RU2298046C2 - Carbon ferromanganese melting process - Google Patents
Carbon ferromanganese melting process Download PDFInfo
- Publication number
- RU2298046C2 RU2298046C2 RU2005121462/02A RU2005121462A RU2298046C2 RU 2298046 C2 RU2298046 C2 RU 2298046C2 RU 2005121462/02 A RU2005121462/02 A RU 2005121462/02A RU 2005121462 A RU2005121462 A RU 2005121462A RU 2298046 C2 RU2298046 C2 RU 2298046C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- manganese
- charge
- furnace
- carbon
- Prior art date
Links
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области черной металлургии и может быть использовано при производстве ферросплавов, в частности при производстве углеродистого ферромарганца.The invention relates to the field of ferrous metallurgy and can be used in the production of ferroalloys, in particular in the production of carbon ferromanganese.
Известен способ получения лигатуры методом алюминотермии (авт.св. SU №1713964, МКИ: С 22 С 33/04, 1992 г.), включающий загрузку в электропечь шихты, состоящей из марганецсодержащих, кремнийсодержащих материалов, флюсовых добавок, проплавление, восстановление алюминием и выпуск расплава, шихту совместно с алюминием загружают в тигель индукционной печи, предварительно нагретый до 900°С, а после проплавления шихты расплав выдерживают в тигле в течение 5-10 мин при 1400-1450°С.A known method of producing ligatures by the method of aluminothermy (autosw. SU No. 1713964, MKI: C 22 C 33/04, 1992), which includes loading into the electric furnace a charge consisting of manganese-containing, silicon-containing materials, fluxing additives, melting, reduction with aluminum and the release of the melt, the charge together with aluminum is loaded into the crucible of the induction furnace, preheated to 900 ° C, and after the melting of the charge, the melt is kept in the crucible for 5-10 minutes at 1400-1450 ° C.
Недостатками данного способа является использование дорогостоящего восстановителя - алюминия и получение сплава с низким содержанием марганца.The disadvantages of this method is the use of an expensive reducing agent - aluminum and obtaining an alloy with a low content of manganese.
Известен способ выплавки ферромарганца в индукционной печи (авт.св. СССР №521340, МКИ: С 22 С 33/04, 1976 г.), включающий предварительную выплавку передельного силикомарганца в руднотермической электропечи, заливку силикомарганца в индукционную печь, нагрев расплава до 1550 -1600°С и последующие присадки смеси марганцевой руды и извести.A known method of smelting ferromanganese in an induction furnace (ed. St. USSR No. 521340, MKI: C 22 C 33/04, 1976), including the preliminary smelting of converted silicomanganese in an ore thermal furnace, pouring silicomanganese into an induction furnace, heating the melt to 1550 - 1600 ° C and subsequent additives of a mixture of manganese ore and lime.
Недостатками указанного способа являются сложность (двухстадийность), вследствие этого высокая энергоемкость процесса и потери марганца в улет (испарение) 6-10%, при производстве передельного силикомарганца.The disadvantages of this method are the complexity (two-stage), as a result of this, the high energy intensity of the process and the loss of manganese in the fly (evaporation) of 6-10%, in the production of redistributed silicomanganese.
Известен способ выплавки марганцевых сплавов углеродотермическим восстановлением марганца, железа и других элементов из руды и добавок, содержащих эти элементы в окисной форме (авт.св. СССР №443102, МКИ: С 22 С 33/00, С 22 С 7/06, 1974 г.), когда в конце плавки поднимают один, два или более электродов и в образовавшиеся подэлектродные полости вводят смесь кремнийсодержащих материалов и флюсов.A known method of smelting manganese alloys by the thermal reduction of manganese, iron and other elements from ore and additives containing these elements in oxide form (ed. St. USSR No. 443102, MKI: C 22 C 33/00, C 22 C 7/06, 1974 d), when at the end of the melting one, two or more electrodes are lifted and a mixture of silicon-containing materials and fluxes is introduced into the formed sub-electrode cavities.
Недостатком данного способа является получение сплава с высоким содержанием кремния порядка 18% и потери марганца в улет 3-10%.The disadvantage of this method is to obtain an alloy with a high silicon content of about 18% and a loss of manganese in the fly 3-10%.
Известен способ, принятый за прототип, выплавки углеродистого ферромарганца в рудовосстановительной печи флюсовым способом (Гасик М.И., Лякишев Н.П. Теория и технология электрометаллургии ферросплавов. - М.: СП Интермет Инжиниринг, 1999 г., стр.353-356), включающий загрузку в плавильный агрегат шихты, состоящей из марганцевого сырья, углеродистого восстановителя, флюса, восстановительную плавку, выпуск шлака и ферромарганца из печи.The known method adopted for the prototype of smelting carbon ferromanganese in an ore reduction furnace by flux method (Gasik M.I., Lyakishev N.P. Theory and technology of electrometallurgy of ferroalloys. - M .: SP Intermet Engineering, 1999, pp. 353-356 ), including the loading into the melting unit of a charge consisting of manganese raw materials, a carbon reducing agent, flux, reducing smelting, the release of slag and ferromanganese from the furnace.
Недостатками данного способа являются низкое извлечение марганца в сплав (до 80%), обусловленное улетом марганца (11-20%) и его потерями с отвальным шлаком (более 13%), а также невысокая скорость процесса, связанная с большим размером шихтовых материалов (5-150 мм).The disadvantages of this method are the low extraction of manganese into the alloy (up to 80%), due to the loss of manganese (11-20%) and its losses with dump slag (more than 13%), as well as the low process speed associated with the large size of the charge materials (5 -150 mm).
Задачей изобретения является повышение степени извлечения марганца в сплав путем уменьшения его потерь с отвальным шлаком и улетом.The objective of the invention is to increase the degree of extraction of manganese in the alloy by reducing its loss with waste slag and fly.
Указанная задача достигается тем, что в способе выплавки углеродистого ферромарганца, включающем загрузку в плавильный агрегат шихты, состоящей из марганцевого сырья, флюса, углеродистого восстановителя, восстановительную плавку, выпуск шлака и ферромарганца из печи, согласно изобретению в качестве плавильного агрегата используют тигельную индукционную печь с шахтной надставкой, при этом шихту загружают фракционным размером 0-5 мм, а шихту фракцией 0-1,6 мм дополнительно окусковывают или пакетируют и ее количество не должно превышать 50% от общей массы шихты, причем перед загрузкой в печь шихту смешивают в следующем соотношении компонентов, мас.%:This task is achieved by the fact that in the method of smelting carbon ferromanganese, comprising loading a charge consisting of manganese raw materials, flux, carbon reducing agent, reduction smelting, exhaust slag and ferromanganese from the furnace, according to the invention, a crucible induction furnace with mine extension, while the charge is loaded with a fractional size of 0-5 mm, and the mixture with a fraction of 0-1.6 mm is further pelletized or packaged and its amount should not exceed 50% t total weight of the charge, wherein before loading the charge into the furnace is mixed in the following ratio, wt.%:
Кроме того, добавки флюсов обеспечивают отношение (СаО+MgO)/SiO2 в конечном шлаке, равное 1,35-1,80, и содержание Al2О3 в шлаке перед присадкой Al в количестве 8-20%.In addition, flux additives provide the ratio (CaO + MgO) / SiO 2 in the final slag equal to 1.35-1.80, and the content of Al 2 About 3 in the slag before the additive Al in the amount of 8-20%.
Кроме того, перед выпуском шлака в него присаживают алюминий в количестве, обеспечивающем получение содержания Al2О3 в конечном шлаке 13,0-30,0%.In addition, before the release of the slag, aluminum is added to it in an amount providing an Al 2 O 3 content in the final slag of 13.0-30.0%.
Использование для выплавки ферромарганца индукционной печи с шахтной надставкой позволяет снизить улет марганца с 11-20% (по прототипу) до 0,5-1,8%.Using for smelting ferromanganese induction furnace with a mine extension allows you to reduce the manganese emission from 11-20% (prototype) to 0.5-1.8%.
Предварительное смешение компонентов шихты перед загрузкой в печь позволяет увеличить скорость и полноту протекания восстановительных процессов.Pre-mixing of the components of the charge before loading into the furnace allows to increase the speed and completeness of the recovery processes.
Использование материалов, размер фракций которых более 5 мм, в данном процессе нецелесообразно из-за снижения производительности печи, т.к. увеличение фракционного размера шихтовых материалов приводит к уменьшению площади реакционной поверхности, вследствие чего восстановительные процессы сильно замедляются и возрастает продолжительность плавки.The use of materials, the fraction size of which is more than 5 mm, in this process is impractical due to a decrease in furnace productivity, an increase in the fractional size of the charge materials leads to a decrease in the area of the reaction surface, as a result of which the reduction processes are greatly slowed down and the melting time increases.
Применение материалов фракцией меньше 1,6 мм приводит к выбросам их из печи. Окомкование или пакетирование материалов с размером фракций меньше 1,6 мм предотвращает выбросы. С увеличением доли "мелочи" в шихте (шихтовые материалы размер фракций которых <1,6 мм) от 0 до 50% возрастает степень извлечения марганца в сплав, это происходит из-за увеличения площади реакционной поверхности шихтовых материалов, вследствие чего возрастает скорость и полнота протекания восстановительных процессов. Последующее увеличение доли "мелочи" в шихте приводит к снижению степени извлечения марганца из-за увеличивающихся выбросов шихты, фракцией менее 1,6 мм из печи. При использовании в качестве восстановителя как антрацита, так и угля марки Ж степень извлечения марганца возрастает на промежутке от 0 до 50% "мелочи" в шихте, а на промежутке от 50 до 100% "мелочи" в шихте степень извлечения марганца снижается.The use of materials with a fraction of less than 1.6 mm leads to emissions from the furnace. Rounding or packing materials with fractions smaller than 1.6 mm prevents emissions. With an increase in the fraction of “fines” in the charge (charge materials of which fractions <1.6 mm) from 0 to 50%, the degree of extraction of manganese into the alloy increases, this is due to an increase in the reaction surface area of charge materials, which increases the speed and completeness the course of recovery processes. A subsequent increase in the share of "fines" in the charge leads to a decrease in the degree of extraction of manganese due to increasing emissions of the charge, a fraction of less than 1.6 mm from the furnace. When using both anthracite and grade Zh coal as a reducing agent, the degree of manganese extraction increases in the interval from 0 to 50% of the "fines" in the charge, and in the interval from 50 to 100% of "fines" in the charge, the degree of manganese extraction decreases.
Повышение основности шлака ((СаО+MgO)/SiO2) до 1,35-1,8 приводит к облегчению восстановления марганца в сплав вследствие повышения активности MnO в шлаке, но повышение основности конечного шлака выше 1,80 приводит к чрезмерной его вязкости, из-за чего затормаживается процесс восстановления марганца из шлака и затрудняется выпуск шлака из печи. При основности конечного шлака менее 1,35 степень извлечения марганца в сплав снижается вследствие недостаточной активности MnO в шлаке.Increasing the basicity of slag ((CaO + MgO) / SiO 2 ) to 1.35-1.8 leads to easier reduction of manganese into the alloy due to an increase in MnO activity in the slag, but increasing the basicity of the final slag above 1.80 leads to its excessive viscosity, due to which the process of reducing manganese from the slag is inhibited and the slag discharge from the furnace is difficult. When the final slag basicity is less than 1.35, the degree of manganese extraction into the alloy decreases due to insufficient MnO activity in the slag.
Присадка флюсов, содержащих оксиды алюминия, улучшает жидкотекучесть шлака, повышает активность MnO в шлаке, что приводит к улучшению условий перехода марганца из шлака в металл. При отсутствии этих присадок шлак содержит 4,5-5,5% Al2О3, при этом он густой, малореакционноспособный и последующее восстановление марганца из него будет затруднено. Поэтому повышение содержания Al2О3 в шлаке, перед присадкой в него Al, до 8%, позволяет повысить реакционную способность шлака, повышение содержания Al2О3 выше 20% нецелесообразно, т.к. ведет к увеличению кратности шлака и снижению производительности печи.The addition of fluxes containing aluminum oxides improves the slurry fluidity, increases the MnO activity in the slag, which leads to an improvement in the conditions for the transition of manganese from slag to metal. In the absence of these additives, the slag contains 4.5-5.5% Al 2 O 3 , while it is thick, slightly reactive, and subsequent reduction of manganese from it will be difficult. Therefore, an increase in the content of Al 2 O 3 in the slag, before Al is added to it, up to 8%, makes it possible to increase the reactivity of the slag, an increase in the content of Al 2 O 3 above 20% is impractical, because leads to an increase in the multiplicity of slag and a decrease in furnace productivity.
Присадка Al в шлак позволяет повысить степень извлечения марганца. По результатам опытных плавок видно, что оптимальное содержание Al2О3 в конечном шлаке составляет 13-30%. При содержании в конечном шлаке менее 13% Al2О3 снижается степень извлечения марганца в сплав и производительность печи. Повышение содержания Al2О3 в конечном шлаке до 30% приводит к максимальному извлечению марганца. Дальнейшее повышение содержания Al2О3 не приводит к возрастанию степени извлечения марганца в сплав.Additive Al in the slag can increase the degree of extraction of manganese. According to the results of experimental swimming trunks it is clear that the optimal content of Al 2 O 3 in the final slag is 13-30%. When the content in the final slag is less than 13% Al 2 O 3, the degree of extraction of manganese into the alloy and the productivity of the furnace are reduced. An increase in the content of Al 2 O 3 in the final slag up to 30% leads to maximum extraction of manganese. A further increase in the content of Al 2 O 3 does not lead to an increase in the degree of extraction of manganese in the alloy.
Способ поясняется следующими фигурами: на фиг.1 показана индукционная печь. На фиг.2 представлена зависимость площади реакционной поверхности шихтовых материалов от размера их фракций (данные приведены для сосуда объемом 5 дм3, цифры у точек показывают площадь реакционной поверхности шихтовых материалов). На фиг.3 показана зависимость степени извлечения марганца от количества мелочи в шихте для разных восстановителей ( - уголь марки Ж, • - антрацит). На фиг.4 показана зависимость степени извлечения марганца от основности шлака ((СаО+MgO)/SiO2). На фиг.5 показана зависимость степени извлечения марганца от содержания в конечном шлаке Al2О3.The method is illustrated by the following figures: figure 1 shows an induction furnace. Figure 2 presents the dependence of the reaction surface area of the charge materials on the size of their fractions (data are for a vessel with a volume of 5 dm 3 , the numbers at the points show the reaction surface area of the charge materials). Figure 3 shows the dependence of the degree of extraction of manganese on the amount of fines in the charge for different reducing agents ( - coal grade Zh, • - anthracite). Figure 4 shows the dependence of the degree of extraction of manganese on the basicity of the slag ((CaO + MgO) / SiO 2 ). Figure 5 shows the dependence of the degree of extraction of manganese on the content in the final slag Al 2 About 3 .
Способ осуществляется следующим образом.The method is as follows.
В разогретый до 800-1600°С графитовый тигель индукционной печи 1, со съемной шахтной надставкой 2, загружают предварительно смешанную шихту фракцией 0-5 мм, шихту фракций 0-1,6 мм подают в печь пакетированной, причем ее количество не должно превышать 50% от общей массы шихты. Размер шахтной надставки выбирают таким образом, чтобы ее объем был в 2-2,5 раза больше объема тигля. Состав загружаемой шихты (мас.%): углеродистый восстановитель 11,8-15,9; флюс 7,9-14,0; марганецсодержащее сырье - остальное. После завершения протекания восстановительных процессов и образования жидкоподвижного шлака в него осуществляют присадку Al. Затем после выдержки в течение 2-3 мин производят выпуск металла и сплава.In a graphite crucible of an induction furnace 1 heated to 800–1600 ° C, with a removable shaft extension 2, a pre-mixed charge of a fraction of 0-5 mm is loaded, a charge of fractions of 0-1.6 mm is fed into a packaged furnace, and its quantity should not exceed 50 % of the total mass of the charge. The size of the extension shaft is chosen so that its volume is 2-2.5 times the volume of the crucible. The composition of the loaded charge (wt.%): Carbon reducing agent 11.8-15.9; flux 7.9-14.0; Manganese-containing raw materials - the rest. After completion of the recovery processes and the formation of liquid slag, Al is added to it. Then, after holding for 2-3 minutes, metal and alloy are released.
Пример осуществления предлагаемого способа.An example implementation of the proposed method.
Подготовка шихтовых материалов к плавке.Preparation of charge materials for smelting.
Шихтовые материалы (марганецсодержащее сырье, флюс, углеродистый восстановитель) дробились до фракционного размера 0-5 мм и рассеивались по фракциям 0-1,6 и 1,6-5 мм. Затем осуществлялось раздельное смешивание шихтовых материалов выделенных фракций, причем шихтовые материалы фракцией 0-1,6 мм пакетировались.Burden materials (manganese-containing raw materials, flux, carbon reducing agent) were crushed to a fractional size of 0-5 mm and dispersed into fractions of 0-1.6 and 1.6-5 mm. Then, separate mixing of the charge materials of the selected fractions was carried out, and the charge materials with a fraction of 0-1.6 mm were packaged.
Плавка. В индукционную тигельную печь ИСТ-016, с шахтной надставкой, загружалась смесь шихтовых материалов фракцией 0-5 мм, состоящая из 200 кг марганцевой руды, 29,8 кг антрацита, 20 кг извести, 1,5 кг боксита. Шихтовые материалы, размер фракций которых был менее 1,6 мм, подавались в печь пакетированными, причем их количество не превышало 50% от общей массы шихты. Химический состав шихтовых материалов приведен в таблице 1. После образования жидкоподвижного шлака в него присадили 5,1 кг алюминия, затем после выдержки в течение 2 мин произвели слив сплава и шлака. В результате плавки продолжительностью 35 мин было получено 102,6 кг сплава и 59,6 кг шлака.Melting. The IST-016 induction crucible furnace, with a mine extension, was charged with a mixture of charge materials with a fraction of 0-5 mm, consisting of 200 kg of manganese ore, 29.8 kg of anthracite, 20 kg of lime, 1.5 kg of bauxite. Burden materials, the fraction size of which was less than 1.6 mm, were fed into the furnace in batches, and their amount did not exceed 50% of the total mass of the charge. The chemical composition of the charge materials is given in table 1. After the formation of liquid-mobile slag, 5.1 kg of aluminum was added to it, then, after holding for 2 minutes, the alloy and slag were drained. As a result of melting lasting 35 minutes, 102.6 kg of alloy and 59.6 kg of slag were obtained.
Химический состав шихтовых материаловTable 1
The chemical composition of the charge materials
Химический состав сплава и шлака приведен в таблицах 2 и 3.The chemical composition of the alloy and slag are given in tables 2 and 3.
Химический состав сплаваtable 2
The chemical composition of the alloy
Химический состав шлакаTable 3
The chemical composition of the slag
Анализ данных показывает, что при реализации данного способа можно повысить степень извлечения марганца с 80% (по прототипу) до 93,23%, а при более полном восстановлении марганца из шлака и до 97%, при этом можно использовать марганцевую руду с более низким содержанием марганца, чем в способе, принятом за прототип. Ввиду того что для заявляемого способа пригоден любой твердый углеродистый восстановитель, исключается потребность в дорогостоящем металлургическом коксе.Data analysis shows that when implementing this method, it is possible to increase the degree of extraction of manganese from 80% (according to the prototype) to 93.23%, and with a more complete recovery of manganese from slag and up to 97%, it is possible to use manganese ore with a lower content manganese than in the method adopted for the prototype. Due to the fact that any solid carbonaceous reducing agent is suitable for the inventive method, the need for expensive metallurgical coke is eliminated.
Таким образом, показано, что по предлагаемому способу можно выплавлять углеродистый ферромарганец с высокой степенью извлечения марганца (93-97%).Thus, it is shown that the proposed method can be smelted carbon ferromanganese with a high degree of extraction of manganese (93-97%).
Claims (3)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2005121462/02A RU2298046C2 (en) | 2005-07-07 | 2005-07-07 | Carbon ferromanganese melting process |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2005121462/02A RU2298046C2 (en) | 2005-07-07 | 2005-07-07 | Carbon ferromanganese melting process |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2005121462A RU2005121462A (en) | 2007-02-10 |
RU2298046C2 true RU2298046C2 (en) | 2007-04-27 |
Family
ID=37862044
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2005121462/02A RU2298046C2 (en) | 2005-07-07 | 2005-07-07 | Carbon ferromanganese melting process |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2298046C2 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2693886C1 (en) * | 2018-08-02 | 2019-07-05 | Руслан Николаевич Зенкин | Ferromanganese induction remelting method |
RU2698401C1 (en) * | 2017-09-29 | 2019-08-26 | Публичное акционерное общество "Косогорский металлургический завод" | Method of ferromanganese inductive remelting |
-
2005
- 2005-07-07 RU RU2005121462/02A patent/RU2298046C2/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ГАСИК М.И. и др. Теория и технология электрометаллургии ферросплавов. М., СП Интермет Инжиниринг, 1999, с.353-356. * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2698401C1 (en) * | 2017-09-29 | 2019-08-26 | Публичное акционерное общество "Косогорский металлургический завод" | Method of ferromanganese inductive remelting |
RU2693886C1 (en) * | 2018-08-02 | 2019-07-05 | Руслан Николаевич Зенкин | Ferromanganese induction remelting method |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
RU2005121462A (en) | 2007-02-10 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US20200024145A1 (en) | Method for resource recovery from silicon slag and deoxidizing agent for iron and steelmaking | |
JP2008223095A (en) | Method for producing high phosphorus slag | |
JPH06145836A (en) | Production of alloy utilizing aluminum slag | |
RU2298046C2 (en) | Carbon ferromanganese melting process | |
US4155753A (en) | Process for producing silicon-containing ferro alloys | |
KR100946621B1 (en) | Manufacturing method of ultra low phosphorous and carbon ferromanganese and its product | |
RU2455379C1 (en) | Method to melt low-carbon manganiferous alloys | |
RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
RU2020180C1 (en) | Method of smelting of ferrovanadium in arc electric furnace | |
JP2021532273A (en) | Calcium, aluminum, silicon alloys, and their production methods | |
Issagulov et al. | Studying possibility of smelting refined ferromanganese grades using silicon aluminum reducer | |
JP2808045B2 (en) | Unfired manganese ore pellets for steel refining | |
RU2154680C1 (en) | Method of preparation of charge material in form of briquettes for melting | |
RU2309181C1 (en) | Method for melting of vanadium-containing steel | |
RU2180007C2 (en) | Method of melting iron-carbon alloys in hearth-tire furnaces | |
RU2148102C1 (en) | Method of preparing ferromanganese | |
RU2395609C1 (en) | "kazakhstan" alloy for steel deoxidising and alloying | |
RU2697129C2 (en) | Method of loading charge into arc electric furnace for steel melting | |
RU2204612C1 (en) | Method for melting manganese-containing steel | |
RU2352645C1 (en) | Method of steel smelting in arc electric steel-making furnace | |
SU550443A1 (en) | The method of extraction of manganese from waste slag production silicomanganese | |
RU2206628C2 (en) | Charge for production of nitrogen-containing master alloys on base of refractory metals | |
RU2429302C2 (en) | Procedure for preparation of oiled and not oiled charge materials in form of fluxed briquettes to smelting | |
SU981379A1 (en) | Method for smelting low-alloy steel | |
RU2468109C2 (en) | Method for aluminothermal production of ferromolybdenum |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20100708 |