WO2009145672A1 - Способ выплавки ферросплавов и дуплекспечь для его реализации - Google Patents
Способ выплавки ферросплавов и дуплекспечь для его реализации Download PDFInfo
- Publication number
- WO2009145672A1 WO2009145672A1 PCT/RU2009/000261 RU2009000261W WO2009145672A1 WO 2009145672 A1 WO2009145672 A1 WO 2009145672A1 RU 2009000261 W RU2009000261 W RU 2009000261W WO 2009145672 A1 WO2009145672 A1 WO 2009145672A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- chamber
- furnace
- melt
- reducing agent
- slag
- Prior art date
Links
Classifications
-
- F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
- F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
- F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
- F27B19/00—Combinations of furnaces of kinds not covered by a single preceding main group
- F27B19/04—Combinations of furnaces of kinds not covered by a single preceding main group arranged for associated working
Definitions
- the invention relates to the field of ferrous metallurgy, in particular, to the processing of poor ores and concentrates to produce high quality ferroalloys and can be used in the smelting of carbon ferromanganese and ferrochrome, silicomanganese and ferrosilicochrome.
- the disadvantages of the known method and device are: the need to use three furnace units, in each of which a certain temperature is maintained; high energy consumption due to heat loss during transportation of the melts and a significant total area of the heat-conducting surfaces of the furnace units; -. low through use of manganese. It should also be noted that when using plants that include several units, it becomes necessary to precisely coordinate the loading, staying and unloading times for each unit.
- a known method of producing manganese ferroalloys in electric furnaces (Copyright certificate JNb 1038366, C 21C 5/52, published 08/30/83, bull. JYs 32).
- the process includes loading and melting the mixture, consisting of manganese-containing materials and fluxing additives, and the release of the melt.
- the carbonaceous reducing agent is loaded onto the surface of the slag melt of the previous melting in an amount necessary to restore the leading elements of the subsequent melting charge, then the mixture is loaded and melted Manganese-containing materials and fluxing additives.
- the slag formed after the restoration of the leading elements is heated to 1550-1800 C 0 and a new portion of the carbon reducing agent is loaded onto its surface, the metal and slag of the previous smelting being released between the end of the loading of the carbon reducing agent and the beginning of charge melting.
- the difference of the method is also that a thinner is added to the slag formed after the restoration of the leading elements.
- a liquid-phase furnace for melting materials containing ferrous and non-ferrous metals has been adopted (patent Ka 2348881, F 27B17 / 00, Bull. Ns 7 from 03/10/09 according to application Ne 2006109262, published on September 27, 2007 g .;).
- the furnace contains a first chamber, which is a rectangular coffered shaft, expanding in the upper part, with lined walls at the bottom, containing tuyeres of the lower and upper rows.
- the shaft is divided by a transverse partition into melting and recovery compartments communicating with each other through a window for melt flow in the lower zone of the transverse partition.
- the bottom of the shaft contains a stepped or inclined hearth and a channel for the release of metals.
- the furnace is equipped with a second chamber for accumulating and discharging slag, the chambers being interconnected so that melt can flow from the first chamber to the second.
- the second chamber contains electrodes, the fuel ends of which are immersed in the melt at the interface of the slag and metal phases.
- the mixture with fluxing additives and carbon fuel is loaded into the melting compartment on the surface of the slag melt bubbled by the blast. Due to intensive mixing and heat generation from fuel combustion, the solid charge quickly melts and forms homogeneous slag, which, as it accumulates, flows under the lower edge of the partition into the recovery compartment.
- a solid carbonaceous reducing agent is supplied to this compartment in the form of coal and, if necessary, additional fluxing materials.
- Coal is introduced in an amount necessary to reduce the oxides of recoverable metals and compensate for heat costs.
- a metal phase forms, droplets of which drop to the bottom of the recovery compartment and are discharged from the furnace through the metal discharge channel. Slags with small metal particles pass into the second chamber, where when the slag melt layer is calmed, the main part of the metal particles falls to the bottom of the furnace, and a part (up to (0.01 ⁇ 0.20)% of the total weight) is carried away by dump slag.
- Gases from the recovery compartment containing CO and H 2 are burned to save fuel and reduce their toxicity by supplying oxygen-containing blast through a series of tuyeres located in the upper zone of the furnace. After afterburning, the gases are removed from the furnace through a flue.
- the size of the recovery compartment is comparable, or even larger, the size of the melting compartment
- An object of the present invention is to increase the yield of leading elements, reduce energy consumption, reduce emissions of harmful substances into the environment.
- a flux is introduced into the composition of the mixture, which provides a melt with a viscosity in the range of 0.3-10 poise.
- a carbonaceous reducing agent and a flux are fed into the second chamber at the same time as the oxide slag in order to achieve a ratio in the CaO / SiO 2 slag in the range of 0.2 - 1.4.
- Liquid ferroalloys and final slag can be discharged from the furnace simultaneously and separately.
- the temperature of the carbonaceous reducing agent layer is lower than 1850 C 0 , the conditions for the reduction of the leading elements are worsened.
- An increase in the temperature of the carbonaceous reducing agent layer above 2200 C 0 can lead to losses of manganese due to its possible escape into the gas phase, since the elasticity of manganese vapor at such temperatures is close to 1 atm.
- a decrease in the melt viscosity below 0.3 poise leads to an overflow of flux and dilution of the oxide slag melt along the lead element, while an increase in viscosity above 10 poises makes it difficult for the remaining oxide slag to flow from the first chamber to the heated layer of the carbon reducing agent in the second chamber and reduces its speed through reducing agent layer.
- the solution of the above technical problems is also achieved by the fact that in a duplex furnace for smelting ferroalloys, consisting of a first chamber for melting the mixture and reducing oxides, containing openings for loading the mixture and carbon reducing agent, openings for the removal of furnace gases, lower and upper rows of tuyeres for supplying gas -air mixture, a hearth with a channel for the release of metal, and a second chamber with channels for the release of ferroalloys and the final slag containing at least one electrode immersed in the melt, and the chamber is connected Nena each other, with the melt overflow from the first into the second chamber according to the invention, the second chamber comprises openings for loading the carbonaceous reducing agent to form its layer; the furnace contains means for providing directional flow of the melt from the first chamber to the layer of heated carbonaceous reducing agent in the second chamber, while the furnace is capable of exhausting gases from under the arch of the second chamber to the first chamber at a level not higher than the upper row of
- the first and second chambers are interconnected through the main partition and the solid partition, the solid partition being installed at a distance from the main partition and parallel to it and completely separates the lower part of the second chamber from the first chamber, and the directional flow of the melt onto the layer b the heated carbonaceous reducing agent in the second chamber is provided through a window in the main partition located not higher than the level of the lower row of tuyeres, and through the upper edge of the continuous partition located above the melt level and the layer of carbonaceous reducing agent in the second chamber; while the main partition is made with a window at a level not higher than the upper row of tuyeres for the removal of gases from under the arch of the second chamber.
- a window in the main partition for removing gases from under the roof of the second chamber can be located below the level of the upper row of tuyeres at a distance of 8-12 sizes of the diameter of the outlet of the tuyere.
- the second chamber may comprise one electrode mounted vertically.
- the first and second chambers are interconnected through a pipe or trough adjacent at one end to the hole made in the lower part of the side wall of the first chamber, and the second end adjacent to the hole made on the arch of the second chamber, and the level of the roof the second chamber is located below the level of the hole in the side wall of the first chamber; in this case, for the removal of gases from under the roof of the second chamber, the furnace is equipped with a gas pipeline connecting the hole made on the arch of the second chamber and the hole made in the upper part of the side wall of the first chamber at a level not higher than the upper row of tuyeres.
- the angle of inclination of the gas pipeline which is adjacent to the hole in the side wall of the first chamber, may be 20-45 degrees. At such tilt angles, dust particles of a carbon reducing agent, finely dispersed oxides, and droplets of a bubbling melt, which can fall from the second chamber together with an upward flow of CO into the gas pipeline, flow from the gas pipeline into the first chamber, preventing its clogging.
- the duplex can contain two electrodes mounted horizontally in the second chamber.
- FIG. 1 presents a General view of duplex furnace for smelting ferroalloys according to claim 7 of the claims.
- Figure 2 presents a General view of the furnace for smelting ferroalloys according to claim 10 of the claims.
- the duplex furnace contains the first liquid phase chamber 1; lances of the lower row - 2; tuyeres of the upper row - 3.
- the vault of this chamber contains openings 4 for loading the charge and carbon reducing agent, as well as an opening 5 for removing furnace gases.
- the chamber 1 has a hearth 6 (flat, inclined, step or other shape) with a channel 7 for the release of molten metal.
- the furnace contains a second chamber 8, equipped with at least one electrode 9.
- the second chamber 8 is provided with channels 10 for the separate release of liquid ferroalloy and the final slag.
- the chambers are interconnected through the main partition 11, the upper edge of which rests on the arch of the chamber 1, and the lower edge on its bottom 6.
- the main partition 11 in the lower part contains a window 12 for the melt to flow from the first chamber on a layer of heated carbonaceous reducing agent in the second chamber.
- Window 12 is located not higher than the level of the lower row of tuyeres 2.
- the main partition 11 in the upper part contains a window 13 located at a level not higher than the upper row of tuyeres 3, which serves to remove gases from under the roof of the second chamber 8.
- the roof of the second chamber 8 is made with holes 14 for supplying a carbon reducing agent and flux.
- a solid partition 15 is installed, which completely separates the lower part of the second chamber 8 from the first chamber 1.
- the upper edge of the solid partition 15 is located above the melt and the layer of carbonaceous reducing agent in the second chamber 8 .
- the melt flowing from the first chamber 1 onto the heated carbonaceous reducing agent layer in the second chamber 8 is provided through the pipe 16.
- the pipe 16 is adjacent at one end to the hole 17 made in the lower part of the side wall of the first chamber 1, and the second end is adjacent to the hole 18 made on the arch of the second chamber 8.
- the level of the arch of the second chamber 8 is located below the level of the hole 17 in the side wall of the first chamber 1.
- the second chamber 8 contains two horizontally located electrodes 9.
- the angle of inclination of part of the pipeline, which is adjacent to the hole in the side wall of the first chamber is
- the first chamber 1 is heated to a certain temperature according to a predetermined time schedule. Then it is loaded with molten slag (open-hearth, blast furnace or other low-melting slag) to the level of the lower row of tuyeres 2. After heating the arch of the first chamber, batch, unfractionated coal and flux gradually begin to load through the hole 4 to give the necessary melt viscosity.
- a gas-air mixture for example, oxygen-air-methane
- starting burners not shown in the figures
- Reduced iron, phosphorus, non-ferrous metals are deposited on the bottom 6 and are continuously released from the first chamber through channel 7.
- This alloy of metals (90% Fe, 0.5-3.0% Mn; 0.3-0.5% Si; 3 , 5-4.0% C; 2.5-4.0% P) is in great demand among metallurgists.
- Continuous flow of the melt from the first chamber to the second chamber is carried out through the window 12 in the main partition 11 and the upper edge of the solid partition 15 (Fig. 1), or through pipe 16 (Fig. 2).
- the layer of carbonaceous reducing agent in the second chamber 8 is created in advance by loading the carbonaceous reducing agent through the holes 14 located on the arch of the second chamber.
- the carbonaceous reducing agent and flux can additionally be supplied to the second chamber through the openings 14, providing a CaO / SiO 2 ratio in the slag of 0.2-1.4.
- the CO 5 gases generated during the reduction of the remaining oxide slag in the second chamber 8 are continuously discharged through the window 13 in the main partition 11 (Fig. 1) or through the gas pipeline 19 (Fig. 2) into the first chamber and are burned by the lances of the upper row 3 to CO 2 .
- the environmentally hazardous CO disappears, and the additional heat obtained is transferred to the bubbling medium of the first chamber 1, which makes it possible to reduce the fuel consumption supplied to the first chamber by 20-30%.
- a mixture containing a mixture of oxidized concentrate and carbonate concentrate taken in the ratio of 7: 3, flux (fluorite, sodium chloride, quartzite - SiO 2 - 98.5%; Al 2 O 3 - 0.5%, CaO - 0.3 %, lime - CaO - 98.0%; SiO 2 - 1.5%; Al 2 O 3 - 0.5%) and fine coal are gradually loaded into the first chamber of furnace 1 (Fig. 1).
- flux fluorite, sodium chloride, quartzite - SiO 2 - 98.5%; Al 2 O 3 - 0.5%, CaO - 0.3 %, lime - CaO - 98.0%; SiO 2 - 1.5%; Al 2 O 3 - 0.5%) and fine coal are gradually loaded into the first chamber of furnace 1 (Fig. 1).
- flux fluorite, sodium chloride, quartzite - SiO 2 - 98.5%; Al 2 O 3 - 0.5%, CaO - 0.3 %, lime - CaO
- the heat from the combustion of coal and methane is spent on heating and melting the charge, and the products of its incomplete combustion, carbon monoxide and hydrogen, are used as a reducing agent of oxides with a thermodynamic strength lower than that of manganese oxide (iron, phosphorus, non-ferrous metals), which are deposited on the bottom b and in the form of an alloy are continuously discharged from channel 7.
- the remaining oxide slag contains manganese oxides and oxides with thermodynamic strength higher than that of manganese oxide (oxides of silicon, calcium, magnesium, aluminum, barium, and others).
- Table 3 presents the results of experiments on the composition of the remaining oxide slag.
- the slag through the lower window 12 of the main partition 11 and the upper edge of the solid partition 15 continuously flows into the second chamber of the furnace 8 onto a layer of carbonaceous reducing agent heated to a temperature of 1850-2200 0 C where the final reduction of manganese and silicon takes place.
- a carbon reducing agent and a flux are supplied through the feed openings 14 to the second chamber to achieve a CaO / SiO 2 ratio in the range of 0.2 - 1.4 in the reduced oxide slag.
- the temperature, the layer thickness of the carbonaceous reducing agent, and the CaO / SiO 2 ratio in the oxide slag are maintained automatically.
- the melting product When the ratio of CaO / SiO 2 in the oxide slag is in the range of 0.2 - 0.5, the melting product will be silicomanganese with different silicon contents. If the CaO / SiO 2 ratio is in the range of 0.6 - 1.4, the product will be carbon ferromanganese.
- the obtained melting products in the form of a ferroalloy and the final slag are released separately and simultaneously through channels 10.
- the CO gases with fine dusts released during reduction are continuously discharged through a window 13 in the main partition 11 to the upper part of the first chamber, where wetted by the spray of the melt and burned out by the tuyeres of the upper row to CO 2 .
- Table 4 presents the results of experiments on the final reduction of oxide slag in the second chamber of the furnace.
- the proposed method for smelting ferroalloys and duplex baking for its implementation can significantly increase the extraction of the leading elements (in particular, manganese). Due to the design features of the furnace, the heat of the exhaust gases returns almost without loss back to the process, which reduces energy consumption compared to known devices by 15-25%, and energy costs are reduced by 8-20% due to the operation of the electrodes in an environment with almost constant conductivity. At the same time, the consumption of electrodes in the second chamber is also reduced by 3-5% due to the fact that they are surrounded by a carbon-containing layer favorable to them. At the same time, it is possible to almost completely get rid of oxides that are especially dangerous to health. This technology can be successfully applied for the production of ferromanganese or selicomanganese, as well as other types of ferroalloys from poor ores without the use of coke.
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- General Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к области черной металлургии. Дуплекспечь для выплавки ферросплавов содержит первую камеру (1) для плавления шихты и восстановления оксидов с отверстием (5) для отвода газов, нижним (2) и верхним (3) рядами фурм, подиной (6) с каналом (7) для выпуска металла. Дуплекспечь содержит вторую камеру (8) с электродом (9), отверстиями (14) для загрузки углеродистого восстановителя с целью формирования его слоя, каналами (10) для выпуска продуктов плавки. Дуплекспечь содержит средства (11, 12, 15, 16, 17, 18), обеспечивающие перетекание расплава из первой камеры на слой углеродистого восстановителя во второй камере. Печь выполнена с возможностью отвода газов (13, 19, 20, 21) из-под свода второй камеры в первую. Способ включает расплавление шихты в первой камере, восстановление оксидов с термодинамической прочностью ниже, чем у закиси марганца, выпуск металлов, непрерывное перетекание оставшегося оксидного шлака из первой камеры на слой нагретого до температуры 1850-2200° С углеродистого восстановителя во второй камере, где проводят восстановление оксидов с термодинамической прочностью равной или выше, чем у закиси марганца. Изобретение обеспечивает повышение выхода ведущих элементов, снижение расхода энергоресурсов, снижение выбросов вредных веществ.
Description
СПОСОБ ВЫПЛАВКИ ФЕРРОСПЛАВОВ И ДУПЛЕКСПЕЧЬ ДЛЯ ЕГО РЕАЛИЗАЦИИ
(i) Область техники Изобретение относится к области черной металлургии, в частности, к переработке бедных руд и концентратов с получением ферросплавов высокого качества и может быть использовано при выплавке углеродистого ферромарганца и феррохрома, силикомарганца и ферросиликохрома.
(ii) Предшествующий уровень техники Известны способ и устройство для получения ферромарганца и силикомарганца из бедных кварцитных, марганцевых руд, содержащих фосфор. Сначала в отражательной печи при температуре 1250-13000C расплавляют руду, затем шлак переливают в электропечь, футерованную
• угольными блоками, и в ней при температуре 1350-14500C восстанавливают железо и фосфор, а из оставшегося шлака при температуре 1560-16500C получают ферромарганец или силикомарганец [патент Австралии, кл. 15.4,
JYo 254219; РЖ «Meтaллypraя», 1967, JNb 3 (Г200)].
Недостатками известного способа и устройства являются: необходимость использования трех печных агрегатов, в каждом из которых выдерживается определённая температура; высокий расход энергоресурсов из-за потери тепла при транспортировке расплавов и значительной суммарной площади теплопроводящих поверхностей печных агрегатов; - . низкое сквозное использование марганца. Также следует отметить, что при использовании установок, включающих несколько агрегатов, появляется необходимость точного согласования времени загрузки, пребывания и выгрузки материала по каждому агрегату.
Известен способ получения марганцевых ферросплавов в электропечах (Авторское свидетельство JNb 1038366, С 21C 5/52, опубликован 30.08.83, бюлл. JYs 32). Процесс включает загрузку и проплавление шихты, состоящей из марганецсодержащих материалов и флюсующих добавок, и выпуск расплава. На поверхность шлакового расплава предыдущей плавки загружают углеродистый восстановитель в количестве, необходимом для восстановления ведущих элементов шихты последующей плавки, затем загружают и проплавляют смесь
марганецсодержащих материалов и флюсующих добавок. Образовавшийся после восстановления ведущих элементов шлак нагревают до 1550-1800 C0 и на его поверхность загружают новую порцию углеродистого восстановителя, причем выпуск металла и шлака предыдущей плавки проводят в промежутке между окончанием загрузки углеродистого восстановителя и началом проплавления шихты. Отличием способа является также то, что в образующийся после восстановления ведущих элементов шлак добавляют разжижитель. Недостатками данного технического решения являются:
- низкая степень извлечения марганца из передельного шлака в ферромарганец; процесс ведут в одной электропечи, поэтому невозможно снизить концентрацию фосфора и железа при переработке бедного высокофосфористого сырья;
- трудность синхронизации выпуска металла и шлака предыдущей плавки в промежутке между загрузкой углеродистого восстановителя и началом проплавления шихты;
- высокое энергопотребление (до 1000 кВтч электроэнергии на тонну передельного шлака);
- высокая кратность шлака; - плавающий углеродистый восстановитель теряет свою активность и использует свой потенциал не полностью; - возникают трудности в поддержании стабильного электрического режима.
Кроме того, общим недостатком всех известных процессов для выплавки ферросплавов является то, что они сопровождаются значительными выбросами мелкодисперсных материалов и диоксидов в окружающую среду, в связи с чем необходимо включение в технологическую схему сложной системы газоочистных установок.
В качестве прототипа заявляемого способа и устройства для выплавки ферросплавов принята жидкофазная печь для плавки материалов, содержащих черные и цветные металлы (патент Ka 2348881, F 27B17/00, Бюл. Ns 7 от 10.03.09 по заявке Ne 2006109262, опубл. 27.09.2007 г.;). Печь содержит первую камеру, представляющую собой прямоугольную кессонированную шахту, расширяющуюся в верхней части, с футерованными стенками внизу, содержащую фурмы нижнего и верхнего рядов. Шахта разделена поперечной перегородкой на
плавильный и восстановительный отсеки, сообщающиеся между собой через окно для перетока расплава в нижней зоне поперечной перегородки. Снизу шахта содержит ступенчатую или наклонную подину и канал для выпуска металлов. Печь снабжена второй камерой для накопления и выпуска шлака, причем камеры соединены между собой с возможностью перетекания расплава из первой камеры во вторую. Вторая камера содержит электроды, тепловыделяющие концы которых погружены в расплав на границе раздела шлаковой и металлической фаз. Шихту с флюсующими добавками и углеродистым топливом загружают в плавильный отсек на поверхность барботируемого дутьем шлакового расплава. За счет интенсивного перемешивания и выделения тепла сжигания топлива твердая шихта быстро расплавляется и формирует гомогенный шлак, который по мере его накопления под нижней кромкой перегородки перетекает в отсек восстановления. В данный отсек подают твердый углеродистый восстановитель в виде угля, и если необходимо, дополнительные флюсующие материалы. Уголь вводят в количестве, необходимом для восстановления оксидов извлекаемых металлов и компенсации тепловых затрат. В результате восстановительных реакций образуется металлическая фаза, капельки которой опускаются на дно отсека восстановления и их выпускают из печи через канал для выпуска металла. Шлаки с мелкими металлическими частицами переходят во вторую камеру, где при успокоении слоя шлакового расплава основная часть металлических частиц выпадает на дно печи, а часть (до (0,01÷0,20)% от общего веса) увлекается отвальным шлаком. Газы из отсека восстановления, содержащие СО и H2, для экономии топлива и снижения их токсичности дожигают, подавая кислородосодержащее дутье через ряд фурм, расположенных в верхней зоне печи. После дожигания газы удаляют из печи через газоход.
К недостаткам данной жидкофазной печи относятся:
- низкая степень извлечения металлов из шихты;
- высокий расход энергоресурсов из-за большой суммарной площади поверхностей печи и связанных с этим потерей тепла (размеры восстановительного отсека сопоставимы, или даже больше, размеров плавильного отсека);
- плавающий углеродистый восстановитель теряет свою' активность и использует свой потенциал не полностью;
- недостаточная утилизация тепла от окисления газов СО, выделяющихся при
работе второй камеры в режиме электродуговой печи;
- значительные выбросы СО и пылей из второй камеры печи в окружающую среду.
Технической задачей настоящего изобретения является повышение выхода ведущих элементов, снижение расхода энергоресурсов, снижение выбросов вредных веществ в окружающую среду.
(iii) Раскрытие изобретения
Решение указанных выше технических задач достигается тем, что в способе выплавки ферросплавов, включающем загрузку шихты и углеродистого восстановителя в первую камеру печи, расплавление шихты, восстановление оксидов, подачу расплава оксидного шлака во вторую камеру печи, выпуск продуктов плавки, СОГЛАСНО ИЗОБРЕТЕНИЮ, в первой камере восстанавливают оксиды с термодинамической прочностью ниже, чем у закиси марганца, металлы выпускают, при этом во второй камере формируют слой углеродистого восстановителя, нагретого до температуры 1850-22000C, и обеспечивают непрерывное перетекание расплава оставшегося оксидного шлака из первой камеры на слой углеродистого восстановителя во второй камере, где проводят восстановление оксидов расплава с термодинамической прочностью равной или выше, чем у закиси марганца, после чего жидкие ферросплавы и конечный шлак выпускают.
В частном случае осуществления изобретения в состав шихты вводят флюс, обеспечивающий получение расплава вязкостью в пределах 0,3-10 пуаз.
В другом частном случае во вторую камеру одновременно с оксидным шлаком подают углеродистый восстановитель и флюс для достижения отношения в шлаке CaO/ SiO2 в пределах 0,2 - 1,4.
Жидкие ферросплавы и конечный шлак можно выпускать из печи одновременно и раздельно.
При температуре слоя углеродистого восстановителя ниже, чем 1850 C0, ухудшаются условия восстановления ведущих элементов. Повышение температуры слоя углеродистого восстановителя свыше 2200 C0 может привести к потерям марганца из-за возможного его улёта в газовую фазу, так как упругость пара марганца при таких температурах близка к 1 атм.
Снижение вязкости расплава ниже 0,3 пуаза приводит к перерасходу флюса и разбавлению расплава оксидного шлака по ведущему элементу, а повышение вязкости свыше 10 пуаз затрудняет перетекание расплава оставшегося оксидного шлака из первой камеры на нагретый слой углеродистого восстановителя во второй камере и снижает скорость его прохождения через слой восстановителя.
При снижении отношения CaO/SiO2 в конечном шлаке ниже 0,2 увеличивается степень перехода кремния в ферросплав, что приводит, как следствие, к снижению концентрации марганца в ферросплаве за счёт его разбавления и к переходу сплава в разряд, не отвечающий существующим стандартам. Повышение отношения CaO/SiO2 свыше 1,4 придаёт расплаву шлака пониженную жидкоподвюкность, возникают затруднения в его прохождении через слой углеродистого восстановителя, в результате чего снижается извлечение ведущего элемента в ферросплав. Решение указанных выше технических задач достигается также тем, что в дуплекспечи для выплавки ферросплавов, состоящей из первой камеры для плавления шихты и восстановления оксидов, содержащей отверстия для загрузки шихты и углеродистого восстановителя, отверстия для отвода печных газов, нижний и верхний ряды фурм для подачи газо-воздушной смеси, подину с каналом для выпуска металла, и второй камеры с каналами для выпуска ферросплавов и конечного шлака, содержащей, по крайней мере, один электрод, погруженный в расплав, причем камеры соединены между собой с возможностью перетекания расплава из первой во вторую камеру, СОГЛАСНО ИЗОБРЕТЕНИЮ, вторая камера содержит отверстия для загрузки углеродистого восстановителя с целью формирования его слоя; печь содержит средства, обеспечивающие направленное перетекание расплава из первой камеры на слой нагретого углеродистого восстановителя во второй камере, при этом печь выполнена с возможностью отвода газов из-под свода второй камеры в первую камеру на уровне, не выше верхнего ряда фурм. В одном из частных случаев выполнения дуплекспечи первая и вторая камеры соединены между собой через основную перегородку и сплошную перегородку, причем сплошная перегородка установлена на расстоянии от основной перегородки и параллельно ей и полностью отделяет нижнюю часть второй камеры от первой камеры, а направленное перетекание расплава на слой
б нагретого углеродистого восстановителя во второй камере обеспечено через окно в основной перегородке, расположенное не выше уровня нижнего ряда фурм, и через верхнюю кромку сплошной перегородки, расположенную выше уровня расплава и слоя углеродистого восстановителя во второй камере; при этом основная перегородка выполнена с окном на уровне не выше верхнего ряда фурм для отвода газов из-под свода второй камеры.
В данной конструкции дуплекспечи окно в основной перегородке для отвода газов из-под свода второй камеры может быть расположено ниже уровня верхнего ряда фурм на расстоянии, составляющем 8-12 размеров диаметра выходного отверстия фурмы.
Вторая камера может содержать один электрод, установленный вертикально.
В другом частном случае выполнения дуплекспечи первая и вторая камеры соединены между собой через трубу или жёлоб, примыкающие одним концом к отверстию, выполненному в нижней части боковой стенки первой камеры, а вторым концом, примыкающие к отверстию, выполненному на своде второй камеры, причем уровень свода второй камеры расположен ниже уровня отверстия в боковой стенке первой камеры; при этом для отвода газов из-под свода второй камеры печь снабжена газопроводом, соединяющим отверстие, выполненное на своде второй камеры, и отверстие, выполненное в верхней части боковой стенки первой камеры на уровне не выше верхнего ряда фурм.
Угол наклона части газопровода, которая примыкает к отверстию в боковой стенке первой камеры, может составлять 20-45 град. При таких углах наклона частицы пыли углеродистого восстановителя, мелкодисперсных оксидов и капельки барботирующего расплава, которые могут попадать из второй камеры вместе с восходящим потоком СО в газопровод, стекают из газопровода в первую камеру, предотвращая его закупоривание.
Дуплекспечь может содержать два электрода, установленных во второй камере горизонтально. (iv) Описание чертежей
Сущность изобретения поясняется чертежами.
На фиг. 1 представлен общий вид дуплекспечи для выплавки ферросплавов по п.7 формулы изобретения.
На фиг.2 представлен общий вид душiекспечи для выплавки ферросплавов по п.10 формулы изобретения.
Дуплекспечь содержит первую жидкофазную камеру 1; фурмы низшего ряда - 2; фурмы верхнего ряда - 3. Свод данной камеры содержит отверстия 4 для загрузки шихты и углеродистого восстановителя, а также отверстие 5 для отвода печных газов. Камера 1 имеет подину 6 (ровную, наклонную, ступенчатую или другой формы) с каналом 7 для выпуска жидкого металла. Печь содержит вторую камеру 8, снабженную, по крайней мере, одним электродом 9. Вторая камера 8 снабжена каналами 10 для раздельного выпуска жидкого ферросплава и конечного шлака. В конструкции дуплекспечи, представленной на фиг.l, камеры соединены между собой через основную перегородку 11 , верхняя кромка которой опирается на свод камеры 1, а нижняя - на ее подину 6. Основная перегородка 11 в нижней части содержит окно 12 для перетекания расплава из первой камеры на слой нагретого углеродистого восстановителя во второй камере. Окно 12 расположено не выше уровня нижнего ряда фурм 2. Основная перегородка 11 в верхней части содержит окно 13, расположенное на уровне не выше верхнего ряда фурм 3, которое служит для отвода газов из-под свода второй камеры 8. Свод второй камеры 8 выполнен с отверстиями 14 для подачи углеродистого восстановителя и флюса. В нижней части второй камеры 8 на расстоянии от основной перегородки 11 и параллельно ей установлена сплошная перегородка 15, которая полностью отделяет нижнюю часть второй камеры 8 от первой камеры 1. Верхняя кромка сплошной перегородки 15 расположена выше уровня расплава и слоя углеродистого восстановителя во второй камере 8.
В конструкции дуплекспечи, представленной на фиг.2, перетекание расплава из первой камеры 1 на слой нагретого углеродистого восстановителя во второй камере 8 обеспечено через трубу 16. Труба 16 примыкает одним концом к отверстию 17, выполненному в нижней части боковой стенки первой камеры 1, а вторым концом примыкает к отверстию 18, выполненному на своде второй камеры 8. При этом уровень свода второй камеры 8 расположен ниже уровня отверстия 17 в боковой стенке первой камеры 1. Вторая камера 8 содержит два горизонтально расположенных электрода 9. Для отвода газов из-под свода второй камеры установлен газопровод 19 между отверстием 20 на своде второй камеры и отверстием 21 в верхней части боковой стенки первой камеры, расположенным на уровне не выше верхнего ряда фурм 3. При этом угол наклона части газопровода,
которая примыкает к отверстию в боковой стенке первой камеры, составляет
20-45 град.
Получение ферросплавов по предлагаемому техническому решению осуществляют следующим образом. Первую камеру 1 нагревают до определенной температуры по заранее заданному временному графику. Затем загружают ее расплавленным шлаком (мартеновским, доменным или другим легкоплавким шлаком) до уровня нижнего ряда фурм 2. После прогрева свода первой камеры через отверстие 4 постепенно начинают загружать шихту, нефракционированный уголь и флюс для придания необходимой вязкости расплаву. Через нижний ряд фурм 2 и пусковые горелки (на фигурах не показаны) подают газо-воздушную смесь (например, кислород- воздух-метан) с созданием барботирующей жидкофазной среды по всему объему первой камеры 1. Происходит «кyчнoe» (в виде плотного потока) движение шихты с последующим погружением в расплав при отсутствии высоких скоростей отходящих газов в надшлаковом пространстве. Это обеспечивает смачивание шихты и снижение выноса пылей при переработке мелкодисперсных материалов до 1 - 1,5% от общей загружаемой массы.
Поскольку шихта (железомарганцевое сырье, отходы обогащения и прочее), уголь, флюс активно перемешиваются, то тепло от сгорания угля и метана расходуется на нагрев и расплавление шихты, а продукты их неполного сгорания - оксид углерода и водород используются в качестве восстановителя оксидов, термодинамическая прочность которых ниже, чем у закиси марганца (т.е. тех оксидов, которые можно восстановить с помощью оксида углерода). Реакция восстановления этих оксидов идет достаточно интенсивно. Образование СО и H2 происходит в верхней зоне первой камеры 1, при этом они дожигаются фурмами верхнего ряда 3. Тепло, выделяющееся при дожигании СО и H2, мельчайшими частицами металла и шлака возвращается обратно в барботирующую жидкофазную среду. Оксиды марганца в этих условиях не восстанавливаются. В таблице 1 представлена термодинамическая прочность некоторых оксидов металлов, которые чаще всего присутствуют в виде примесей во многих рудах и концентратах, из которых плавят ферросплавы.
Таблица 1
Основные реакции, которыми характеризуется технологический процесс в первой камере: FeO + СО = Fe + CO2; P2O5 + 5/2CO = P2 + 5/2CO2.
Восстановленное железо, фосфор, цветные металлы осаждаются на подину 6 и непрерывно выпускаются из первой камеры через канал 7. Данный сплав металлов (90% Fe, 0,5-3,0% Mn; 0,3-0,5% Si; 3,5-4,0% С; 2,5-4,0% P) пользуется большим спросом у металлургов. Оставшийся оксидный шлак, освобожденный от примесей железа, фосфора, цветных металлов и содержащий в основном оксиды марганца и оксиды, чья термодинамическая прочность выше, чем у закиси марганца (оксиды кремния, кальция, магния, алюминия, бария и другие), непрерывно перетекает во вторую камеру 8 на слой углеродистого восстановителя, нагретого до температуры 1850- 22000C. Основные реакции, которыми характеризуется технологический процесс во второй камере: 2 MnO + С = 2 Mn + CO2; SiO2 + С = Si + CO2.
Непрерывное перетекание расплава из первой камеры во вторую камеру осуществляется через окно 12 в основной перегородке 11 и верхнюю кромку сплошной перегородки 15 (фиг.l), либо по трубе 16 (фиг.2). Слой углеродистого восстановителя во второй камере 8 создают заранее загрузкой углеродистого восстановителя через отверстия 14, расположенные на своде второй камеры.
С целью получения требуемой номенклатуры ферросплава в процессе плавки во вторую камеру через отверстия 14 могут дополнительно подавать углеродистый восстановитель и флюс, обеспечивая в шлаке отношение CaO/SiO2 в пределах 0,2-1,4. Проходя слой углеродистого восстановителя, оксиды марганца и кремния восстанавливаются в разной степени, в зависимости от требуемой номенклатуры ферросплава (углеродистый ферромарганец или силикомарганец), что определяется температурой, толщиной слоя углеродистого восстановителя и основностью шлака: для углеродистого ферромарганца отношение CaO/SiO2 должно быть в пределах от 0,6 до 1,4; для силикомарганца - в пределах от 0,2 до
0,5. Эти параметры поддерживаются средствами высокоточной автоматики (на фигурах не показаны).
Газы CO5 образующиеся при восстановлении оставшегося оксидного шлака во второй камере 8, непрерывно отводятся через окно 13 в основной перегородке 11 (фиг.l) или через газопровод 19 (фиг.2) в первую камеру и дожигаются фурмами верхнего ряда 3 до CO2. В результате исчезает особо опасный для экологии СО, а полученное дополнительное тепло передается в барботирующую среду первой камеры 1, что обеспечивает возможность сокращения расхода топлива, подаваемого в первую камеру, на 20-30%.
(v) Лучший вариант осуществления изобретения
В качестве шихты использовались карбонатные и окисленные железомарганцевые концентраты (см. таблицу 2).
Таблица 2
Шихту, содержащую смесь окисленного концентрата и карбонатного концентрата, взятых в соотношении 7:3, флюс (флюорит, поваренная соль NaCl, кварцит - SiO2 - 98,5%; Al2O3 - 0,5%, CaO - 0,3%, известь - CaO - 98,0%; SiO2 - 1,5%; Al2O3 - 0,5%) и мелкий уголь постепенно загружают в первую камеру печи 1 (фиг.l). Через нижний ряд фурм 2 и пусковые горелки (на фигуре не показаны) подают смесь кислород-воздух-метан с созданием барботирующей жидкофазной среды по всему объему первой камеры. Тепло от сгорания угля и метана расходуется на нагрев и расплавление шихты, а продукты неполного его сгорания - оксид углерода и водород используются в качестве восстановителя оксидов с термодинамической прочностью ниже, чем у закиси марганца (железо,
фосфор, цветные металлы), которые осаждаются на подину б и в виде сплава непрерывно выпускаются из канала 7. Усредненный состав выпускаемого металла, вес. %: P 3,5 - 5,7; С 3,3 - 4,0; Mn -0,5-1,1; железо-остальное .
Оставшийся оксидный шлак содержит оксиды марганца и оксиды с термодинамической прочностью выше, чем у закиси марганца (оксиды кремния, кальция, магния, алюминия, бария и другие). В таблице 3 представлены результаты экспериментов по составу оставшегося оксидного шлака.
Таблица 3
По мере накопления оставшегося оксидного шлака и достижения температуры 1410 0C шлак через нижнее окно 12 основной перегородки 11 и верхнюю кромку сплошной перегородки 15 (фиг.l) непрерывно перетекает во вторую камеру печи 8 на нагретый до температуры 1850-22000C слой углеродистого восстановителя, где проходит окончательное восстановление марганца и кремния. Одновременно во вторую камеру через загрузочные отверстия 14 подают углеродистый восстановитель и флюс для достижения в восстанавливаемом оксидном шлаке отношения CaO/ SiO2 в пределах 0,2 - 1,4. Температура, толщина слоя углеродистого восстановителя и отношение CaO/ SiO2 в оксидном шлаке поддерживаются автоматически. При отношении CaO/ SiO2 в оксидном шлаке в пределах 0,2 - 0,5, продуктом плавки будет силикомарганец с различным содержанием кремния. Если отношение CaO/ SiO2 будет в пределах 0,6 - 1,4, продуктом будет углеродистый ферромарганец. Полученные продукты плавки в виде ферросплава и конечного шлака выпускаются раздельно и одновременно через каналы 10. Выделяющиеся при восстановлении газы СО с мелкодисперсными пылями непрерывно отводятся через окно 13 в основной перегородке 11 в верхнюю часть первой камеры, где
смачиваются брызгами расплава и дожигаются фурмами верхнего ряда до CO2.
В результате исчезает особо опасный для экологии СО, а дополнительное тепло передается материалам в барботирующей среде первой камеры 1.
В таблице 4 представлены результаты экспериментов по окончательному восстановлению оксидного шлака во второй камере печи.
Таблица 4
Анализ полученных результатов показывает, что предлагаемый способ и дуплекспечь для выплавки ферросплавов позволяют получить извлечение ведущего элемента, в частности, марганца на 5-8% выше, чем показатели, достигнутые на сегодняшний день с применением известных передовых технологий. Следует при этом отметить, что абсолютное извлечение ценных компонентов из добытой руды составляет не менее 25-28%. Это связано с тем, что в известных устройствах в камеру плавления сырье подают после предварительной подготовки (магнитное обогащение и т.п.), при которой теряется до 30-40% ценных компонентов. В предлагаемом техническом решении предварительной подготовки сырья не требуется. Это связано также с тем, что в первой камере печи происходит более полное восстановление оксидом углерода элементов, оксиды которых имеют термодинамическую прочность ниже, чем у закиси марганца, которые непрерывно выводятся из процесса. При этом марганец и другие элементы с термодинамической прочностью выше, чем у закиси марганца, практически полностью остаются в оставшемся оксидном шлаке и переходят в готовый ферросплав за счет создания заявленных условий их восстановления во второй камере печи.
Таким образом, предлагаемые способ выплавки ферросплавов и
дуплекспечь для его реализации позволяют существенно повысить извлечение ведущих элементов (в частности, марганца). За счет конструктивных особенностей печи тепло отходящих газов практически без потерь возвращается обратно в процесс, что снижает энергозатраты по сравнению с известными устройствами на 15-25%, а затраты электроэнергии снижаются на 8-20% за счет работы электродов в среде с почти постоянной электропроводимостью. При этом также снижается на 3-5% расход электродов во второй камере за счет того, что они окружены благоприятным для них углеродсодержащим слоем. При этом удается практически полностью избавиться от особо опасных для здоровья оксидов. Данную технологию можно успешно применять для производства ферромарганца или селикомарганца, а также других видов ферросплавов из бедных руд без использования кокса.
Claims
1. Способ выплавки ферросплавов, включающий загрузку шихты и углеродистого восстановителя в первую камеру печи, расплавление шихты, восстановление оксидов, подачу расплава оксидного шлака во вторую камеру печи, выпуск продуктов плавки, ОТЛИЧАЮЩИЙСЯ ТЕМ, ЧТО в первой камере восстанавливают оксиды с термодинамической прочностью ниже, чем у закиси марганца, металлы выпускают, при этом во второй камере формируют слой углеродистого восстановителя, нагретого до температуры 1850-22000C, и обеспечивают непрерывное перетекание расплава оставшегося оксидного шлака из первой камеры на слой углеродистого восстановителя во второй камере, где проводят восстановление оксидов расплава с термодинамической прочностью равной или выше, чем у закиси марганца, после чего жидкие ферросплавы и конечный шлак выпускают.
2. Способ по п.l, отличающийся тем, что в состав шихты вводят флюс, обеспечивающий получение расплава вязкостью в пределах 0,3-10 пуаз.
3. Способ по п.l или п.2, отличающийся тем, что во вторую камеру одновременно с оксидным шлаком подают углеродистый восстановитель и флюс для достижения отношения в шлаке CaO/ SiO2 в пределах 0,2 - 1,4.
4. Способ по п.l или п.2, отличающийся тем, что жидкие ферросплавы и конечный шлак выпускают из печи одновременно и раздельно.
5. Способ по п. 3, отличающийся тем, что жидкие ферросплавы и конечный шлак выпускают из печи одновременно и раздельно.
6. Дуплекспечь для выплавки ферросплавов, состоящая из первой камеры для плавления шихты и восстановления оксидов, содержащей отверстия для загрузки шихты и углеродистого восстановителя, отверстия для отвода печных газов, нижний и верхний ряды фурм для подачи газо-воздушной смеси, подину с каналом для выпуска металла, и второй камеры с каналами для выпуска ферросплавов и конечного шлака, содержащей, по крайней мере, один электрод, погруженный в расплав, причем камеры соединены между собой с возможностью перетекания расплава из первой во вторую камеру, ОТЛИЧАЮЩАЯСЯ ТЕМ, ЧТО вторая камера содержит отверстия для загрузки углеродистого восстановителя с целью формирования его слоя, печь содержит средства, обеспечивающие направленное перетекание расплава из первой камеры на слой нагретого углеродистого восстановителя во второй камере, при этом печь выполнена с возможностью отвода газов из-под свода второй камеры в первую камеру на уровне не выше верхнего ряда фурм.
7. Дуплекспечь по п.6, отличающаяся тем, что первая и вторая камеры соединены между собой через основную перегородку и сплошную перегородку; причем сплошная перегородка установлена на расстоянии от основной перегородки и параллельно ей и полностью отделяет нижнюю часть второй камеры от первой камеры, а направленное перетекание расплава на слой нагретого углеродистого восстановителя во второй камере обеспечено через окно в основной перегородке, расположенное не выше уровня нижнего ряда фурм, и через верхнюю кромку сплошной перегородки, расположенную выше уровня расплава и слоя углеродистого восстановителя во второй камере; при этом основная перегородка выполнена с окном на уровне не выше верхнего ряда фурм для отвода газов из-под свода второй камеры.
8. Дуплекспечь по п.7, отличающаяся тем, что окно в основной перегородке для отвода газов расположено ниже уровня верхнего ряда фурм на расстоянии, составляющем 8-12 размеров диаметра выходного отверстия фурмы.
9. Дуплекспечь по п. 7, отличающаяся тем, что вторая камера содержит один электрод, установленный вертикально.
10. Дуплекспечь по п.6, отличающаяся тем, что первая и вторая камеры соединены между собой через трубу или жёлоб, примыкающие одним концом к отверстию, выполненному в нижней части боковой стенки первой камеры, а вторым концом примыкающие к отверстию, выполненному на своде второй камеры, причем уровень свода второй камеры расположен ниже уровня отверстия в боковой стенке первой камеры, при этом для отвода газов из-под свода второй камеры печь снабжена газопроводом, соединяющим отверстие, выполненное на своде второй камеры, и отверстие, выполненное в верхней части боковой стенки первой камеры на уровне не выше верхнего ряда фурм.
11. Дуплекспечь по п.10, отличающаяся тем, что угол наклона части газопровода, которая примыкает к отверстию в боковой стенке первой камеры, составляет 20-45 град.
12. Дуплекспечь по п.10, отличающаяся тем, что содержит два электрода, установленных во второй камере горизонтально.
Applications Claiming Priority (4)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2008120855 | 2008-05-27 | ||
| RU2008120854/02A RU2382089C1 (ru) | 2008-05-27 | 2008-05-27 | Способ переработки бедных железомарганцевых руд и концентратов с получением сплава углевосстановительным процессом |
| RU2008120855/02A RU2380633C1 (ru) | 2008-05-27 | 2008-05-27 | Дуплекс-печь для выплавки марганцевых сплавов из железомарганцевых бедных руд и концентратов и техногенных отходов металлургии |
| RU2008120854 | 2008-05-27 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2009145672A1 true WO2009145672A1 (ru) | 2009-12-03 |
Family
ID=41377309
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/RU2009/000261 WO2009145672A1 (ru) | 2008-05-27 | 2009-05-25 | Способ выплавки ферросплавов и дуплекспечь для его реализации |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| WO (1) | WO2009145672A1 (ru) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2463368C2 (ru) * | 2011-03-31 | 2012-10-10 | Валентин Петрович Быстров | Способ и устройство для переработки окисленных рудных материалов, содержащих железо, никель и кобальт |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4139371A (en) * | 1974-06-27 | 1979-02-13 | Outokumpu Oy | Process and device for suspension smelting of finely divided oxide and/or sulfide ores and concentrates, especially copper and/or nickel concentrates rich in iron |
| US4252560A (en) * | 1978-11-21 | 1981-02-24 | Vanjukov Andrei V | Pyrometallurgical method for processing heavy nonferrous metal raw materials |
| RU2242687C1 (ru) * | 2003-04-22 | 2004-12-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-экологическое предприятие ЭКОСИ" | Печь ванюкова для непрерывной плавки материалов, содержащих цветные и черные металлы |
| RU2006109262A (ru) * | 2006-03-24 | 2007-09-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-экологическое предпри тие Экоси" (RU) | Жидкофазная печь для плавки материалов, содержащих цветные и черные металлы |
-
2009
- 2009-05-25 WO PCT/RU2009/000261 patent/WO2009145672A1/ru active Application Filing
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4139371A (en) * | 1974-06-27 | 1979-02-13 | Outokumpu Oy | Process and device for suspension smelting of finely divided oxide and/or sulfide ores and concentrates, especially copper and/or nickel concentrates rich in iron |
| US4252560A (en) * | 1978-11-21 | 1981-02-24 | Vanjukov Andrei V | Pyrometallurgical method for processing heavy nonferrous metal raw materials |
| RU2242687C1 (ru) * | 2003-04-22 | 2004-12-20 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-экологическое предприятие ЭКОСИ" | Печь ванюкова для непрерывной плавки материалов, содержащих цветные и черные металлы |
| RU2006109262A (ru) * | 2006-03-24 | 2007-09-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Научно-экологическое предпри тие Экоси" (RU) | Жидкофазная печь для плавки материалов, содержащих цветные и черные металлы |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2463368C2 (ru) * | 2011-03-31 | 2012-10-10 | Валентин Петрович Быстров | Способ и устройство для переработки окисленных рудных материалов, содержащих железо, никель и кобальт |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CA2603121A1 (en) | Operation of iron oxide recovery furnace for energy savings, volatile metal removal and slag control | |
| JPWO2007039938A1 (ja) | Ｖ、Ｍｏ及びＮｉの少なくとも一つを含有する含有物の焙焼方法及び焙焼用ロータリーキルン | |
| JP2001506315A (ja) | 金属酸化物団塊の直接還元 | |
| AU2007204927B2 (en) | Use of an induction furnace for the production of iron from ore | |
| CN111440957A (zh) | 处理锌精矿和锌渣的系统及方法 | |
| RU2344179C2 (ru) | Способ непрерывной переработки содержащих оксиды железа материалов и агрегат для его осуществления | |
| US7740681B2 (en) | Reductant addition in a channel induction furnace | |
| JPH0754030A (ja) | 鋼の製造方法 | |
| WO1997020954A1 (en) | Simplified duplex processing of nickel ores and/or concentrates for the production of ferronickels, nickel irons and stainless steels | |
| RU2346056C2 (ru) | Способ прямого производства стали из железосодержащих материалов | |
| US4294433A (en) | Pyrometallurgical method and furnace for processing heavy nonferrous metal raw materials | |
| US7785389B2 (en) | Feed material composition and handling in a channel induction furnace | |
| CN112239812A (zh) | 连续炼铅装置和连续炼铅工艺 | |
| WO2009114159A2 (en) | Feed material compostion and handling in a channel induction furnace | |
| WO2009114157A2 (en) | Feed material compostion and handling in a channel induction furnace | |
| JP3817969B2 (ja) | 還元金属の製造方法 | |
| WO2009145672A1 (ru) | Способ выплавки ферросплавов и дуплекспечь для его реализации | |
| RU2380633C1 (ru) | Дуплекс-печь для выплавки марганцевых сплавов из железомарганцевых бедных руд и концентратов и техногенных отходов металлургии | |
| JP5581760B2 (ja) | 鋼屑中の銅の除去方法及び鋼屑を鉄源とした溶鋼の製造方法 | |
| CN214088611U (zh) | 连续炼铅装置 | |
| RU2283359C1 (ru) | Способ и устройство для переработки свинцового сырья | |
| AU594370B2 (en) | Recovery of volatile metal values from metallurgical slags | |
| RU2639396C1 (ru) | Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды | |
| RU2688000C1 (ru) | Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды с получением ферроникеля в плавильном агрегате | |
| RU2548871C2 (ru) | Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов (варианты) и устройство для его осуществления |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| 121 | Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application |
Ref document number: 09755121 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| NENP | Non-entry into the national phase |
Ref country code: DE |
|
| 122 | Ep: pct application non-entry in european phase |
Ref document number: 09755121 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |