RU2506338C1 - Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it - Google Patents
Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it Download PDFInfo
- Publication number
- RU2506338C1 RU2506338C1 RU2012146331/02A RU2012146331A RU2506338C1 RU 2506338 C1 RU2506338 C1 RU 2506338C1 RU 2012146331/02 A RU2012146331/02 A RU 2012146331/02A RU 2012146331 A RU2012146331 A RU 2012146331A RU 2506338 C1 RU2506338 C1 RU 2506338C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- charge
- ferromolybdenum
- melting
- slag
- molybdenum
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано для металлотермического получения ферромолибдена внепечным способом.The invention relates to metallurgy and can be used for metallothermal production of ferromolybdenum out of furnace method.
Из уровня техники известна шихта, (SU 12359 A1, 1984.) для получения ферромолибдена металлотермическим (силикоалюминотермическим) восстановлением из молибденового концентрата и железной руды, железной стружки, ферросиликоалюминия, молибденсодержащих металлоотходов при их следующем соотношении, мас.%: обожженный молибденовый концентрат (58,9% Мо) 50; железная руда прокаленная 12,5; ферросиликоалюминий (69,2% Si; 11,4% Al) 19,0; железная стружка 12,6; известь 2,5; металлоотходы (41,3% Мо) 5,0. Причем при плавлении второй части шихты железную стружку задают отдельно от каждой порции смешанной шихты. После проплавления первой части шихты загружают осадительную смесь, при следующем соотношении, мас.%: железная руда 66,7; алюминий 23,3; известь обожженная 10.The charge is known from the prior art (SU 12359 A1, 1984.) for the production of ferromolybdenum by metallothermal (silicoaluminothermic) reduction from molybdenum concentrate and iron ore, iron shavings, ferrosilicon aluminum, molybdenum-containing metal wastes in their following ratio, wt.% Molybdenum 9% Mo) 50; iron ore calcined 12.5; ferrosilicoaluminium (69.2% Si; 11.4% Al) 19.0; iron chips 12.6; lime 2.5; metal waste (41.3% Mo) 5.0. Moreover, when melting the second part of the charge, the iron shavings are set separately from each portion of the mixed charge. After the first part of the charge is melted, the precipitation mixture is loaded, in the following ratio, wt.%: Iron ore 66.7; aluminum 23.3; calcined lime 10.
Данная шихта позволяет получать ферромолибден следующего химического состава, мас.%: молибден 60,7-62,4; сумма кремния и алюминия 0,6. Содержание Мо в шлаке 0,06-0,09 мас.%.This mixture allows to obtain ferromolybdenum of the following chemical composition, wt.%: Molybdenum 60.7-62.4; the sum of silicon and aluminum is 0.6. The content of Mo in the slag is 0.06-0.09 wt.%.
Недостатками известной шихты для получения ферромолибдена является использование в качестве восстановителя в шихте ферросиликоалюминия; сложность, многостадийность и длительность процесса получения; степень восстановления железа из железной руды 42%, остальные оксиды железа восстанавливаются до FeO и остаются в шлаке.The disadvantages of the known mixture for producing ferromolybdenum is the use as a reducing agent in the mixture of ferrosilicon; complexity, multi-stage and duration of the process of obtaining; the degree of reduction of iron from iron ore is 42%, the remaining iron oxides are reduced to FeO and remain in slag.
Известна шихта (патент RU 2044791 С1, 1995), предназначенная для алюминотермического получения ферромолибдена в режиме горения, включающая молибденсодержащий компонент на основе оксида (VI) молибдена, железосодержащий компонент и металлический восстановитель - алюминий, содержащая компоненты при следующем соотношении, мас.%: Оксид (VI) молибдена 50-54 Порошок железа 30-34 Алюминий 15-17.Known charge (patent RU 2044791 C1, 1995), intended for aluminothermic production of ferromolybdenum in a combustion mode, including a molybdenum-based component based on molybdenum oxide (VI), an iron-containing component and a metal reducing agent - aluminum, containing components in the following ratio, wt.%: Oxide (VI) Molybdenum 50-54 Iron powder 30-34 Aluminum 15-17.
Данная шихта позволяет получать ферромолибден следующего химического состава, мас.%: молибден 59,6-60,5; алюминий 0,25-0,32.This mixture allows to obtain ferromolybdenum of the following chemical composition, wt.%: Molybdenum 59.6-60.5; aluminum 0.25-0.32.
Недостатки указанного состава шихты заключаются в том, что в технологическом процессе получения ферромолибдена требуется дорогой и чистый оксид (VI) молибдена.The disadvantages of this composition of the charge are that in the technological process for producing ferromolybdenum, expensive and pure molybdenum oxide (VI) is required.
Наиболее близкой по технической сущности и достигаемому результату является шихта (Рысс М.А. Производство ферросплавов. М.: Металлургия, 1975, с.272.) для получения ферромолибдена металлотермическим (силикоалюминотермическим) способом, компоненты которой взяты в следующем соотношении, мас.%: молибденовый концентрат (53-60% Мо) 54,95-55,34, ферросилиций ФС 75 16,48-16,60, алюминий 2,05-2,75, железная стружка 12,64-12,73, железная руда 9,89-9,96, известь 1,65-1,67, плавиковый шпат 1,65-1,67.The closest in technical essence and the achieved result is a mixture (Ryss MA Production of ferroalloys. M: Metallurgy, 1975, p. 272.) To obtain ferromolybdenum metallothermic (silicoaluminothermic) method, the components of which are taken in the following ratio, wt.% : molybdenum concentrate (53-60% Mo) 54.95-55.34, ferrosilicon FS 75 16.48-16.60, aluminum 2.05-2.75, iron shavings 12.64-12.73, iron ore 9.89-9.96, lime 1.65-1.67, fluorspar 1.65-1.67.
Исходные компоненты шихты измельчают, просеивают, тщательно перемешивают в смесительном барабане. Полученная смесь обеспечивает термичность процесса в 450 ккал/кг.The initial components of the mixture are crushed, sieved, thoroughly mixed in a mixing drum. The resulting mixture provides a thermal process of 450 kcal / kg.
Известная шихта позволяет получать ферромолибден следующего химического состава, мас.%: молибден 59,5-61,5; кремний 0,15-0,9; медь 0,4-0,6; сумма олова и сурьмы 0,04-0,05; углерод 0,04-0,1; сера 0,06-0,08; фосфор 0,03-0,04; железо остальное. Примерный состав шлака, мас.%: Мо 0,06-0,15; SiO2 62-68; FeO 7-11; Al2O3 9-13; CaO 6-8; MgO 1-3. Извлечение молибдена на плавке 94,97%The known mixture allows to obtain ferromolybdenum of the following chemical composition, wt.%: Molybdenum 59.5-61.5; silicon 0.15-0.9; copper 0.4-0.6; the amount of tin and antimony 0.04-0.05; carbon 0.04-0.1; sulfur 0.06-0.08; phosphorus 0.03-0.04; iron the rest. The approximate composition of the slag, wt.%: Mo 0.06-0.15; SiO 2 62-68; FeO 7-11; Al2O 3 9-13; CaO 6-8; MgO 1-3. Molybdenum recovery on smelting 94.97%
Данная шихта имеет следующие недостатки: для получения ферромолибдена используется смешанный силикоалюминотермический способ (являющийся разновидностью металлотермического способа); необходимо улавливать всю вентиляционную пыль и выбирать все металлоотходы для последующей переработки в электропечи с получением передельной молибденовой лигатуры; в металле получается повышенное содержание примесей серы и цветных металлов; шлак получается «кислый», вязкий с возможным запутыванием в нем корольков металла; для разжижения шлака железо из руды восстанавливается не полностью; стальная стружка должна быть низкоуглеродистой, не должна содержать легирующих элементов, кроме молибдена, и пройти прокаливание для удаления влаги и масла.This charge has the following disadvantages: to obtain ferromolybdenum, a mixed silicoaluminothermic method is used (which is a type of metallothermic method); it is necessary to capture all ventilation dust and select all metal waste for subsequent processing in an electric furnace to obtain a conversion molybdenum ligature; a high content of sulfur and non-ferrous metal impurities is obtained in the metal; the slag is “acidic”, viscous with the possible entanglement of metal kings in it; to dilute slag, iron from ore is not completely reduced; steel shavings should be low carbon, should not contain alloying elements other than molybdenum, and be calcined to remove moisture and oil.
Опыт использования известных составов шихты выявил ряд негативных отклонений от технологического процесса при производстве ферромолибдена. Например, все промышленные технологии основаны на силикоалюминотермическом способе восстановления молибдена. Имеются сложности в части обеспечения устойчивого необходимого критического уровня ее термичности, скорости проплавления, определяющих степень извлечения молибдена в сплав, склонность к возгону оксидов молибдена и к выбросам горящей шихты и расплавленных продуктов плавки.The experience of using known charge compositions revealed a number of negative deviations from the technological process in the production of ferromolybdenum. For example, all industrial technologies are based on the silicoaluminothermic method of molybdenum reduction. There are difficulties in ensuring a stable necessary critical level of its thermal conductivity, penetration rate, which determine the degree of extraction of molybdenum into the alloy, the tendency to sublimate molybdenum oxides and to emissions of burning charge and molten smelting products.
Предлагаемое изобретение направлено на получение кондиционного по химическому составу ферромолибдена при использовании обожженного молибденового концентрата.The present invention is directed to obtaining a conditionally chemical composition of ferromolybdenum using calcined molybdenum concentrate.
Задачей изобретения является создание состава шихты, обеспечивающей стабильный безопасный технологический процесс получения высококачественного ферромолибдена (с низким содержанием кремния, углерода, фосфора) и достижение высокого извлечения молибдена в сплав без необходимости переработки металлоотходов и вентиляционной пыли.The objective of the invention is to create a composition of the mixture, providing a stable safe process for producing high-quality ferromolybdenum (low in silicon, carbon, phosphorus) and achieving high extraction of molybdenum into the alloy without the need for processing metal waste and ventilation dust.
Поставленная задача достигается тем, что в составе шихты отсутствуют кремнийсодержащие восстановители. Снижено содержание молибденового концентрата, железосодержащего компонента, изменено содержание алюминия по расчету стехиометрии на восстановление металлов из оксидов, изменено содержание извести для связывания образующегося глинозема в алюминат кальция и уменьшения его активности, а также для снижения температуры плавления шлака, что облегчает осаждение капель ферромолибдена и образование плотного чистого слитка и введен клинкер высокоглиноземистый молотый для снижения термичности шихты и обеспечения спокойного горения шихты во время плавки, а также для улучшения физических свойств шлака, предотвращая выбросы горящей шихты и расплавленных продуктов плавки. Введение клинкера высокоглиноземистого молотого уменьшает пирофорный эффект при выплавке ферромолибдена. Также исключены железная руда, ферросилиций и плавиковый шпат, являющиеся источниками посторонних примесей. Изменение содержания молибденового концентрата и железного порошка стабилизируют термичность алюминотермической шихты в пределах 551 ккал/кг.This object is achieved by the fact that the composition of the charge there are no silicon-containing reducing agents. The content of molybdenum concentrate, the iron-containing component was reduced, the aluminum content was changed according to stoichiometry for the reduction of metals from oxides, the lime content was changed to bind the formed alumina to calcium aluminate and reduce its activity, as well as to reduce the melting point of slag, which facilitates the precipitation of droplets of ferromolybdenum and the formation of a dense clean ingot and high-alumina ground clinker was introduced to reduce the charge thermality and ensure calm burning of the charge in during melting, and also to improve the physical properties of the slag, preventing the emission of burning of the charge and molten melting products. The introduction of high-alumina clinker reduces the pyrophoric effect in the smelting of ferromolybdenum. Also excluded are iron ore, ferrosilicon and fluorspar, which are sources of impurities. Changes in the content of molybdenum concentrate and iron powder stabilize the thermal conductivity of the aluminothermic charge within 551 kcal / kg.
Сущность изобретения заключается в том, что шихта, предназначенная для алюминотермического получения ферромолибдена, содержит молибденовый концентрат обожженный, алюминий, железный порошок, известь, обожженную с содержанием углерода не более 0,2 мас.%, клинкер высокоглиноземистый молотый для улучшения свойств шлака и окислительно-восстановительных процессов плавки, а компоненты шихты взяты при следующем качественном и количественном соотношении, мас.%: молибденовый концентрат обожженный - 38,5-39,8, железный порошок - 16,3-17,0, алюминий - 14,3-14,8, известь, обожженная с содержанием углерода не более 0,2 мас.% - 26,1-26,4, клинкер высокоглиноземистый молотый - 3,1-3,4.The essence of the invention lies in the fact that the mixture, intended for aluminothermic production of ferromolybdenum, contains calcined molybdenum concentrate, aluminum, iron powder, calcined lime with a carbon content of not more than 0.2 wt.%, Highly aluminous clinker to improve the properties of slag and oxidation melting recovery processes, and charge components were taken in the following qualitative and quantitative ratio, wt.%: calcined molybdenum concentrate - 38.5-39.8, iron powder - 16.3-17.0, aluminum - 14.3-14, 8, calcined lime with a carbon content of not more than 0.2 wt.% - 26.1-26.4, high-alumina clinker, ground - 3.1-3.4.
Заявленный количественный состав компонентов шихты позволяет решать поставленную задачу, а отклонения от указанных пределов от их концентрации приводит к нарушению теплового режима плавки, ухудшению качества и технико-экономических показателей процесса получения конечной продукции.The claimed quantitative composition of the components of the charge allows us to solve the problem, and deviations from the specified limits from their concentration lead to a violation of the thermal regime of smelting, deterioration in the quality and technical and economic indicators of the process of obtaining the final product.
При содержании молибденового концентрата ниже 38,5% увеличивается концентрация алюминия в металле, что ухудшает марочность. При содержании молибденового концентрата выше 39,8% увеличивается остаточное содержание МоО3 в шлаке и снижается извлечение молибдена в сплав.When the content of molybdenum concentrate is lower than 38.5%, the concentration of aluminum in the metal increases, which affects the degradation. When the content of the molybdenum concentrate is above 39.8%, the residual content of MoO 3 in the slag increases and the extraction of molybdenum into the alloy decreases.
При содержании железного порошка ниже 16,3% возрастает термичность шихты, что приводит к «горячему» ходу плавки и разбросу шихты, увеличивается скорость проплавления шихты и количество пылеуноса шихтовых материалов. В результате снижается извлечение молибдена в металл. При содержании железного порошка выше 17,0% снижается термичность шихты и понижается содержание молибдена в сплаве.When the iron powder content is below 16.3%, the charge thermality increases, which leads to a “hot” melting course and charge spread, the charge penetration rate and the amount of dust removal of charge materials increase. As a result, the extraction of molybdenum into the metal is reduced. When the iron powder content is higher than 17.0%, the charge thermality decreases and the molybdenum content in the alloy decreases.
При содержании алюминия ниже 14,3% снижается термичность шихты, ход плавки становится «холодным», понижается содержание молибдена в сплаве. При содержании алюминия выше 14,8% увеличивается термичность шихты, что приводит к «горячему» ходу плавки и разбросу шихты, увеличивается скорость проплавления шихты и количество пылеуноса шихтовых материалов, возрастает аварийность при выплавке.When the aluminum content is lower than 14.3%, the charge thermality decreases, the melting process becomes “cold”, the molybdenum content in the alloy decreases. When the aluminum content is above 14.8%, the charge thermality increases, which leads to a “hot” melting course and charge spread, the charge penetration rate increases and the amount of dust removal of charge materials increases, and the accident rate during smelting increases.
При содержании извести обожженной менее 26,1% ухудшаются условия связывания образующегося глинозема и затрудняются условия восстановления молибдена алюминием. Возрастает температура плавления шлака и снижается извлечение молибдена в металл. При содержании извести обожженной более 26,4% шлак получается более легкоплавкий, жидкоподвижный и возрастает аварийность при выплавке.When the content of calcined lime is less than 26.1%, the binding conditions of the resulting alumina worsen and the conditions for the reduction of molybdenum by aluminum become more difficult. The melting point of the slag increases and the extraction of molybdenum into the metal decreases. When the lime content is calcined more than 26.4%, the slag is more fusible, fluid, and the accident rate during smelting increases.
При содержании клинкера высокоглиноземистого менее 3,1% возрастает термичность шихты, что приводит к «горячему» ходу плавки и разбросу шихты. При содержании клинкера высокоглиноземистого более 3,4% шлак получается более тугоплавкий и снижается извлечение молибдена в металл.When the content of high-alumina clinker is less than 3.1%, the charge thermality increases, which leads to a “hot” melting course and charge spread. When the content of high-alumina clinker is more than 3.4%, the slag is more refractory and the extraction of molybdenum into metal is reduced.
Состав шихты используется для получения ферромолибдена алюминотермическим способом «на блок» в плавильном агрегате с периклазовой футеровкой.The composition of the charge is used to obtain ferromolybdenum aluminothermally "per block" in a melting unit with periclase lining.
Из уровня техники (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.) известен способ силикоалюминотермического получения ферромолибдена, включающий смешивание, загрузку и металлотермическое восстановление молибдена кремний- и алюминий содержащим восстановителями в наклоняющемся 10-т горне с футеровкой из высокоглиноземистого кирпича марки ВТО-62 со стальным сводом, футерованным шамотом. Плавку проводили с верхним запалом. После окончания восстановительных реакций металл сливали в ошлакованную составную изложницу, установленную на поддон из чугуна, имеющий чашеобразное углубление для кристаллизации металла.The prior art (Shestakov S.S. et al. Thermal conditions for smelting ferromolybdenum with the release of metal under slag. Sat .: Production of ferroalloys, N 3. - M .: Metallurgy, 1974, 124-131.) A method of silicoaluminothermic production of ferromolybdenum is known. including mixing, loading and metallothermal reduction of silicon and aluminum molybdenum containing reducing agents in a 10-t inclined furnace with a high-alumina brick lining of the VTO-62 grade with a steel arch lined with chamotte. Smelting was carried out with an upper fuse. After the completion of the reduction reactions, the metal was poured into a slag composite mold mounted on a cast iron tray having a bowl-shaped recess for metal crystallization.
Недостатками данного способа являются: возможное снижение извлечения молибдена из-за окисления во время слива при неполном укрывании шлаком струи металла; неполное использование объема горна, поскольку всю шихту загружают в горн до установки свода, а объем продуктов плавки меньше объема уплотненной шихты; необходимость специальных операций для ошлакования сборных изложниц перед разливкой расплава; получение вязкого шлака, содержащего до 65% SiO2, высокое содержание в кислом шлаке оксида железа, не участвующего в процессе.The disadvantages of this method are: a possible reduction in the extraction of molybdenum due to oxidation during discharge when the slurry of the metal is incompletely covered with slag; incomplete use of the volume of the hearth, since the entire charge is loaded into the hearth before installation of the roof, and the volume of smelting products is less than the volume of the compacted charge; the need for special operations to slag precast molds before casting the melt; obtaining viscous slag containing up to 65% SiO 2 , a high content in acidic slag of iron oxide that is not involved in the process.
Также известен (SU 1235964 А1, 1986.) способ получения ферромолибдена металлотермическим (силикоалюминотермическим) процессом из обожженного молибденового концентрата, железной стружки, железной руды, металлического восстановителя (ферросиликоалюминия), флюсов и молибденсодержащих металлоотходов, включающий приготовление шихты, 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 шихты, при одинаковом соотношении остальных компонентов в обеих частях, загрузку в плавильный агрегат вначале молибденсодержащих отходов, а поверх них смесь остальных компонентов - и зажигание сверху, проплавление загруженной части шихты, далее введение в расплав осадительной смеси, и выдержка расплава для осаждения капель сплава из шлака, выпуск 80-90% шлака, введение на поверхность оставшегося шлака извести в количестве 3-5% от массы проплавленной шихты, затем на поверхность расплава равномерно загружают смешанную вторую часть шихты с зажиганием ее сразу после начала загрузки и периодической загрузкой после каждой порции шихты железной стружки, выделенной из порции второй части шихты и отделение сплава от оставшегося в плавильном агрегате шлака после их охлаждения. Выплавку проводят в плавильном агрегате, состоящем из плавильной шахты с леткой, установленной на песочное основание с гнездом для приема расплавленного сплава, и механизма наклона, позволяющем наклонять весь установленный агрегат для слива определенного количества шлака через летку.Also known (SU 1235964 A1, 1986.) a method for producing ferromolybdenum by a metallothermic (silicoaluminothermic) process from calcined molybdenum concentrate, iron shavings, iron ore, a metal reducing agent (ferrosilicon aluminum), fluxes and molybdenum-containing metal wastes, including two parts in the ratio by weight of 50-70% and 30-50% with the transfer of all metal waste set for melting into the first part of the charge, with the same ratio of the remaining components in both parts, loading first to the melting unit is molybdenum-containing waste, and on top of it is a mixture of the remaining components - and ignition from above, melting of the loaded part of the charge, then introducing the precipitation mixture into the melt, and holding the melt to precipitate alloy droplets from the slag, release 80-90% of slag, introducing the surface of the remaining lime slag in an amount of 3-5% of the mass of the melted mixture, then the mixed second part of the mixture is uniformly loaded onto the melt surface with its ignition immediately after the start of loading and periodic loading after each portions of the charge of iron chips separated from the portion of the second part of the charge and the separation of the alloy from the slag remaining in the melting unit after cooling. Smelting is carried out in a melting unit, consisting of a melting shaft with a tap hole, mounted on a sand base with a slot for receiving molten alloy, and a tilt mechanism that allows you to tilt the entire installed unit to drain a certain amount of slag through the tap hole.
Недостатком способа являются: ликвация молибдена в слитке при нарушении скоростей загрузки и проплавления частей и порций шихты; необходимость скачивания до 90% шлака от первой части и скачивания шлака после введения дополнительных частей шихты требует усложнения плавильного агрегата за счет механизма наклона и усложнения технологии процесса скачивания шлака.The disadvantage of this method are: segregation of molybdenum in the ingot in case of violation of the loading and penetration rates of parts and portions of the charge; the need to download up to 90% of the slag from the first part and download the slag after introducing additional parts of the charge requires the complexity of the melting unit due to the tilt mechanism and the complexity of the technology of the process of downloading slag.
Из уровня техники также известен (патент RU 2110596 С1, 1998.) способ получения ферромолибдена в дуговой электропечи, включающий предварительное наплавление металлической ванны из железосодержащего материала (железной стружки или железной руды, или отходов производства ферромолибдена), извести и кварцита (или отвального шлака ферромолибдена, в основе своей содержащий кремнезем) под известково-силикатным шлаком с отношением CaO/SiO2 2,0-2,05 и содержащем оксид железа в пределах 10-13%, металлотермическое (силикотермическое или силико-алюминотермическое) восстановление молибдена из обожженного концентрата в присутствии флюса и железосодержащего материала, путем загрузки предварительно подготовленной смеси обожженного концентрата и восстановителя (ферросилиция 65% или ферросиликоалюминия) со скоростью 100-250 кг/мин, прогрев шлака в течение 10-15 минут электрическими дугами, выдержку расплава для осаждения капель металла, последующий его выпуск из плавильного агрегата в каскадно установленные шлаковни с намороженным на днище первой шлаковни шлаком, для предотвращения приваривания металла к шлаковне, и после охлаждения отделение ферромолибдена от шлака.The prior art also known (patent RU 2110596 C1, 1998.) a method for producing ferromolybdenum in an electric arc furnace, including pre-fusing a metal bath from iron-containing material (iron shavings or iron ore, or waste from ferromolybdenum production), lime and quartzite (or dump ferromolybdenum slag) , basically comprising silica) under lime-silicate slag ratio CaO / SiO 2 and 2,0-2,05 containing iron oxide in the range of 10-13%, metallothermic (silicothermic or silico-aluminothermic ) recovery of molybdenum from the calcined concentrate in the presence of flux and iron-containing material, by loading a pre-prepared mixture of calcined concentrate and a reducing agent (ferrosilicon 65% or ferrosilicon) at a speed of 100-250 kg / min, heating the slag for 10-15 minutes with electric arcs, holding a melt for precipitation of metal droplets, its subsequent release from the smelter into cascade slag installed with slag frozen on the bottom of the first slag, to prevent metal welding and to the slag, and after cooling, the separation of ferromolybdenum from the slag.
Недостатками данного способа являются возможное снижение извлечения молибдена из-за окисления во время слива при неполном укрывании шлаком струи металла; повышенное содержание серы, фосфора и углерода в ферромолибдене; высокое содержание в шлаке оксида железа, не участвующего в процессе, что требует введения тепла в плавку электрическими дугами; необходимость предварительной подготовки шлаковни с намороженным на днище шлаком; необходимость изменения электрического режима плавки при изменении состава молибденового концентрата или вида восстановителя.The disadvantages of this method are the possible reduction in the extraction of molybdenum due to oxidation during discharge when the metal stream is not covered with slag; high content of sulfur, phosphorus and carbon in ferromolybdenum; a high content of iron oxide in the slag, which is not involved in the process, which requires the introduction of heat into the melting by electric arcs; the need for preliminary preparation of slag with frozen slag on the bottom; the need to change the electric melting mode when changing the composition of the molybdenum concentrate or type of reducing agent.
Наиболее близкий по технической сущности (Рысс М.А. Производство ферросплавов. М.: Металлургия, 1975, с.272.) является способ, при котором ферромолибден получают в футерованном шамотным кирпичом цилиндре с леткой для выпуска шлака - плавильной шахте, установленной на песочном основании, в котором сделано углубление ("гнездо"), закрытой сверху футерованным сводом с отверстием для выхода газов, металлотермическим (силико-алюминотермическим) восстановлением молибдена из оксидов обожженного молибденового концентрата и железа из оксидов железной руды, путем загрузки шихты, уплотнения ее и проплавления в смеси с металлическими восстановителями (ферросилицием и алюминием), железосодержащими присадками (железной рудой и железной стружкой), флюсами (известью и плавиковым шпатом). Плавку ферромолибдена ведут с верхним запалом шихты. Скорость процесса горения шихты составляла 10-12 г/см2* мин, длительность плавки 25-40 минут. После окончания плавки делается выдержка 40-50 минут и шлак выпускают в изложницу. Блок сплава, оставшийся в «гнезде», после охлаждения в течение 7-8 часов помещают в бак для замочки в воде и далее направляют на чистку, дробление и упаковку. Шлаки, содержащие более 0,35 мас.% Мо, переплавляют в электропечи, а содержащие менее 0,18 мас.% Мо направляют в отвал.The closest in technical essence (MA Ryss. Production of ferroalloys. M .: Metallurgy, 1975, p. 272.) Is a method in which ferromolybdenum is produced in a chamotte lined brick with a tap hole for the production of slag - a smelter installed on sand the base in which the recess ("nest") is made, closed at the top with a lined arch with a gas outlet, metallothermal (silicone-aluminothermic) reduction of molybdenum from oxides of calcined molybdenum concentrate and iron from iron oxides Udy, by loading the batch, compacting it and penetration in a mixture with metallic reducing agents (ferrosilicon and aluminum), doped with iron (iron ore and iron chips), fluxes (lime and fluorspar). Melting ferromolybdenum lead with the upper fuse of the mixture. The rate of the combustion process of the charge was 10-12 g / cm 2 * min, the duration of the heat 25-40 minutes. After the end of the melting, an endurance of 40-50 minutes is made and the slag is released into the mold. The alloy block remaining in the "nest", after cooling for 7-8 hours, is placed in the lock tank in water and then sent for cleaning, crushing and packaging. Slag containing more than 0.35 wt.% Mo is remelted in an electric furnace, and containing less than 0.18 wt.% Mo is sent to a dump.
Недостатками способа являются высокая ликвация молибдена в слитке; образование высококремнистого шлака, имеющего высокую вязкость; при скачивании шлака в нем частично остаются корольки сплава; не полностью используется объем плавильной шахты, поскольку объем продуктов плавки меньше объема уплотненной шихты; в футеровку подины может переходить от 1,5 до 9% заданного с шихтой молибдена.The disadvantages of the method are the high segregation of molybdenum in the ingot; the formation of high-silica slag having a high viscosity; when downloading slag, the kings of the alloy partially remain in it; the volume of the melting shaft is not fully used, since the volume of smelting products is less than the volume of the compacted charge; 1.5 to 9% of the molybdenum specified with the charge can go into the lining of the hearth.
Известные промышленные способы имеют общие недостатки: получение ферромолибдена производится смешанным силико-алюминотермическим способом, являющимся одной из разновидностей металлотермического способа, относительно низкий выход высших марок ферромолибдена по содержанию кремния, серы и углерода; сложность регулирования скорости проплавления шихты - факторов, определяющих стабильность и безопасность технологического процесса получения ферромолибдена.Known industrial methods have common disadvantages: the production of ferromolybdenum is carried out by a mixed silicoaluminothermic method, which is one of the varieties of the metallothermic method, a relatively low yield of higher grades of ferromolybdenum in terms of silicon, sulfur and carbon; the complexity of controlling the rate of penetration of the mixture - factors that determine the stability and safety of the process of producing ferromolybdenum.
Предлагаемое изобретение направлено на получение алюминотермическим способом ферромолибдена, кондиционного по химическому составу, при использовании обожженного молибденового концентрата.The present invention is directed to obtaining aluminothermic method of ferromolybdenum, conditionally chemical composition, using calcined molybdenum concentrate.
Задачей изобретения является создание простого надежного алюминотермического способа получения высококачественного ферромолибдена, обеспечивающего высокий выход высших марок ферромолибдена в соответствии с требованиями ГОСТ 4759-91.The objective of the invention is to provide a simple reliable aluminothermic method for producing high quality ferromolybdenum, providing a high yield of higher grades of ferromolybdenum in accordance with the requirements of GOST 4759-91.
Поставленная задача достигается тем, что для улучшения технологического процесса при получении ферромолибдена используют только алюминотермический процесс восстановления молибдена из его оксидов, используют шихту с необходимой термичностью, чем оптимизируют устойчивость термодинамических и кинетических условий процессов окисления алюминия и восстановления молибдена из оксидов, снижая и повышая их активность, соответственно в металлическом и шлаковом расплавах. Также стенки и подину плавильного тигля футеруют периклазовым кирпичом, чем снижают вероятность просачивания образующегося сплава в футеровку тигля. Для минимизации примесного содержания углерода в ферромолибдене, используют известь, содержащую углерод не более 0,2 мас.%. Шлак получается легкоплавкий с температурой плавления около 1450°С.The task is achieved in that in order to improve the process for the production of ferromolybdenum, only the aluminothermic process of reducing molybdenum from its oxides is used, the mixture is used with the necessary thermality, thereby optimizing the stability of the thermodynamic and kinetic conditions of the processes of aluminum oxidation and reduction of molybdenum from oxides, reducing and increasing their activity , respectively, in metallic and slag melts. Also, the walls and the bottom of the melting crucible are lined with periclase brick, which reduces the likelihood of the formation of the alloy seeping into the lining of the crucible. To minimize the impurity content of carbon in ferromolybdenum, lime containing carbon no more than 0.2 wt.% Is used. The slag is fusible with a melting point of about 1450 ° C.
Сущность предлагаемого способа заключается в том, что в отличие от известного силико-алюминотермического способа получения ферромолибдена, включая подготовку, загрузку и проплавление шихты, содержащей молибденовый концентрат, железосодержащий компонент, алюминий и известь, в заявленном алюминотермическом способе процесс восстановления окислов молибдена осуществляют из компонентов шихты состава, мас.%: молибденовый концентрат обожженный - 38,5-39,8, железный порошок 16,3-17,0, алюминий - 14,3-14,8, известь обожженная с содержанием углерода не более 0,2 мас.%, клинкер высокоглиноземистый молотый - 3,1-3,4 в плавильном агрегате (например, в тигле) с периклазовой футеровкой без скачивания шлака, что улучшает условия и полноту осаждения капель сплава из шлака до полной кристаллизации продуктов плавки, причем в начале в тигель насыпают на подину 3-5% шихты и зажигают ее запальной смесью (магниевая стружка и натриевая селитра), а затем загружают в плавильный агрегат на колошник по мере проплавления оставшуюся шихту.The essence of the proposed method lies in the fact that, in contrast to the known silicoaluminothermic method for producing ferromolybdenum, including the preparation, loading and melting of a mixture containing a molybdenum concentrate, an iron-containing component, aluminum and lime, in the claimed aluminothermic method, the process of reducing molybdenum oxides is carried out from the components of the mixture composition, wt.%: calcined molybdenum concentrate - 38.5-39.8, iron powder 16.3-17.0, aluminum - 14.3-14.8, calcined lime with a carbon content of not more e 0.2 wt.%, high alumina clinker - 3.1-3.4 in a melting unit (for example, in a crucible) with periclase lining without downloading slag, which improves the conditions and completeness of precipitation of alloy droplets from slag until the melting products crystallize completely and, at the beginning, 3-5% of the charge is poured onto the bottom of the crucible and ignited with the ignition mixture (magnesium chips and sodium nitrate), and then the remaining charge is loaded into the melting unit on the top as the melt is melted.
Совокупность заявленных существенных признаков предопределяют решение поставленной задачи по достижению технического результата - создания простого надежного способа получения высококачественного ферромолибдена алюминотермическим способом без применения кремнийсодержащих восстановителей. Реализация способа осуществляется на существующем металлургическом оборудовании с использованием известных доступных сырьевых компонентов.The totality of the claimed essential features predetermine the solution of the problem to achieve the technical result - the creation of a simple reliable way to obtain high-quality ferromolybdenum aluminothermic method without the use of silicon-containing reducing agents. The implementation of the method is carried out on existing metallurgical equipment using known available raw material components.
Для реализации заявленного способа применяют следующие компоненты: молибденовый концентрат, содержащий в форме оксидов мас.%: Мо-64; W-0,2; SiO2-3,7; FeO-0,84; CuO-0, 22; P-0,013; С-0,015; S-0,03, порошок алюминия по СТО 03-74-11, известь молотая по СТО 03-75-11, клинкер высокоглиноземистый молотый по ТУ 14-00186482-048-03. Шихту рассчитывают на 2000 кг молибденового концентрата.To implement the inventive method, the following components are used: a molybdenum concentrate containing in the form of oxides wt.%: Mo-64; W-0.2; SiO 2 -3.7; FeO-0.84; CuO-0, 22; P-0.013; C-0.015; S-0.03, aluminum powder according to STO 03-74-11, ground lime according to STO 03-75-11, high-alumina clinker ground according to TU 14-00186482-048-03. The mixture is calculated on 2000 kg of molybdenum concentrate.
При подготовке шихты в смесительный барабан загружают компоненты шихты и тщательно перемешивают между собой. Шихта являющаяся моношихтой набирается в две части, исходя из объема саморазгружающихся бадей, в которые она выгружается после смешивания, а затем загружается в печной бункер плавильного агрегата. Внепечную алюминотермическую плавку на подготовленной моношихте проводят в плавильном тигле с футеровкой подины и стен периклазовым кирпичом. Вначале в тигель насыпают на подину 3-5% шихты и зажигают ее запальной смесью (магниевая стружка и натриевая селитра), а затем загружают из печного бункера в плавильный тигель по мере проплавления оставшуюся шихту. По окончанию плавки шлак и металл выдерживаются в тигле до полной кристаллизации продуктов плавки после чего металл отделяют от шлака и пакуют в готовую продукцию.When preparing the mixture in the mixing drum load the components of the mixture and mix thoroughly with each other. The charge is a mono-charge is collected in two parts, based on the volume of self-unloading tubs, into which it is unloaded after mixing, and then loaded into the furnace bunker of the melting unit. Out-of-furnace aluminothermic smelting on the prepared mono-charge is carried out in a melting crucible with lining of the hearth and walls with periclase brick. First, 3-5% of the charge is poured onto the bottom of the crucible and ignited with the ignition mixture (magnesium chips and sodium nitrate), and then the remaining charge is loaded from the furnace bunker into the melting crucible as it is melted. At the end of the smelting, the slag and metal are kept in the crucible until the melting products are completely crystallized, after which the metal is separated from the slag and packaged in the finished product.
Сущность изобретения подтверждается примерами конкретного выполнения.The invention is confirmed by examples of specific performance.
Пример 1 (прототип по шихте и по способу). Проведена кампания из 4 плавок по прототипу в футерованной шамотным кирпичом плавильной шахте емкостью по шихте 2500 кг. Для производства ферромолибдена использовали обожженный молибденовый концентрат, предварительно измельченный на вибромельнице до фракции 0,5 мм. Для получения ферромолибдена масса подготовленной на плавку шихты составила 2365 кг. Загружали, утрамбовывали, зажигали верхним запалом и проплавляли в одну стадию шихту следующего состава, кг (мас.%):Example 1 (prototype by charge and method). A campaign of 4 heats of the prototype was conducted in a melting shaft lined with fireclay brick with a capacity of 2500 kg per charge. For the production of ferromolybdenum, annealed molybdenum concentrate was used, which was previously crushed in a vibratory mill to a fraction of 0.5 mm. To obtain ferromolybdenum, the mass of the mixture prepared for melting was 2365 kg. Loaded, rammed, lit by the upper fuse and smelted in one stage, the mixture of the following composition, kg (wt.%):
Отличительной особенностью проведенной плавки от прототипа было то, что в качестве железосодержащего компонента вместо железной руды использовали железную окалину. Расчетная термичность шихты равна 690 ккал/кг.A distinctive feature of the smelting carried out from the prototype was that iron oxide was used instead of iron ore as an iron-containing component. The calculated thermal charge is 690 kcal / kg
Средний химический состав ферромолибдена мас.%: 60,45 Мо, 1,87 Si, 0,009 S, 0,05 С, 0,3 Cu, 0,03 Р, остальное железо. В шлаке остаточное содержание мас.%: 1,8 Мо, 51,1 SiO2, 18,8 Al2O3, 22,2 FeO, 5,3 CaO, 0,7 MgO. Степень восстановления железа из оксидов железа, заданных с шихтой, 48%, остальная часть оксидов железа переходит в шлак в виде FeO.The average chemical composition of ferromolybdenum wt.%: 60.45 Mo, 1.87 Si, 0.009 S, 0.05 C, 0.3 Cu, 0.03 R, the rest is iron. In the slag, the residual content in wt.%: 1.8 Mo, 51.1 SiO 2 , 18.8 Al 2 O 3 , 22.2 FeO, 5.3 CaO, 0.7 MgO. The degree of reduction of iron from iron oxides specified with the charge, 48%, the rest of the iron oxides passes into the slag in the form of FeO.
Пример 2 (заявляемый способ). Проведена кампания из 7 плавок по получению ферромолибдена. Масса подготовленной на плавку шихты составила 5100 кг. Загружали и проплавляли моношихту следующего состава, кг(мас.%):Example 2 (the inventive method). A campaign of 7 heats to obtain ferromolybdenum was conducted. The mass of the mixture prepared for melting was 5100 kg. Loaded and proliferated monoshift of the following composition, kg (wt.%):
Выплавку производили в плавильном тигле, футерованном периклазовым кирпичом. После завершения горения плавки выдерживали в тигле до полной кристаллизации продуктов, после охлаждения блок извлекали из тигля металл отделяли от шлака и замачивали в воде для чистки и упаковки.Smelting was carried out in a melting crucible lined with periclase brick. After combustion was completed, the melts were kept in the crucible until the products crystallized completely, after cooling, the block was removed from the crucible, the metal was separated from the slag and soaked in water for cleaning and packaging.
Выход ферромолибдена по маркам:The output of ferromolybdenum by brands:
ФМо60 (ГОСТ 4759-91) (Массовая доля: Мо не менее 60, W не более 0,3, Si не более 0,8, С не более 0,05, S не более 0,1, Cu не более 0,5) за кампанию составил 32,4%;ФМо60 (GOST 4759-91) (Mass fraction: Mo not less than 60, W no more than 0.3, Si no more than 0.8, C no more than 0.05, S no more than 0.1, Cu no more than 0.5 ) for the campaign amounted to 32.4%;
ФМо58(нк) (ГОСТ 4759-91) (Массовая доля: Мо не менее 58, W не более 0,5, Si не более 0,5, С не более 0,08, S не более 0, 12, Cu не более 0,8) за кампанию составил 10,5%;ФМо58 (нк) (GOST 4759-91) (Mass fraction: Mo no less than 58, W no more than 0.5, Si no more than 0.5, C no more than 0.08, S no more than 0, 12, Cu no more 0.8) for the campaign amounted to 10.5%;
ФМо58 (ГОСТ 4759-91) (Массовая доля: Мо не менее 58, W не более 0,5, Si не более 1,0, С не более 0,08, S не более 0,15, Cu не более 0,8) за кампанию составил 57,1%.ФМо58 (GOST 4759-91) (Mass fraction: Mo no less than 58, W no more than 0.5, Si no more than 1.0, C no more than 0.08, S no more than 0.15, Cu no more than 0.8 ) for the campaign amounted to 57.1%.
Сравнительные результаты выплавки по известному способу (прототипу) и заявляемому техническому решению приведены в таблице.Comparative results of smelting by a known method (prototype) and the claimed technical solution are shown in the table.
Как видно из приведенной таблицы, предлагаемый способ, в отличие известного, позволяет получать ферромолибден повышенного качества, в частности высшей марки ФМо60, с использованием в качестве флюсующей добавки извести с лимитированным содержанием углерода и клинкера высокоглиноземистого молотого в качестве добавки, снижающей пирофорный эффект. В предлагаемом изобретении найдены оптимальные соотношения массы молибденового концентрата, железного порошка, алюминия, извести и клинкера высокоглиноземистого с обеспечением нормальной термичности алюминотермической шихты, которая для плавки ферромолибдена алюминотермическим способом должна быть в пределах 540-630 ккал/кг.As can be seen from the table, the proposed method, in contrast to the known one, allows one to obtain high quality ferromolybdenum, in particular of the highest grade ФМо60, using lime with a limited carbon content and high alumina clinker as a fluxing additive to reduce the pyrophoric effect. In the present invention, the optimal mass ratios of molybdenum concentrate, iron powder, aluminum, lime and high-alumina clinker are found to ensure normal thermal conductivity of the aluminothermic charge, which should be in the range of 540-630 kcal / kg for melting ferromolybdenum in an aluminothermic method.
Оптимизация термодинамических условий протекания восстановительного процесса обеспечивает массовый выход ферромолибдена высших марок ФМо60 и ФМо58нк. По окончательной рецептуре при реализации заявленного способа выход высшей марки ферромолибдена по ГОСТ 4759 составляет 32,4% от общего выпуска, в ферромолибдене марки ФМо60 100% металла имеет содержание молибдена 60,0-61,6 мас.%; в ферромолибдене марки ФМо58нк содержание молибдена 59,4 мас.%; 77, 5% металла имеет содержание серы 0,005 мас.% и 67,6% металла имеет содержание углерода не более 0,030 мас.%, причем весь металл имеет содержание углерода не более 0,050%; 96,5% металла имеет содержание фосфора не более 0,020%.Optimization of the thermodynamic conditions of the recovery process provides a mass yield of ferromolybdenum of the highest grades FMo60 and FMo58nk. According to the final recipe, when implementing the inventive method, the yield of the highest grade of ferromolybdenum according to GOST 4759 is 32.4% of the total output, in ferromolybdenum grade ФМо60 100% of the metal has a molybdenum content of 60.0-61.6 wt.%; in ferromolybdenum grade ФМо58нк the molybdenum content is 59.4 wt.%; 77.5% of the metal has a sulfur content of 0.005 wt.% And 67.6% of the metal has a carbon content of not more than 0.030 wt.%, And the whole metal has a carbon content of not more than 0.050%; 96.5% of the metal has a phosphorus content of not more than 0.020%.
Использованные источникиUsed sources
1. SU 1235964 А1, 1984.1. SU 1235964 A1, 1984.
2. RU 2044791 C1, 1995.2. RU 2044791 C1, 1995.
3. Рысс М.А. Производство ферросплавов. М.: Металлургия, 1975, с.272.3. Ryss M.A. Ferroalloy production. M.: Metallurgy, 1975, p.272.
4. Шестаков С.С. и др. Тепловые условия плавки ферромолибдена с выпуском металла под шлаком. Сб.: Производство ферросплавов, N 3. - М.: Металлургия, 1974, с.124-131.4. Shestakov S.S. et al. Thermal conditions for smelting ferromolybdenum with the release of metal under slag. Sat: Production of ferroalloys, N 3. - M .: Metallurgy, 1974, p.124-131.
5. SU 1235964 A1, 1986.5. SU 1235964 A1, 1986.
6. SU 2110596 C1, 1998.6. SU 2110596 C1, 1998.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012146331/02A RU2506338C1 (en) | 2012-10-30 | 2012-10-30 | Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012146331/02A RU2506338C1 (en) | 2012-10-30 | 2012-10-30 | Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2506338C1 true RU2506338C1 (en) | 2014-02-10 |
Family
ID=50032234
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2012146331/02A RU2506338C1 (en) | 2012-10-30 | 2012-10-30 | Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2506338C1 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105441667A (en) * | 2014-08-30 | 2016-03-30 | 泰州市安达有色金属有限公司 | Process for producing ferromolybdenum from low grade molybdenum ores through improving melting point of slag |
| WO2018228139A1 (en) * | 2017-06-13 | 2018-12-20 | 东北大学 | Method for preparing ferrovanadium alloy based on aluminum thermal self-propagation gradient reduction and slag washing and refining |
| CN116837264A (en) * | 2023-09-01 | 2023-10-03 | 北京利尔高温材料股份有限公司 | High-grade ferromolybdenum alloy and preparation method thereof |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4047942A (en) * | 1976-09-29 | 1977-09-13 | Amax Inc. | Thermite smelting of ferromolybdenum |
| CA1039511A (en) * | 1974-09-24 | 1978-10-03 | Amax Inc. | Process for thermal dissociation of molybdenum disulfide |
| RU2110596C1 (en) * | 1994-04-28 | 1998-05-10 | Акционерное общество открытого типа "Челябинский электрометаллургический комбинат" | Method for producing ferromolybdenum |
| RU2261932C1 (en) * | 2004-04-19 | 2005-10-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Спецферросплав" | Method of production of molybdenum and its alloys |
-
2012
- 2012-10-30 RU RU2012146331/02A patent/RU2506338C1/en active
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CA1039511A (en) * | 1974-09-24 | 1978-10-03 | Amax Inc. | Process for thermal dissociation of molybdenum disulfide |
| US4047942A (en) * | 1976-09-29 | 1977-09-13 | Amax Inc. | Thermite smelting of ferromolybdenum |
| RU2110596C1 (en) * | 1994-04-28 | 1998-05-10 | Акционерное общество открытого типа "Челябинский электрометаллургический комбинат" | Method for producing ferromolybdenum |
| RU2261932C1 (en) * | 2004-04-19 | 2005-10-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Спецферросплав" | Method of production of molybdenum and its alloys |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ГАСИК М.И. и др. Теория и технология производства ферросплавов. - М.: Металлургия, 1988, с.422, 423. * |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105441667A (en) * | 2014-08-30 | 2016-03-30 | 泰州市安达有色金属有限公司 | Process for producing ferromolybdenum from low grade molybdenum ores through improving melting point of slag |
| WO2018228139A1 (en) * | 2017-06-13 | 2018-12-20 | 东北大学 | Method for preparing ferrovanadium alloy based on aluminum thermal self-propagation gradient reduction and slag washing and refining |
| US11180827B2 (en) | 2017-06-13 | 2021-11-23 | Northeastern University | Method for preparing ferrovanadium alloys based on aluminothermic self-propagating gradient reduction and slag washing refining |
| CN116837264A (en) * | 2023-09-01 | 2023-10-03 | 北京利尔高温材料股份有限公司 | High-grade ferromolybdenum alloy and preparation method thereof |
| CN116837264B (en) * | 2023-09-01 | 2023-11-24 | 北京利尔高温材料股份有限公司 | High-grade ferromolybdenum alloy and preparation method thereof |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| JP4818567B2 (en) | Refining agent and refining method | |
| SK288758B6 (en) | Fluxing agent for agglomeration, method for production thereof, agglomeration mixture for production of agglomerate and use of the slag coming from secondary metallurgy as fluxing agent for preparation of the agglomeration mixture | |
| CN103045928A (en) | Method for producing ferrovanadium by aluminothermic process | |
| JP6230531B2 (en) | Method for producing metallic chromium | |
| RU2506338C1 (en) | Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it | |
| CN101029347A (en) | Pre-melt steel ladle refined slag for cryogenic desulfurization | |
| JP6481774B2 (en) | Molten iron dephosphorizing agent, refining agent and dephosphorizing method | |
| JP6816777B2 (en) | Slag forming suppression method and converter refining method | |
| EA028286B1 (en) | Method for processing steelmaking slags to produce hydraulic mineral binder | |
| RU2338805C2 (en) | Method of alumino-thermal production of ferro-titanium | |
| CN109971974B (en) | Production process for refining blister copper | |
| RU2516208C2 (en) | Titanium-containing charge for aluminothermal production of ferrotitanium, method of aluminothermal production of ferrotitanium and method of aluminothermal production of titanium-containing slag as component of titanium-containing charge for aluminothermal production of ferrotitanium | |
| CN110699595A (en) | Hot rolling process for reinforcing steel bar | |
| RU2521930C1 (en) | Charge and method for electric-furnace aluminothermic production of ferroboron using it | |
| RU2718497C1 (en) | Charge and electric-furnace aluminothermic method for production of ferroniobium with use thereof | |
| RU2719828C1 (en) | Charge and electric furnace method of producing ferroboron with its use | |
| KR102282018B1 (en) | Composite deoxidizer for steel making and cast steel and manufacturing method | |
| CN104946849B (en) | Multielement aluminum-iron alloy deoxidizer and preparation method thereof | |
| JP6915522B2 (en) | Slag forming suppression method and converter refining method | |
| JPH0641654A (en) | Method for smelting magnesium | |
| RU2456349C1 (en) | Procedure for out-of-furnace treatment of iron-carbon melt | |
| RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
| RU2366535C1 (en) | Slag forming mixture | |
| JPH10263768A (en) | Method for reusing converter slag | |
| RU2495945C1 (en) | Blend and method of aluminothermal production of chromium metal using said blend |