SU1157107A1

SU1157107A1 - Method of melting carbon ferromanganese from poor ores

Info

Publication number: SU1157107A1
Application number: SU833624920A
Authority: SU
Inventors: Николай Васильевич Толстогузов; Герман Васильевич Серов
Original assignee: Сибирский ордена Трудового Красного Знамени металлургический институт им.Серго Орджоникидзе
Priority date: 1983-07-15
Filing date: 1983-07-15
Publication date: 1985-05-23

Abstract

1. СПОСОБ ВЫПЛАВКИ УГЛЕРОДИСТОГО ФЕРРОМАРГАНЦА ИЗ БЕДНЫХ РУД, включающий дозирование шихты из марганцевой руды, флюсов и восстановител , загрузку ее на колошник печи, непрерывное- проплавление при поддержании отношени суммы оксидов кальци и магни к оксиду кремни в шлаке равным 1,6-1,65 и периодический вьтуск расплава из печи, отличающийс тем, что, с целью повышени извлечени марганца, качества сплава и производительности печи, в шихту ввод т восстановитель в стехиометрически необходимом соотношении , а флюсы - из расчета получе-. ни отношени оксида кальци к оксиду кремни , -равного 0,7-0,8, и отношени суммы оксидов кальци и магни к окскцу кремни , равного 0,85-1,0, избыток восстановител в виде порошкообразной смеси со свежеобожженным флюсом вдувают кислородом в шлак или. иа поверхности раздела шлак - металл, при этом расход, кислорода составл ет 170-210 м на 1 т получаемого сплава, а расход восстановител и флюса на (Л 1 м вдуваемого кислорода соот.ветственно 1,7-2,0 и 1,6-2,5 кг. 2.Способ по п. 1,отлича ю ,щ и и с тем, что вместе с флюсами вдувают флотоконцентрат в количестве 5-10% от расхода флюсов. 3.Способ по пп. 1 и 2, отлиел чающийс тем, что коксофлюсоч вую смесь вдувают с помощью кислорода в течение в,торой половины времени между выпусками металла из печи.1. METHOD OF MELTING CARBON FERROMMONGANESE FROM POOR ORES, including dosing the mixture of manganese ore, fluxes and a reducing agent, loading it on the furnace top, continuous melting while maintaining the ratio of the sum of calcium oxides and magnesium to silica oxide in the slag equal to 1.6-1, 65 and the periodic melt out of the furnace, characterized in that, in order to increase manganese recovery, alloy quality and furnace productivity, a reducing agent is introduced into the charge in a stoichiometric ratio, and fluxes are calculated from the calculation of the obtained. neither the ratio of calcium oxide to silicon oxide, equal to 0.7-0.8, and the ratio of the sum of calcium oxides and magnesium to oxc of silicon equal to 0.85-1.0, the excess of reducing agent in the form of a powder mixture with freshly calcined flux is blown with oxygen into slag or. At the slag-metal interface, the flow rate of oxygen is 170-210 m per ton of alloy produced, and the consumption of reducing agent and flux (L 1 m of oxygen injected, respectively, 1.7-2.0 and 1.6 -2.5 kg. 2. The method according to claim 1, which is different from that with the fluxes, the flotation concentrate in the amount of 5-10% of the flux consumption is blown in. 3. The method according to claims 1 and 2, cast This is due to the fact that the coking flux mixture is blown with the help of oxygen during the second half of the time between the releases of the metal from the furnace.

Description

11eleven

Изобретение относитс к черной металлургии, конкретно к производств ферросплавов, в частности углеродистого ферромар)ганца в мощных руднотермических печах.The invention relates to ferrous metallurgy, specifically to the production of ferroalloys, in particular carbon ferromargantum in powerful ore-smelting furnaces.

Известен способ выплавки углеродистого ферромарганца, включающий дозировку материалов, непрерывную загрузку их в электропечь, проплавление и периодический выпуск металла и шлака 1 .There is a method of smelting carbon ferromanganese, including the dosage of materials, continuous loading them into the electric furnace, penetration and periodic release of metal and slag 1.

Данньш способ не позвол ет получать из бедных руд высокое извлечение марганца, что приводит к понижению его качества и, в частности, к повышению в нем содержани фосфора . Последнее св зано с тем, что при использовании бедных руд в электропечи образуетс большое количество шлака, в который вследствие того, что воестановление марганца по This method does not allow to obtain high extraction of manganese from poor ores, which leads to a decrease in its quality and, in particular, to an increase in its phosphorus content. The latter is connected with the fact that when using poor ores a large amount of slag is formed in the electric furnace, due to the fact that the recovery of manganese is

МпО+(1+Х) протекает при температурах, заметно превьш1ающих температуры шлакообразовани , переходит почти весь марганец , содержащийс В бедных рудах. Так, например, при плавке ферромарганца из руда с содержанием 44-46% Мп и 23-24% SiO на 1 т ферромарганца образуетс А, 1,9 т шлака, что при обычном содержании марганца в. нем () приводит к тому, что в товарный ферромарганец извлекаетс лиш 68-73% марганца.MpO + (1 + X) flows at temperatures significantly exceeding the temperature of slag formation, almost all manganese contained in poor ores passes. For example, when smelting ferromanganese from ore with a content of 44-46% Mn and 23-24% SiO per 1 ton of ferromanganese, A, 1.9 tons of slag, is formed, which is typical for manganese in. It () leads to the fact that an extra 68-73% of manganese is extracted into commodity ferromanganese.

Наиболее близким по достигаемому эффекту к предлагаемому вл етс способ выплавки углеродистого ферромарганца из бедных руд, включающий дозирование шихты из марганцевой руды , флюсов и восстановител (кокса), загрузку в печь, непрерывное проплавление с поддержанием основности шлаCaO+MgO .,.,,ка 1,6-1,65,периодическийThe closest in terms of the effect achieved is a method of smelting carbon ferromanganese from low-grade ores, including dosing the mixture of manganese ore, fluxes and a reducing agent (coke), charging into the furnace, continuous penetration while maintaining the basicity of the slag CaO + MgO.,., Ka 1 , 6-1,65, periodic

Ыил,..„«Il, „„ “

выпуск металла и шлака 2j .release of metal and slag 2j.

Однако известный флюсовый способ вьшлавки ферромарганца не позвол ет достичь из бедных, кремнеземистых руд такое же высокое извлечение, как это имеет место при флюсовой плавке из богатых руд. Это св зано с тем, что дл ошлаковани кремнезема из бедных руд требуетс большое количество оснований (СаО и MgO), вводить которые вьшуждены известн ком или необожженным доломитом. Это приводит к значительному повьш1ению расхода электроэнергии. Кроме того, флюсы, при большом их расходе, не успеваютHowever, the known flux method of ferromanganese smelting does not allow to achieve the same high recovery from poor, siliceous ores, as is the case with flux melting from rich ores. This is due to the fact that a large amount of base (CaO and MgO) is required for the slagging of silica from poor ores, which are imposed by limestone or unfired dolomite. This leads to a significant increase in power consumption. In addition, the fluxes, with their large consumption, do not have time

7272

растворитьс в шлаке. Так, например, разложение карбонатов и нагрев дополнительного количества газов (углекислоты ) до температуры отход щих газов из 1 т известн ка с учетом электрического и теплового КПД печи увеличивает расход электроэнергии на 830-900 кВт-ч.dissolved in the slag. Thus, for example, decomposition of carbonates and heating of an additional amount of gases (carbon dioxide) to the temperature of exhaust gases from 1 ton of limestone, taking into account the electric and thermal efficiency of the furnace, increases the power consumption by 830-900 kWh.

Применение вместо марганцевой руды офлюсованного агломерата вследствие того, что офлюсованный марганцевьй агломерат при его основности вьш1е 0,7-0,8 невлагостоек и разлагаетс в воронках закрытой печи, приводит к полному расстройству процесса .The use of fluxed sinter instead of manganese ore due to the fact that the fluxed manganese sinter, with its basicity of 0.7-0.8, is not moisture resistant and decomposes in the funnels of the closed furnace, leads to a complete breakdown of the process.

При плавлении шлака происходит сегрегаци шихты по удельному весу. Кокс, облада низким объемным весом, сосредотачиваетс в верхних сло х шлака. Б результате этого в нижних сло х шлака, особенно в зонах, удаленных от электродов, восстановление марганца, даже при высокой его основности и высоких температурах практически не идет.When the slag is melted, the charge is segregated by specific gravity. Coke, having a low volumetric weight, is concentrated in the upper layers of the slag. As a result, in the lower layers of slag, especially in areas remote from the electrodes, the reduction of manganese, even at its high basicity and high temperatures, practically does not occur.

Цель изобретени -повышение извлечени марганца, качества сплава и производительности печи.The purpose of the invention is to increase manganese recovery, alloy quality and furnace productivity.

1 . one .

Поставленна цель достигаетс The goal is achieved

тем, что согласно способу вьтлавки углеродистого ферромарганца из бедньк марганцевых руд, включающему дозирование шихты из марганцевой руды, флюсов и восстановител , загрузку ее на колошник печи, непрерывное проплавление при поддержании отношени суммы оксидов кальци и магни к оксиду кремни в шлаке равным 1,6-1,5 и периодический вьшуск расплава из печи, в шихту ввод т восстановитель в стехиометрическинеобходимом соотношении , а флюсы - из расчета получени отношени оксида кальци к оксиду кремни , равного 0,7-0,8, и отношени суммы оксидов кальци и магни к оксиду кремни , равного 0,851 ,0,-избыток восстановител в виде порошкообразной смеси со свежеобожженным флюсом вдувают кислородом в шпак или на поверхность раздела шлак - металл, при этом расход кислорода составл ет 170-210 м на 1 т получаемого сплава, а расход восстановител и флюса на 1 м вдуваемого кислорода соответственно 1,7-2,0 и 1,6-2,5 кг. 3 Кроме того, вместе с флюсами вдувают флотоконцентрат в количестве 5-10% от расхода флюсов. Причем коксофлюсовую смесь вдувают с помощью кислорода в течение второй половины времени между выпусками металла из печи. Поддержание указанной основности первичных шлаков обеспечивает получе ние повышенной температуры в печи (1600-172СРс), максимальной активности закиси марганца, при минимальной активности кремнезема, что позво л ет почти исключить восстановление кремни даже при конечной концентрации МпО 3-4%. Кроме того, ускор етс растворение оснований и обеспечиваетс получение более тугоплавких пша ков. Понижение отношени Cao/SiOj меньше 0,7 и повышение больше 0,8 при нижнем и верхнем соотношении (CaO+MgO/SiOj приводит к значительному понижению температуры плавлени первичных шлаков и к затруднени м с выпуском шлаков из печи, так как при этом тугоплавкие печные шлаки сильно охлаждаютс холодными первичными шпаками. Вдувание восстановител в шлак или на поверхность пшак - металл приводит к тому, что шлак насыщаетс мелкодисперсным коксом. Последний, .вследствие малого размера егсг частичек , из шлака вспльшает медленно. Часть мелочи кокса, вспльшающа из ишака к поверхности раздела жидкий шлак - тверда шихта, где приводит к расстройству процесса, так как электропроводность мелочи кокса мало отличаетс от электропроводности шлака. Это позвол ет создавать, без опасени за положение электродов, в шлаке вместо обычного избытка кокса (10-15%) избыток в пределах 2540% от стехиометрического и повысить полноту и скорость восстановлени закиси марганца. Однако введение и:збытка кокса в восстанавливаемые шлаки даст эффект лишь в том случае, если в печи будет поддерживатьс температура, обеспечивающа возможность получени низкой концентрации №iO в шлаке, активность закиси марганца в атаке будет высока, а содержание оснований в пшаке достаточно дл .того чтобы в максимальной степени ограничить восстановление кремни . 074 При расходе кокса в составе смеси 1,7-2,0 кг/м кислорода и расходе кислорода 170-210 м на 1 т получаемого сплава в шлак дополнителыю . вноситс 80-150 кг мелкодисперсного кокса. Это создает в шлаке необходимый избыток восстановител и позво .л ет восстановить дополнительно 300 кг марганца. Полезное использо- ванне порошка кокса при вдувании его в шлак составл ет 30-40%. Поэтому уменьшение расхода кокса ниже 1,7 кг/м кислорода приводит к понижению извлечени марганца из руды. Значительный избыток восстановител , который достигаетс при расходе порошка кокса 2,О кг/м кислорода, может при повьш1енной температуре в печи привести к содержанию кремни в сплаве вьш1е допустимого. Расход флюса в составе смеси 1,6-2,5 кг/м кислорода позвол ет обеспечить возможность их быстрого растворени с сохранением оптимального уровн температур шлака (16001720 0 . При расходе флюса менее 1,6 кг/м кислорода наблюдаетс увеличение температуры шлака до 1800 С и возрастание испарени марганца, а при расхода более 2,5 кг/м кислорода - снижение температуры шлака, ухудшение растворени флюса, увеличение потерь марганца со шлаком. Расход кислорода на 1 т получаемого сплава установлен с учетом необходимости сжигани части восстановител (кокса) дл обеспечени поступлени дополнительной теплоты, необходимой на ассимил цию вдуваемых флюсов без снижени температуры шлака. При расходе кислорода менее 170 м на 1 т сплава увеличиваютс потери марганца со шлаком, а металл вследствие недостаточной основности шлака становитс нестандартным по содержанию кремни . При расходе кислорода более 210 м на 1 т сплава повышаетс температура плавлени и в зкость отвального шлака. Это увеличивает как потери марганца со шлаком, так и его потери испарением. Дл повьш1ени извлечени марганца важно, чтобы вдуваемые кислородом флюсы быстро и полностью ассимилировались . Как показывают исследовани , растворение флюсов значительно уско етс , если к извести примешиваетс 5-10% порошка марганцевой руды. .51 Вэтом случае также заметно уменьшаетс окисление мета/ша кислородом. Дальнейшее увеличение расхода порошка руды мало измен ет скорость растворени , но сильно охлаждает вду ваемые газы, кокс и известь (за счет развити пр мого восстановлени ). При расходе порошкообразной руды менее 5% вынос порошкообразных флюсов (извести, доломита или их смесей) ув личиваетс , так как заметно уменьшаетс их взаимодействие во взвешенном состо нии. В качестве, порошкообразного материала дл вдувани вместе с порошками флюсов и кокса можно использовать флотоконцентраты, которые не наход т применени , так как дл способа окомковани - агломерации они непригодны . -Перед вдуванием флотоконцентраты суШат при 300-350 С до полного удалени влаги. Вдувание целесообразно осуществл ть во второй половине очередной плавки, поскольку к этому времени создаетс слой металла и шлака с относительно высоким содержанием окислов марганца. Дл промьгашенного опробован 1 предлагаемого способа проведены плавки на пр моугольной электропечи мощностью 63 МВД. Вдувание пылеобразной смеси осуществл ли с помощью водоохлаждаемых фурм, стационарно установленных в печи, внешн оболочка фурмы выполнена из графитового электрода . Фурмы были установлены по одной в промежутках электродов. Результаты плавок в сравнении с известным способом представлены в таблице. Предлагаемьй способ вьшлавки ферромарганца по сравнению с известным позвол ет повысить извлечение марганца из бедных руд на 7-10% и качество ферромарганца по содержанию в нем примесей .(снизить содержание фосфора на 0,04-0,06 мае.%; содержание кремни до 0,2-0,4%), а также уменьшить расход электроэнергии более чем на 1000 кВт ч/т и марганцевой руды на 12-13% и повысить производительность электропечей на 25-29%.the fact that according to the method of melting carbon ferromanganese from poor manganese ores, including dosing the mixture of manganese ore, fluxes and a reducing agent, loading it on the furnace top, continuous melting while maintaining the ratio of the sum of calcium oxides and magnesium to silicon oxide in the slag equal to 1.6 1.5 and the melt is periodically removed from the furnace, the reducing agent is introduced into the charge in the stoichiometric ratio, and the fluxes are calculated to obtain the ratio of calcium oxide to silicon oxide, 0.7-0.8, and the ratio of the sum of hydroxy Calcium and magnesium ions to silicon oxide, equal to 0.851, 0, - excess reducing agent in the form of a powder mixture with freshly burned flux is blown with oxygen into a shpak or slag-metal interface, while oxygen consumption is 170-210 m per ton of alloy produced , and the consumption of reducing agent and flux per 1 m of oxygen injected, respectively, 1.7-2.0 and 1.6-2.5 kg. 3 In addition, together with the fluxes, a flotation concentrate is injected in the amount of 5-10% of the flux consumption. Moreover, the coxofluoric mixture is injected with oxygen during the second half of the time between the releases of the metal from the furnace. Maintaining the specified basicity of primary slags provides for obtaining an elevated temperature in the furnace (1600-172СРс), maximum activity of manganese oxide, with minimal activity of silica, which makes it possible to almost eliminate silicon recovery even at a final concentration of MpO of 3-4%. In addition, dissolution of the bases is accelerated and more refractory psas are obtained. Lowering the Cao / SiOj ratio is less than 0.7 and increasing more than 0.8 at the lower and upper ratios (CaO + MgO / SiOj leads to a significant decrease in the melting temperature of the primary slags and to the difficulties with the release of slag from the furnace, since this is a refractory furnace slags are strongly cooled with cold primary shpak. The injection of the reducing agent into the slag or to the surface of pshak - metal causes the slag to be saturated with finely dispersed coke. The latter, due to the small size of its particles, splashes out of the slag slowly. from the donkey to the interface, liquid slag is a solid charge, where it leads to process breakdown, since the electrical conductivity of coke fines differs little from the electrical conductivity of the slag. This allows you to create, without fear for the position of the electrodes, in the slag instead of the usual excess coke (10-15 %) an excess of 2540% of stoichiometric and an increase in the completeness and rate of reduction of manganese oxide. However, the introduction and excess of coke in the reduced slags will have an effect only if the temperature in the furnace is maintained, ensuring It is possible to obtain a low concentration of Ni in the slag, the activity of manganese oxide in the attack will be high, and the base content in the baton is sufficient to limit the recovery of silicon as much as possible. 074 With coke consumption in the mixture of 1.7-2.0 kg / m of oxygen and oxygen consumption of 170-210 m per 1 ton of the resulting alloy in the slag, additional. 80-150 kg of fine coke is introduced. This creates a necessary excess of the reducing agent in the slag and makes it possible to restore an additional 300 kg of manganese. The useful use of coke powder when injected into the slag is 30-40%. Therefore, a reduction in coke consumption below 1.7 kg / m of oxygen leads to a decrease in the extraction of manganese from the ore. A significant excess of the reducing agent, which is achieved with the consumption of coke powder 2, O kg / m of oxygen, can, at elevated temperatures in the furnace, lead to a silicon content in the alloy of higher than permissible. The flow rate of the flux in the mixture of 1.6-2.5 kg / m of oxygen allows them to be quickly dissolved while maintaining the optimum temperature level of the slag (16001720 0. When the flux consumption is less than 1.6 kg / m of oxygen, the slag temperature increases to 1800 C and an increase in the evaporation of manganese, and with a consumption of more than 2.5 kg / m of oxygen, a decrease in the slag temperature, a deterioration in the flux dissolution, an increase in the loss of manganese in the slag. to provide additional heat required for the assimilation of injected fluxes without reducing the slag temperature. When oxygen consumption is less than 170 m per 1 ton of alloy, the loss of manganese with slag increases, and metal due to insufficient basicity of the slag becomes non-standard in silicon. The melting temperature and viscosity of the slag slag increases by 1 ton of alloy, which increases both the loss of manganese with slag and its loss by evaporation. In order to extract manganese, it is important that the oxygen-injected fluxes be quickly and completely assimilated. Studies show that flux dissolution is greatly accelerated if 5–10% of manganese ore powder is mixed with lime. .51 In this case, meta / sha oxidation by oxygen is also markedly reduced. A further increase in the consumption of ore powder slightly changes the dissolution rate, but it strongly cools injected gases, coke, and lime (due to the development of direct reduction). When the consumption of powdered ore is less than 5%, the removal of powdered fluxes (lime, dolomite, or their mixtures) increases, as their interaction in a suspended state noticeably decreases. As a powdered material for injection with fluxes and coke powders, flotation concentrates can be used, which cannot be used, since they are unsuitable for the pelletizing-sintering method. - Before blowing float concentrates desycat at 300-350 ° C until moisture is completely removed. Injection is advisable to be carried out in the second half of the next smelting, since by this time a layer of metal and slag with a relatively high content of manganese oxides is created. For the production tested 1 of the proposed method, melting was carried out on a rectangular electric furnace with a power of 63 MVD. The dust mixture was injected using water-cooled tuyeres permanently installed in the furnace; the outer shell of the tuyere is made of graphite electrode. Tuyeres were installed one at a time in the gaps of the electrodes. The results of the bottoms in comparison with the known method are presented in the table. The proposed method of ferromanganese smelting compared to the known method allows to increase the extraction of manganese from poor ores by 7-10% and the quality of the ferromanganese content of impurities in it (reduce the phosphorus content by 0.04-0.06 May.%; Silicon content to 0 , 2-0,4%), as well as reduce electricity consumption by more than 1000 kWh / t and manganese ore by 12-13% and improve the performance of electric furnaces by 25-29%.

Исходна шихта: CaO/SiO 0,6 0,7 0,7 (CaO+MgO)/SiOj 0,9 1,0 0,85 Расход кислорода, м/т 150 210 Расход коксовой ; пьши, кг/м 1,5 1,7 1 1,85 Расхо флюсовой пыли, кг/м 1,4 1,6 Химический состав сплава, %: 80 80 80 Мп 2,6 1,25 0,4 0,45 0,39 0,39 0,8 0,85 1,1 0,95 1,1 1,25 0 220 2,0 2,2 Нет 2,1 2,6 Нет 0 78,0 78,7 0,57 4,2 1,2 0,39 0,35 0,45Initial charge: CaO / SiO 0.6 0.7 0.7 0.7 (CaO + MgO) / SiOj 0.9 1.0 0.85 Oxygen consumption, m / t 150 210 Coke consumption; load, kg / m 1.5 1.7 1 1.85 Raskoflux dust, kg / m 1.4 1.6 Chemical composition of the alloy,%: 80 80 80 Mp 2.6 1.25 0.4 0.45 0.39 0.39 0.8 0.85 1.1 0.95 1.1 1.25 0 220 2.0 2.2 No 2.1 2.1 No 0 78.0 78.7 0.57 4.2 1.2 0.39 0.35 0.45

Химический состав шлака, % The chemical composition of the slag,%

Продолжение таблнцьContinuation

Claims

1. METHOD FOR CARBON FERROMARGANESE MELTING FROM POOR ORE, including dosing a charge of manganese ore, fluxes and a reducing agent, loading it onto the furnace top, continuous melting while maintaining the ratio of the sum of calcium and magnesium oxides to silicon oxide in the slag equal to 1.6-1, 65 and periodic release of the melt from the furnace, characterized in that, in order to increase manganese extraction, alloy quality and furnace productivity, a reducing agent is introduced into the charge in the stoichiometrically necessary ratio, and fluxes are calculated from the calculation obtained. the ratio of calcium oxide to silicon oxide, equal to 0.7-0.8, and the ratio of the sum of calcium and magnesium oxides to silicon oxide, equal to 0.85-1.0, the excess of the reducing agent in the form of a powdery mixture with freshly burned flux is blown with oxygen into the spar or. to the slag-metal interface, the oxygen consumption is 170-210 m ³ per 1 ton of the alloy obtained, and the reducing agent and flux per 1 m ^{3 of} injected oxygen, respectively 1.7-2.0 and 1.6- 2.5 kg

2. The method of pop. 1, characterized in that together with the fluxes, a flotation concentrate is blown in an amount of 5-10% of the flux consumption.

3. The method according to PP. 1 and 2, characterized in that the coke-flux mixture is blown with oxygen during the second half of the time between releases of metal from the furnace.

SU „1157107