металлами (марганец, железо, цветные металлы) и такие примеси, как фосфор, сера и др. , подвергают высокотемпературной обработке посредством сушки при температуре более 500oС (преимущественно 650oС), затем конкреции или полученные из них брикеты загружают с требуемым для отделения меди от марганца количеством углеродсодержащего восстановителя в электропечь. (На 100 кг конкреций добавляют 5 кг кокса). Переработка конкреций возможна также с использованием жидкого восстановителя, например мазута, который вводят на стадии получения брикетов. На первой стадии электроплавки получают два промежуточных продукта: первичный марганецсодержащий шлак, включающий меньшую часть меди, и первичный металлический сплав, содержащий основное количество меди, а также никеля и кобальта. Полученный первичный металлический сплав направляют на переработку с целью извлечения цветных металлов. На следующей стадии процесса первичный марганецсодержащий шлак обезмеживают ферросилицием с получением передельного марганцовистого шлака и вторичного металлического сплава, содержащего кроме Сu и Fe до 15% Мn. Передельный марганцевый шлак перерабатывают с получением товарных марганецсодержащих продуктов, например ферромарганца, а вторичный сплав направляют в голову процесса с использованием имеющегося Fe в качестве восстановителя цветных металлов.Closest to the claimed method for processing ferromanganese nodules, the technical solution is the US patent 4162916 "Method for processing complex metal-containing ore, such as nodules," adopted for the prototype. According to this method, nodules containing, along with valuable metals (manganese, iron, non-ferrous metals) and impurities such as phosphorus, sulfur, etc., are subjected to high-temperature processing by drying at temperatures above 500 o C (mainly 650 o C), then nodules or the briquettes obtained from them are loaded with the amount of carbon-containing reducing agent required for separating copper from manganese into an electric furnace. (5 kg of coke are added per 100 kg of nodules). Processing of nodules is also possible using a liquid reducing agent, for example fuel oil, which is introduced at the stage of obtaining briquettes. At the first stage of electric melting, two intermediate products are obtained: primary manganese-containing slag, including a smaller part of copper, and a primary metal alloy containing the bulk of copper, as well as nickel and cobalt. The obtained primary metal alloy is sent for processing in order to extract non-ferrous metals. At the next stage of the process, primary manganese-containing slag is decontaminated by ferrosilicon to obtain a converted manganese slag and a secondary metal alloy containing, in addition to Cu and Fe, up to 15% Mn. Converted manganese slag is processed to produce marketable manganese-containing products, for example ferromanganese, and the secondary alloy is sent to the process head using available Fe as a non-ferrous metal reducing agent.

К недостаткам прототипа следует отнести невозможность получения данным способом шлаков, пригодных для производства ферромарганца и других марганецсодержащих продуктов из высокофосфористых конкреций (содержание фосфора более 0,25%) из-за перехода фосфора в передельные марганцовистые шлаки, а также сложность процесса и высокий расход электроэнергии. The disadvantages of the prototype include the impossibility of obtaining this method of slags suitable for the production of ferromanganese and other manganese-containing products from high phosphorus nodules (phosphorus content of more than 0.25%) due to the transition of phosphorus to the manganese slag, as well as the complexity of the process and high energy consumption.

Техническим результатом изобретения является повышение соотношения Мn/Р в передельном шлаке до требуемого (не менее 350) для его дальнейшей переработки на товарные марганецсодержащие сплавы, а также упрощение способа и снижение расхода электроэнергии. The technical result of the invention is to increase the ratio Mn / P in the slag to the required (not less than 350) for its further processing into commercial manganese-containing alloys, as well as simplifying the method and reducing energy consumption.

Технический результат достигается тем, что переработку железомарганцевых конкреций, содержащих помимо марганца и железа цветные металлы и фосфор, осуществляют следующим образом: железомарганцевые конкреции направляют на операцию высокотемпературной обработки при температуре 800-1000oС, подготовленный материал без подачи восстановителя расплавляют в электропечи, на расплав загружают твердый восстановитель в количестве 2,5-6% в расчете на углерод от массы загруженных конкреций, выдерживают расплав с восстановителем в печи в течение 0,5-3 часов и выпускают полученный передельный шлак, который направляют на переработку для получения товарных марганецсодержащих продуктов, а образующийся металлический сплав выпускают и направляют на утилизацию полезных компонентов.The technical result is achieved by the fact that the processing of ferromanganese nodules containing, in addition to manganese and iron, non-ferrous metals and phosphorus, is carried out as follows: ferromanganese nodules are sent to the high-temperature processing operation at a temperature of 800-1000 o C, the prepared material is melted in an electric furnace without a reducing agent, into a melt load a solid reducing agent in an amount of 2.5-6% based on carbon from the weight of the loaded nodules, withstand the melt with a reducing agent in an oven for 0.5-3 hours owls and produce the resulting slag, which is sent for processing to obtain marketable manganese-containing products, and the resulting metal alloy is released and sent for the disposal of useful components.

В частном случае для повышения общего извлечения марганца из железомарганцевых конкреций перед обжигом производят разделение конкреций на фракции +5 мм и -5 мм, фракцию -5 мм отделяют и перерабатывают отдельно, а фракцию +5 мм направляют на электроплавку с загрузкой твердого углеродсодержащего восстановителя на поверхность расплава. Фракция железомарганцевых конкреций -5 мм может быть переработана и по схеме, принятой для фракции +5 мм, а передельные шлаки, полученные от электроплавок обеих фракций переработаны совместно. In a particular case, to increase the total extraction of manganese from ferromanganese nodules before firing, the nodules are separated into fractions of +5 mm and -5 mm, the -5 mm fraction is separated and processed separately, and the +5 mm fraction is sent to the electric melting with the loading of a solid carbon-containing reducing agent on the surface melt. The -5 mm ferromanganese nodule fraction can also be processed according to the scheme adopted for the +5 mm fraction, and the tailings slag obtained from the electric melts of both fractions are processed together.

Электроплавка подвергнутых высокотемпературной обработке конкреций с загрузкой твердого углеродсодержащего восстановителя на поверхность расплава с последующей выдержкой расплава позволяет за одну стадию обеспечить необходимую степень отделения фосфора от марганца с переводом требуемой части фосфора в металлический сплав и тем самым получить при переработке высокофосфористых железомарганцевых конкреций продукты, пригодные для дальнейшей переработки: металлический сплав, содержащий основное количество цветных металлов, железа и фосфора и передельный марганцовистый шлак, содержащий марганец и железо, при соотношении в нем Мn/Р>350, который может быть использован в производстве ферромарганца. The electrofusion of high-temperature treated nodules with the loading of a solid carbon-containing reducing agent on the melt surface with subsequent melt holding allows one stage to provide the necessary degree of separation of phosphorus from manganese with the transfer of the required part of phosphorus to a metal alloy and thereby to obtain products suitable for further processing of high-phosphorus ferromanganese nodules processing: a metal alloy containing the bulk of non-ferrous metals, iron and phosphorus and conversion manganese slag containing manganese and iron, with a ratio of Mn / P> 350 in it, which can be used in the production of ferromanganese.

Электроплавка с подачей твердого восстановителя на поверхность расплава и выдержкой расплава с восстановителем в течение определенного времени приводит к тому, что восстановитель взаимодействует с постоянно обновляющейся поверхностью расплава, находящегося в сильном конвективном движении в области погружения электродов, расположенной до граничной поверхности раздела шлак - металлический сплав. Образующиеся мельчайшие частицы металлического твердого раствора на основе восстановленного железа, являющегося извлекающей фазой для фосфора, и цветных металлов коагулируют между собой, укрупняются и опускаются в донную фазу, образующуюся на подине печи. Тем самым за счет постоянного контактирования верхнего слоя расплава с восстановителем происходит обеднение его по железу, цветным металлам и фосфору, переходящими в сплав, и обогащение его марганцем. Сплав, накапливающийся на подине, содержит, мас. %: Мn~9-11; Сu~0,2; Ni~0,5; Со~0,1; Р~5; Fe~78-83 и может быть утилизирован в доменном производстве. Заявляемое количество углеродсодержащего восстановителя (2,5-6%) является достаточным для развития процесса восстановления количества железа, необходимого для перевода цветных металлов и фосфора в сплав без восстановления марганца, который в основном остается в передельном шлаке при требуемых соотношениях Мn/Р. Количество восстановителя менее 2,5% не обеспечивает необходимой степени восстановления фосфора и цветных металлов. Выдержка расплава с восстановителем в течение 0,5-3 часов позволяет достичь необходимой степени восстановления фосфора и цветных металлов, более длительная выдержка связана с повышением расхода электроэнергии. Electric melting with the supply of a solid reducing agent to the melt surface and holding the melt with the reducing agent for a certain time leads to the fact that the reducing agent interacts with a constantly updated surface of the melt, which is in a strong convective motion in the immersion region of the electrodes located up to the slag-metal alloy interface. The resulting smallest particles of a metal solid solution based on reduced iron, which is the extracting phase for phosphorus, and non-ferrous metals coagulate with each other, coarsen and fall into the bottom phase formed on the bottom of the furnace. Thus, due to the constant contact of the upper layer of the melt with a reducing agent, it is depleted in iron, non-ferrous metals, and phosphorus, which transform into the alloy, and its enrichment with manganese. The alloy accumulating on the bottom contains, by weight. %: Mn ~ 9-11; Cu ~ 0.2; Ni ~ 0.5; Co ~ 0.1; P ~ 5; Fe ~ 78-83 and can be disposed of in blast furnace production. The claimed amount of carbon-containing reducing agent (2.5-6%) is sufficient for the development of the process of recovering the amount of iron necessary for the conversion of non-ferrous metals and phosphorus into an alloy without reducing manganese, which mainly remains in the slag at the required Mn / P ratios. The amount of reducing agent less than 2.5% does not provide the necessary degree of recovery of phosphorus and non-ferrous metals. Exposure of the melt with a reducing agent for 0.5-3 hours allows you to achieve the required degree of recovery of phosphorus and non-ferrous metals, a longer exposure is associated with increased energy consumption.

Условия подготовки конкреций к электроплавке (обжиг или прокалка при температуре 800-1000oС) позволяет полностью удалить летучие компоненты конкреций и осуществить электроплавку с загрузкой восстановителя на расплав, не допуская "вспенивания" расплава, которое может привести к останове процесса. Температура менее 800oС не позволяет полностью удалить летучие компоненты. Подъем температуры свыше 1000oС нецелесообразен, так как необходимая степень удаления летучих составляющих уже достигнута и дальнейшее повышение температуры приводит только к перегреву конкреций и повышенному расходу электроэнергии.The conditions for preparing nodules for electric melting (roasting or calcining at a temperature of 800-1000 o C) allows you to completely remove the volatile components of nodules and carry out electric melting with the reductant loaded onto the melt, avoiding the foaming of the melt, which can lead to process shutdown. A temperature of less than 800 o C does not allow the complete removal of volatile components. Raising the temperature above 1000 o With impractical, since the necessary degree of removal of volatile components has already been achieved and a further increase in temperature only leads to overheating of nodules and increased energy consumption.

Предлагаемый способ, по сравнению с прототипом, позволяет за одну стадию электроплавки получить из высокофосфористых конкреций продукты, которые могут быть использованы для получения товарной продукции, содержащей ценные компоненты, при этом упрощается способ переработки и снижается расход электроэнергии за счет исключения второй стадии электроплавки, а также переработки оборотного сплава, полученного на этой стадии. The proposed method, compared with the prototype, allows for one stage of electric melting to obtain products from high phosphorus nodules that can be used to obtain marketable products containing valuable components, this simplifies the processing method and reduces energy consumption by eliminating the second stage of electric melting, and processing the working alloy obtained at this stage.

При разделении исходных железомарганцевых конкреций на фракции +5 мм и -5 мм значительная часть цветных металлов концентрируется в более мелкой фракции, сюда же переходит и значительная часть фосфора, поэтому отделение ее позволит уже в голове процесса дополнительно разделить фосфор и цветные металлы от марганца. Соотношение марганца, фосфора и цветных металлов в выделенной при механическом разделении фракции (+5 мм) таково (табл.1), что при последующей ее электроплавке передельные шлаки практически не содержат цветных металлов и пригодны для переработки на ферромарганец (табл.1). Фракция -5 мм может быть переработана в отдельной ветке, например, по схеме обжиг-восстановительная электроплавка, и при восстановлении этой фракции в печи с учетом применения всей совокупности заявляемых параметров цветные металлы в основном переходят в металлический сплав. Получаемый шлак имеет состав, аналогичный составу пердельного шлака от электроплавки фракции +5 мм, что дает возможность перерабатывать их совместно. When dividing the initial ferromanganese nodules into fractions of +5 mm and -5 mm, a significant part of non-ferrous metals is concentrated in a smaller fraction, a significant part of phosphorus also passes here, therefore, its separation will already allow phosphorus and non-ferrous metals to be further separated from manganese in the process head. The ratio of manganese, phosphorus, and non-ferrous metals in the fraction (+5 mm) extracted during mechanical separation is such (Table 1) that, upon subsequent electric melting, the slag practically does not contain non-ferrous metals and is suitable for processing to ferromanganese (Table 1). The -5 mm fraction can be processed in a separate branch, for example, according to the roasting-reduction electric melting scheme, and when restoring this fraction in the furnace, taking into account the use of the entire combination of the claimed parameters, non-ferrous metals are mainly converted to a metal alloy. The resulting slag has a composition similar to that of perdelnogo slag from the electric smelting fraction +5 mm, which makes it possible to process them together.

Параметры заявляемого способа переработки железомарганцевых конкреций были установлены в процессе исследований на укрупненно-лабораторной трехэлектродной электропечи. Прокалку железомарганцевых конкреций проводили в укрупненно-лабораторной трубчатой вращающейся барабанной печи. The parameters of the proposed method for processing ferromanganese nodules were established in the research process on a large-laboratory three-electrode electric furnace. Ferromanganese nodules were calcined in an enlarged laboratory tube rotary drum furnace.

Осуществление предлагаемого способа проиллюстрировано на представительной партии железомарганцевых конкреций месторождения Балтийского моря. В табл. 1 представлены средние составы железомарганцевых конкреций, в т.ч. исходной пробы (без разделения на фракции), фракции +5 мм и фракции -5 мм. The implementation of the proposed method is illustrated on a representative batch of ferromanganese nodules deposits of the Baltic Sea. In the table. 1 shows the average compositions of ferromanganese nodules, including initial sample (without separation into fractions), fractions +5 mm and fractions -5 mm.

В качестве восстановителя использовали кокс с содержанием углерода 85 мас.%. As a reducing agent used coke with a carbon content of 85 wt.%.

Электропечная установка (ЭПУ) мощностью 225 кВА представляла собой опытную укрупненно-лабораторную трехэлектродную прямоугольную печь с диаметром электродов 125 мм, предназначенную для плавки металлов, руд или концентратов, шлаков и др. материалов. Производительность агрегата по шлаку - 30 т/сут•м2.An electric furnace (EPU) with a capacity of 225 kVA was a pilot enlarged laboratory three-electrode rectangular furnace with an electrode diameter of 125 mm, designed for melting metals, ores or concentrates, slags, and other materials. The slag capacity of the unit is 30 t / day • m 2 .

Уровень ванны расплава в электропечи составлял 500-550 мм, уровень металла - 100-150 мм. The melt bath level in the electric furnace was 500-550 mm, the metal level was 100-150 mm.

Перед загрузкой в приемный бункер установки каждую порцию железомарганцевых конкреций предварительно взвешивали и опробовали. Загрузку конкреций в печь производили через прямоугольную щель (загрузочное окно), имеющуюся в своде печи, при помощи вибрационного питателя. Сюда же, после расплавления металла, подавали и кокс. После окончания каждой плавки полученные продукты (шлак и металлический сплав) выпускали в ковш из летки, расположенной вблизи подины. Вначале выпускался металл, затем шлак. Застывшие в ковше продукты плавки после взвешивания подвергались опробованию. Before loading into the receiving hopper of the installation, each portion of ferromanganese nodules was previously weighed and tested. Nodules were loaded into the furnace through a rectangular slit (loading window), available in the arch of the furnace, using a vibrating feeder. Here, after the melting of the metal, coke was also served. After each smelting, the products obtained (slag and metal alloy) were discharged into the ladle from the notch located near the bottom. At first, metal was produced, then slag. Frozen in the ladle melting products after weighing were tested.

Условия, при которых проводились опытные плавки, приведены в табл.2. The conditions under which the experimental swimming trunks were carried out are given in table.2.

Плавку 1 проводили с предварительно прокаленными при 900oС исходными железомарганцевыми конкрециями; в печь вначале загружали и расплавляли конкреции, затем добавляли на ванну расплава кокс в количестве 4% в расчете на углерод от массы конкреций; расплав выдерживали в печи в течение 1,5 часов.Melting 1 was carried out with pre-calcined at 900 o With the original ferromanganese nodules; nodules were first loaded and melted into the furnace, then coke was added to the molten bath in an amount of 4% based on carbon based on the mass of nodules; the melt was kept in an oven for 1.5 hours.

При проведении плавки 2 железомарганцевые конкреции, предварительно прокаленные при 900oС, загружали в печь совместно с коксом; остальные параметры: количество восстановителя, время выдержки расплава в печи, остались такими же, как и в первой плавке.When conducting melting 2 ferromanganese nodules, previously calcined at 900 o C, were loaded into the furnace together with coke; other parameters: amount of reducing agent, melt holding time in the furnace, remained the same as in the first heat.

Во всех последующих плавках 3-18 кокс также подавали на расплав. Во всех плавках выборочно изменяли только один параметр процесса, в т. ч. температуру прокалки или количество подаваемого на расплав восстановителя в расчете на углерод от загруженной в печь массы конкреций, или время выдержки расплава с восстановителем в печи. При этом все остальные параметры выдерживали одинаковыми, заявленными в середине диапазона. In all subsequent swimming trunks 3-18 coke was also fed to the melt. In all melts, only one process parameter was selectively changed, including the calcination temperature or the amount of reducing agent supplied to the melt per carbon from the mass of nodules loaded into the furnace, or the exposure time of the melt with the reducing agent in the furnace. Moreover, all other parameters were kept the same, declared in the middle of the range.

Плавки 3-8 были проведены с целью определения необходимой для процесса температуры прокалки железомарганцевых конкреций, при этом в плавке 3 использовали непрокаленные конкреции, а в плавках 4-8 изменяли температуру прокалки в диапазоне 750-1050oС.Swimming trunks 3-8 were carried out in order to determine the temperature necessary for the calcination of ferromanganese nodules necessary for the process, while in melting 3, non-calcined nodules were used, and in melting 4-8 the calcination temperature was changed in the range 750-1050 o C.

В плавках 9-13 изменяли количество подаваемого на расплав восстановителя от 2 до 6,5 мас.% в расчете на углерод от загруженной в печь массы конкреций. In melts 9-13, the amount of reducing agent supplied to the melt was varied from 2 to 6.5 wt.% Calculated on carbon from the mass of nodules loaded into the furnace.

В плавках 14-18 изменяли время выдержки расплава с восстановителем в печи от 20 минут до 3 часов 15 минут. In swimming trunks 14-18, the exposure time of the melt with the reducing agent in the furnace was changed from 20 minutes to 3 hours 15 minutes.

В табл. 3 приведены полученные результаты опытных плавок железомарганцевых конкреций. In the table. Figure 3 shows the results obtained from experimental melts of ferromanganese nodules.

При плавке 1 получено соотношение Мn/Р в передельном шлаке - 350 и сравнительно невысокий удельный расход электроэнергии - 3250 кВт•ч на 1 тонну марганца в шлаке. When melting 1, the Mn / P ratio in the slag is 350 and a relatively low specific energy consumption of 3250 kWh per 1 ton of manganese in the slag is obtained.

Как следует из приведенных в табл.2 и 3 данных, во всех случаях, когда поддерживались заявляемые параметры процесса (плавки 1, 5-7, 10-12 и 15-17) достигалось требуемое соотношение Мn/Р более 350. При этом во всех указанных плавках удельный расход электроэнергии на 1 тонну марганца в передельном шлаке был невысоким. As follows from the data in Tables 2 and 3, in all cases when the claimed process parameters were supported (swimming trunks 1, 5-7, 10-12 and 15-17), the required Mn / P ratio of more than 350 was achieved. Moreover, in all In the indicated melts, the specific energy consumption per 1 ton of manganese in the tailing slag was low.

В плавке 2 получено более низкое соотношение Мn/Р в передельном шлаке при более низких, в соответствии с загружаемым сырьем, содержаниях цветных металлов в металлическом сплаве. In smelting 2, a lower Mn / P ratio was obtained in the slag at lower, in accordance with the feedstock, non-ferrous metal contents in the metal alloy.

Плавки 3-8 показали что, установленный диапазон температуры прокалки 800-1000oС имеет весьма важное значение для надежного обеспечения нормальных условий расплавления загружаемых конкреций при наборе ванны расплава, полностью исключающих "вспенивание" расплава при практическом осуществлении процесса. При плавке 3 во время набора ванны имело место небольшое "вспенивание" расплава. Гораздо меньшее "вспенивание" наблюдалось также и при плавке 4. С повышением температуры прокалки конкреций до 800oС (плавка 5) указанное явление полностью исчезает.Swimming trunks 3-8 showed that the set calcination temperature range of 800-1000 o C is very important for the reliable provision of normal conditions for the melting of the loaded nodules during the collection of the melt bath, completely eliminating the "foaming" of the melt in the practical implementation of the process. During melting 3, during the bath set-up, there was a slight “foaming” of the melt. A much smaller "foaming" was also observed during smelting 4. With an increase in the temperature of calcination of nodules to 800 o C (smelting 5), this phenomenon completely disappears.

При отклонении от заявленного диапазона температуры прокалки (800-1000oС) в сторону снижения температуры в плавке 4 (температура прокалки 750oС) и при применении непрокаленных конкреций (плавка 3) при высоких соотношениях Мn/Р в передельном шлаке наблюдалось повышение удельного расхода электроэнергии на тонну марганца в шлаке. Указанное связано с низкой температурой прокалки конкреций (плавка 4), в связи с чем потребовался дополнительный расход электроэнергии на удаление остатков летучих и с необходимостью энергетических затрат на полное удаление летучих веществ (плавка 3). С повышением температуры прокалки свыше 1000oС в плавке 8 (1050oС) при полученном высоком соотношением Мп/Р в передельном шлаке удельный расход электроэнергии на тонну марганца не превысил аналогичных показателей предыдущих плавок. Однако применение указанной температуры прокалки является нецелесообразным из-за необоснованного перегрева конкреций при прокалке после практически полного удаления летучих веществ.When deviating from the declared range of calcination temperature (800-1000 o C) in the direction of lowering the temperature in smelting 4 (calcining temperature 750 o C) and when using non-calcined nodules (smelting 3) at high ratios Mn / P in the slag, an increase in specific consumption was observed electricity per ton of manganese in slag. This is due to the low temperature of calcination of nodules (smelting 4), and therefore an additional energy consumption was required to remove residual volatiles and the need for energy costs to completely remove volatiles (smelting 3). With an increase in the temperature of calcination above 1000 o C in smelting 8 (1050 o C) with the obtained high ratio Mn / P in the slag, the specific energy consumption per ton of manganese did not exceed the same indicators of previous melts. However, the use of the indicated calcination temperature is impractical due to unreasonable overheating of nodules during calcination after the almost complete removal of volatile substances.

При отклонении от заявляемых пределов количества подаваемого на расплав кокса в расчете на углерод от загруженной массы конкреций в сторону его уменьшения до 2 мас.% в плавке 9 наблюдалось снижение соотношения Мn/Р<350 в передельном шлаке. Вместе с тем из-за недостатка кокса получены также сравнительно низкие содержания и извлечения цветных металлов и фосфора в металлический сплав. При увеличении количества загружаемого на расплав кокса до 6,5 мас. % в плавке 13 соотношение Мn/Р в передельном шлаке является достаточно высоким, а удельный расход электроэнергии на тонну марганца в шлаке - низким. Однако при таком количестве кокса увеличиваются потери восстановленного марганца с металлическим сплавом, что является неприемлемым. When deviating from the claimed limits, the amount of coke fed to the melt calculated on carbon from the loaded nodule mass to the side of its reduction to 2 wt.% In smelting 9, a decrease in the Mn / P ratio <350 in the slag was observed. However, due to the lack of coke, comparatively low contents and extraction of non-ferrous metals and phosphorus into the metal alloy were also obtained. With an increase in the amount of coke loaded onto the melt to 6.5 wt. % in smelting 13, the Mn / P ratio in the slag is rather high, and the specific energy consumption per ton of manganese in the slag is low. However, with such a quantity of coke, the losses of reduced manganese with a metal alloy increase, which is unacceptable.

При отклонении от заявляемых пределов времени выдержки расплава железомарганцевых конкреций с коксом в сторону его сокращения до 20 минут в плавке 14 удельный расход электроэнергии на тонну марганца в передельном шлаке снизился. Тем не менее использование указанного времени выдержки расплава с коксом оказалось явно не достаточно для вывода фосфора в металлический сплав и несколько возросли содержания цветных металлов в шлаке. С увеличением продолжительности выдержки расплава конкреций с коксом до 3 часов 15 минут в плавке 18 привело к перерасходу электроэнергии и снижению производительности печи, хотя соотношение Мn/Р было вполне приемлемым. When deviating from the declared limits of the exposure time of the melt of ferromanganese nodules with coke in the direction of its reduction to 20 minutes in smelting, 14 specific energy consumption per ton of manganese in the slag decreased. Nevertheless, the use of the indicated exposure time of the melt with coke was clearly not enough to remove phosphorus into the metal alloy, and the content of non-ferrous metals in the slag slightly increased. With an increase in the duration of exposure of the melt of nodules with coke to 3 hours 15 minutes in smelting 18, it led to an excessive consumption of electricity and a decrease in furnace productivity, although the Mn / P ratio was quite acceptable.

Claims (3)

1. Способ переработки железомарганцевых конкреций, содержащих фосфор, включающий высокотемпературную обработку конкреций при температуре более 800oС, восстановительную электроплавку конкреций с твердым углеродсодержащим восстановителем на марганцовистый шлак и металлический сплав, переработку шлака на товарный марганецсодержащий продукт и сплава с утилизацией ценных компонентов, отличающийся тем, что конкреции после высокотемпературной обработки путем обжига и/или прокаливания при температуре 800-1000oС подвергают восстановительной электроплавке с подачей твердого углеродсодержащего восстановителя на поверхность расплава в количестве 2,5-6% в расчете на углерод от массы загруженных конкреций, проводят выдержку расплава с восстановителем в печи в течение 0,5-3 ч, а полученный шлак направляют на получение марганецсодержащих продуктов.1. A method of processing iron-manganese nodules containing phosphorus, including high-temperature processing of nodules at a temperature of more than 800 o C, reducing electric smelting of nodules with a solid carbon-containing reducing agent for manganese slag and a metal alloy, processing slag for a commodity manganese-containing product and alloy with the utilization of valuable components, characterized in , which nodules after the high temperature treatment by calcination and / or calcination at a temperature of 800-1000 o C is reductively electric smelting with the supply of solid carbon-containing reducing agent to the melt surface in an amount of 2.5-6% based on the carbon of the mass of loaded nodules, the melt is held in the furnace for 0.5-3 hours, and the resulting slag is sent to produce manganese-containing products . 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что из железомарганцевых конкреций перед обжигом отделяют фракцию -5 мм и перерабатывают ее отдельно. 2. The method according to p. 1, characterized in that the -5 mm fraction is separated from the ferromanganese nodules before firing and processed separately. 3. Способ по п. 2, отличающийся тем, что фракцию -5 мм перерабатывают отдельно по схеме обжиг и/или прокалка при температуре 800-1000oС, восстановительная электроплавка с загрузкой твердого углеродсодержащего восстановителя, подаваемого в количестве 2,5-6% на поверхность расплава, и выдержкой расплава в течение 0,5-3 ч, а полученный марганцовистый шлак перерабатывают на товарный продукт совместно со шлаком, полученным при электроплавке фракции +5 мм.3. The method according to p. 2, characterized in that the -5 mm fraction is processed separately according to the scheme of firing and / or calcination at a temperature of 800-1000 o C, reducing electric melting with a load of solid carbon-containing reducing agent supplied in an amount of 2.5-6% on the surface of the melt, and exposure to the melt for 0.5-3 hours, and the resulting manganese slag is processed into a marketable product together with the slag obtained by electrofusing a fraction of +5 mm.
RU2001112672A 2001-05-07 2001-05-07 Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus RU2193605C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001112672A RU2193605C1 (en) 2001-05-07 2001-05-07 Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2001112672A RU2193605C1 (en) 2001-05-07 2001-05-07 Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2193605C1 true RU2193605C1 (en) 2002-11-27

Family

ID=20249455

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2001112672A RU2193605C1 (en) 2001-05-07 2001-05-07 Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2193605C1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Реферативный журнал Металлургия. М., ВИНИТИ, 1980, реферат 2Г215П. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Jian et al. Utilization of nickel slag using selective reduction followed by magnetic separation
CN102352423B (en) Method for selecting and smelting titanium from vanadium titanomagnetite at low temperature
KR101345063B1 (en) Method for producing ferroalloy containing nickel
RU2476611C2 (en) Extraction of metals from wastes containing copper and other metals of value
Abdel-latif Recovery of vanadium and nickel from petroleum flyash
CN101851704A (en) Method and system of dry processing of converter slag in copper smelting
Jones, RT*, Denton, GM*, Reynolds, QG*, Parker, JAL** & Van Tonder Recovery of cobalt from slag in a DC arc furnace at Chambisi, Zambia
CN111172384B (en) Method for reducing, enriching and recycling nickel and cobalt from nickel and cobalt multi-metal oxide ore
Tangstad Manganese ferroalloys technology
EA029428B1 (en) METHOD AND APPARATUS FOR RECOVERING PLATINUM GROUP METALS (PGMs) AND FERROCHROME FROM PGM BEARING CHROMITE ORE
CA2137714C (en) Method for producing high-grade nickel matte from at least partly pyrometallurgically refined nickel-bearing raw materials
CN115404339B (en) Method for developing and utilizing oolitic high-phosphorus iron ore
DE3347685C1 (en) Process for the production of ferromanganese
RU2193605C1 (en) Method of processing iron-manganese concretions containing phosphorus
NO146995B (en) PROCEDURE FOR MELTING RECOVERY OF LEAD AND SOIL FROM BLUE SOIL REMAINS.
RU2296173C2 (en) Method of reprocessing of the tungsten concentrates
RU2808305C1 (en) Processing method for oxidized nickel ore
US3077396A (en) Method of feni alloy production from nickel bearing iron ores
FI64191C (en) FOERFARANDE FOER TILLVARATAGANDE AV NICKEL UR NICKEL-JAERN-SLAGG ELLER NICKELMALM AV LAOG GRAD
RU2299920C1 (en) Ferroalloy production process
WO1985001750A1 (en) Smelting nickel ores or concentrates
RU2119546C1 (en) Method of producing ferroalloy
SU724587A1 (en) Metallurgical slag stripping charge
Mookherjee et al. Pyrometallurgical preconcentration technique for the recovery of copper, nickel and cobalt from copper converter slag
SU1650741A1 (en) Method of impoverishment of non-ferrous metal slags