6.3.2 Силикомарганец
Его широко используют как полупродукт при производстве рафинированного ферромарганца и металлического марганца (СМн20 и СМн26), а также как комплексный раскислитель и легирующую добавку (СМн17, СМн14 и СМн10) при выплавке стали различных марок. Марганец повышает раскислительную способность кремния. В сравнимых условиях при раздельном раскислении стали угар марганца составлял 46%, кремния 37%, а при раскислении силикомарганцем 29 % для обоих элементов. В СССР силикомарганец получают одновременным восстановлением кремния и марганца из шихты, состоящей из марганцевой руды, бесфосфористого марганцевого шлака (при ныплавке богатого силикомарганца), кварцита и коксика. За рубежом (а ранее и в СССР) в качестве источника марганца в ряде случаев применяют передельный углеродистый ферромарганец, однако такой процесс менее экономичен. Восстановление марганца углеродом при производстве силикомарганца протекает аналогично тому, как это имеет место при выплавке углеродистого ферромарганца, т. е. ступенчато: МпО2->Мп2Оз-^МпзО4->МпО-^Мп. Одновременно происходит восстановление кремнезема по рассмотренной нами ранее суммарной реакции SiO2 + 2C = Si + 2CO. Фактически мы имеем дело с более сложной системой МпО—SiO2, где необходимо учитывать образование силикатов марганца. Доказано, что реакция MnSiO3+3C = MnSi + 3CO возможна при температурах >1568 К. Суммарная реакция MnSiO3 + 4C = SiC + 3CO+Mn возможна выше 1700 К. Непосредственно такая реакция может идти вправо при условии частичного перехода марганца в газовую фазу. Образование в этих условиях карбидов марганца немногим вероятнее по реакции lMnSiO3+5C=4SiO2 + Mn4C + 4CO (>1668 К) и менее вероятно по реакции 4MnSiO3+17C=4SiC + Mn4C+12CO ( -1813 К). При температурах существования газообразного SiO, но <2238 К, протекает реакция MnO + SiO=Mn + SiO2 Таким образом, совместное восстановление МпО и SiO2 при достаточных концентрациях углерода приводит к образованию силицидов, а не карбидов марганца.
Введение в систему СаО приводит к разрушению силикатов марганца по реакции MnSiO3 + CaO = CaSiO3+MnO; эта реакция экзотермическая. Таким образом, введение в систему извести улучшает условия восстановления марганца, одновременно связывая кремнезем и затормаживая его восстановление, и, следовательно, является нежелательным при производстве силикомарган-ца. Однако при получении силикомарганца из бедных руд, содержащих много кремнезема, в шихту вводят известь во избежание получения сплава с чрезмерно высоким соотношением содержаний кремния и марганца и образования слишком вязкого шлака. Отношение СаО : SiO2 в конечном шлаке при плавке силикомарганца из таких руд составляет 0,52—0,58. При бесфлюсовом процессе шлаки содержат 8— 10% (CaO + MgO),-44—48% SiO2, 14—18% А12О3 и 24— 30 % МпО [5, с. 27—37] и подлежат повторному переплаву. Исследования показали, что максимальный выход сплава возможен при основности 0,8—1,2, но повышение основности сопровождается снижением использования кремния и уменьшением его содержания в сплаве. Отмечено предпочтительное введение доломита, так как в этом случае обеспечивается равная вязкость при несколько меньшем количестве флюса. Существенно облегчает восстановление марганца и кремния присутствие в шихте железа. Марганец начинает переходить в сплав, как и при выплавке углеродистого ферромарганца, еще до образования силикатов марганца. Силициды марганца являются более стойкими соединениями, чем карбиды, поэтому чем выше содержание кремния в силикомарганце, тем ниже в нем содержание углерода. Диаграмма состояния системы МпО—SiO2 показывает, что в расплаве имеется легкоплавкая жтектика (при 58% МпО) с температурой плавления 1240°С, поэтому с учетом перегрева шлака на 100—150 °С температура в печи для выплавки силикомарганца не превышает 1400 °С.
Силикомарганец выплавляют непрерывным процессом с открытым колошником в открытых, закрытых и герметизированных печах со стационарной и вращающейся ванной мощностью до 81 МВА при рабочем напряжении 120—200 В, обычно с угольной футеровкой. Известны шестиэлектродные круглые и прямоугольные печи с питанием от трех однофазных трансформаторов с высокими электрическими характеристиками. В качестве шихтовых материалов используют марганцевые руды или марганцевый агломерат, шлак от бесфлюсового производства углеродистого ферромарганца, шлаки от производства рафинированного ферромарганца, бесфосфористый высокомарганцевый шлак. Восстановителем является коксик фракции 10—20 мм (в некоторых случаях используют древесные отходы), кремнеземсодержащим материалом — кварцит крупностью 20—80 мм и флюсом — доломит с 17—20 % MgO.
Шихтовка сырья для выплавки силикомарганца может иметь различные варианты. Тот или иной набор материалов определяется как стремлением максимально полно использовать шлаки других производств, так и заданным составом сплава, прежде всего, по содержанию фосфора. Применение при выплавке СНн17 в рудной части шихты неофлюсованного марганцевого агломерата позволило улучшить технико-экономические показатели процесса. Выплавку СМн17 в закрытой печи РПЗ-48 ведут при рабочем напряжении 198—218,5 В и токе 106—96 кА. Загрузка шихты непрерывная, нижний конец электрода должен находиться от подины на расстоянии 0,9—1,2 м (длина электрода ниже контактных щек 3—3,3 м). Нормальная работа печи характеризуется устойчивой посадкой электродов, равномерным сходом шихты; давление газа под сводом должно составлять 3—5 Па, температура ^750 °С и состав <8% Н2, 70—80% СО и ^1 % О2. Количество отходящего газа—8000 м3/1'- Основность шлака 0,3—0,4 и содержание в нем марганца не более 15 %. Выпуск сплава производится четыре раза в смену в футерованный алюмо-силикатньм кирпичом ковш, а шлака в стальные нефутеро-. ванные чаши вместимостью 11 м3. Продолжительность выпуска 20—40 мин. Сплав разливают на машине в чушки, а шлак направляют в цех шлакопереработки.
Передельный силикомарганец СМнП26, применяемый При производстве металлического марганца, должен содержать минимальное количество железа, углерода и фосфора, поэтому его выплавляют из бвсфосфОрИСТОГО ВЫСОКОМарганцовистого шлака. Бесфосфористый шлак применяют в кусках размером 25—80 мм, кварцит—25—80 мм, коксик — 5—20 мм, известняк — 25—40 мм и плавиковый шпат — ^50 мм. Основность шлака принимают равной 0,55 и примерный расчетный состав шихты следующий: 100 кг > бесфосфористого шлака, 31 кг кварцита, 42 кг коксика (сухого), 3 кг известняка и доломита. Кратность шлака 0,8— ],0. Плавку ведут непрерывным процессом с закрытым колошником в печах мощностью 5 и 16,5 MB А. Рабочее напряжение на низкой стороне ~ 150 В. Шихту загружают по мере ее проплавления, вокруг электродов поддерживают конусы высотой 100—150 мм.
Нормальная работа печи характеризуется устойчивой посадкой электродов с глубиной погружения их в шихту 500—700 мм, равномерным выпуском из печи сплава и шлака, содержащего не более 6 % Мп. Избыток восстановителя или работа на крупном коксике приводят к высокой посадке электродов и захолаживанию пода печи недостаток восстановителя вызывает кипение шлака под электродами. При скоплении в печи большого количества тугоплавкого шлака необходимо введение плавикового шпата и уточнение навески известняка. Выпуск сплава производят пять раз в смену в стальной ковш, ошлакованный шлаком от производства рафинированного феррохрома. После выпуска сплав выдерживают в ковше в течение 40—60 мин, что приводит к уменьшению содержания углерода в сплаве на 50—80 % в результате всплывания частиц карбида кремния. После выдержки и скачивания шлака сплав гранулируют. Средний химический состав сплава, %: С 0,04—0,08; 'Мп 63,67; Si 28—30; Fe 1,5—2,0; Р 0,03—0,04. Химический состав отвальных шлаков, %: Мп 3,2—4,5; SiO2 43—47; СаО 22—30; А12О3 12—16; MgO 6—10; FeO 0,3—0,7; С ~3,5.
- 1 Сырые материалы доменной плавки
- 1.1 Каменноугольный кокс
- 1.1.1 Процесс коксования
- 1.1.2 Устройство коксовых печей и цехов
- 1.1.3 Качество кокса
- 1.2 Железные руды
- 1.2.1 Классификация и генезис железных руд
- 1.2.2 Оценка качества железных руд
- 1.2.3 Важнейшие месторождения железных руд
- 2 Подготовка железных руд к доменной плавке
- 2.1 Современная к схема подготовки руд к доменной плавке
- 2.2 Агломерация железных руд и концентратов
- 2.2.1 Общие вопросы
- 2.2.2 Конвейерные агломерационные машины
- 2.2.3 Реакции между твердыми фазами
- 2.2.4 Плавление шихты, кристаллизация расплава и образование конечной микроструктуры агломерата
- 2.2.5 Удаление вредных примесей из шихты при спекании руд и концентратов
- 2.2.6 Качество агломерата
- 2.3 Производство железорудных окатышей
- 2.3.1 Получение сырых окатышей
- 2.3.2 Высокотемпературное упрочнение окатышей
- 2.3.3 Получение окатышей безобжиговым путем
- 2.3.4 Металлургические свойства окатышей
- 2.3.5 Сравнение металлургических свойств агломерата и окатышей
- 2.3.6 Производство металлизованных окатышей
- 2.4 Процессы восстановления в доменной печи
- 3 Образование чугуна и его свойства
- 3.1 Интенсификация доменной плавки
- 3.1.1 Нагрев дутья
- 3.1.2 Обогащение дутья кислородом
- 3.1.3 Водяной пар в дутье
- 3.1.4 Вдувание углеродсодержащих веществ в доменную печь
- 3.2 Профиль доменной печи
- 3.2.1 Общее понятие о профиле
- 3.2.2 Основные размеры профиля и его составные части
- 3.1. Производство стали в конвертерах.
- 3.1.1 Бессемеровский процесс.
- 3.1.2 Томасовский процесс.
- 3.1.3 Кислородно-конвертерный процесс.
- 3.3 Производство стали в мартеновских печах.
- 3.4 Производство стали в электрических печах.
- 3.5 Новые методы производства и обработки стали.
- 4 Ферросплавы
- 4.1 Введение
- 4.2 Сырые материалы
- 4.2.1 Требования к рудам и их выбор
- 4.2.2 Восстановители
- 4.2.3 Железосодержащие материалы
- 4.2.4 Флюсы
- 4.3 Основные элементы конструкции рвп
- 5 Технический (металлургический) кремний
- 5.1 Особенности процесса карботермического восстановления кремния в горне электропечи
- 5.1.1 Общие положения
- 5.1.2. Влияние температуры предварительного нагрева шихты на химизм карботермического восстановления кремнезема
- 5.1.3. Схема технологических зон горна электропечи
- 5.1.4 Влияние примесей шихты на состав технического кремния
- 5.2 Ферросилиций
- 5.2.1 Физико-химические основы получения ферросилиция.
- 5.2.2 Технология производства ферросилиция.
- 6 Сплавы марганца
- 6.1 Применение и состав сплавов марганца
- 6.2 Марганцевые руды и их подготовка к плавке
- 6.3 Производство сплавов марганца
- 6.3.1 Высокоуглеродистый ферромарганец.
- 6.3.2 Силикомарганец
- 6.3.3 Низко- и среднеуглеродистый ферромарганец.
- 6.3.4 Металлический марганец.
- 7 Общие сведения о рудах и концентратах олова
- 7.1 Требования, предъявляемые к рудам и концентратам
- 7.2 Минералы олова
- 7.3 Промышленные типы месторождений олова
- 7.4 Типы оловянных концентратов, поступающих в металлургический передел
- 7.5 Методы обогащения оловянных руд
- 7.6 Влияние типа и вещественного состава руд на их обогатимость
- 7.7 Обогащение россыпей и коренных руд олова
- 7.7.1 Обогащение оловосодержащих россыпей
- 7.7.2 Обогащение оловянных руд коренных месторождений
- 7.8 Доводка оловянных концентратов
- 7.9 Основы современной металлургии олова
- 7.10 Основы теории оловянной восстановительной плавки
- 7.10.1 Восстановление окиси олова и сопутствующих металлов в условиях оловянной плавки
- 7.10.2 Кинетика восстановления окислов металлов и скорость плавки
- 7.10.3 Шлаки оловянной восстановительной плавки
- 7.10.4 Плавка в электрических печах
- 7.10.5 Отечественная практика электроплавки оловянных концентратов
- 7.11 Схема рафинирования олова пирометаллургическим способом
- 8 Производство свинца
- 8.1 Введение
- 8.2 Руды и концентраты
- 8.3 Способы получения свинца
- 8.4 Шихта
- 8.4.1 Состав шихты
- 8.4.2 Приготовление шихты
- 8.4.3 Агломерирующий обжиг свинцовых концентратов
- 8.5 Теория шахтной восстановительной плавки
- 8.5.1 Общие сведения
- 8.5.2 Теоретические основы восстановления окислов металлов
- 8.5.3 Восстановительная способность печи и способы ее регулирования
- 8.5.4 Шлак свинцовой плавки
- 8.5.5 Штейн и шпейза
- 8.5.6 Шахтная восстановительная плавка
- 8.5.7 Топливо
- 8.5.8 Дутье
- 8.6 Реакционная плавка свинца
- 8.6.1 Теоретическая сущность процесса
- 8.6.2 Реакционная плавка в короткобарабанной печи
- 8.7 Электроплавка свинца
- 8.7.1 Реакционная электроплавка свинца
- 8.7.2 Восстановительная электроплавка свинца
- 9.1 Общие сведения и методы получения
- 9.2 Технологические свойства
- 9.3 Области применения
- 9.4 Характеристика рудного цинкового сырья
- 9.5 Основные способы извлечения цинка из сырья
- 9.6 Обжиг цинковых сульфидных концентратов
- 9.6.1 Цели и типы обжига
- 9.6.2 Химизм процессов обжига
- 9.6.3 Обжиг цинковых концентратов для выщелачивания
- 9.7 Химизм кислотно-основных взаимодействий при выщелачивании
- 9.8 У глетермическое восстановление цинка
- 9.8.1 Цели и типы восстановления
- 9.8.2 Химизм восстановления окисленных цинковых материалов
- 9.9 Вельцевание цинковых кеков, цинковистых шлаков и других материалов
- 9.10 Дистилляция цинка из агломерата
- 10 Производство меди и никеля
- 10.1 Сырье для производства меди и никеля. Вспомогательные материалы
- 10.1.1 Классификация рудного сырья
- 10.1.2 Медные руды
- 10.1.3 Никелевые руды
- 10.2 Электроплавка окисленных никелевых руд.
- 10.3 Электроплавка сульфидных медно-никелевых руд и концентратов
- 10.4 Конвертирование никелевых и медно-никелевых штейнов
- 10.4.1 Термодинамика основных реакций процесса
- 10.4.2 Конвертирование никелевых и медно-никелевых штейнов
- 10.5 Переработка медно-никелевого файнштейна
- 10.5.1 Разделение медно-никелевого файнштепна флотацией
- 10.5.2 Обжиг никелевого файнштейна и концентрата. Восстановительная электроплавка закиси никеля.
- 10.6 Восстановительная электроплавка закиси никеля
- 10.7 Способы получения меди из рудного сырья
- 11 Способы получения алюминия
- 11.1 Основы электролиза криолитоглиноземиых расплавов
- 11.2 Сырье и основные материалы
- 11.2.1 Основные минералы и руды алюминия
- 11.2.2 Фториды
- 11.2.3 Огнеупорные и теплоизоляционные материалы
- 11.2.4 Проводниковые материалы
- 11.3 Корректировка состава электролита
- 11.4 Выливка металла
- 11.5 Транспортно-технологическая схема цеха электролиза
- 11.6 Способы очистки отходящих газов