6.3.3 Низко- и среднеуглеродистый ферромарганец.
Рафинированный ферромарганец получают восстановлением оксидов марганцевой руды и бесфосфористого марганцевого шлака кремнием силикомарганца в присутствии извести связывающей кремнезем в прочные силикаты. Взаимодействие в системе основной шлак—металл для двух случаев восстановления марганца из оксида марганца и тефроита описывается реакциями: 1) 2МnОж + [Si]* + 2 CaOT = = 2Мпж + 2CaO*SiO2(T); 2) 2MnO-SiO2 + [Si]* + 4CaOT = 2Мnж + 2(2CaO*SiO2)T. Для обеспечения требуемого стандартом содержания кремния в металле 0,8—1,0 % равновесная концентрация оксида марганца должна составлять 15—17 % при основности шлака 1,5—1,6; этим объясняются высокие потери марганца при этих процессах. Плавку ведут в наклоняющихся и вращающихся печах мощностью 2,5—5,0 МВА с магнезиальной футеровкой. В шихте используют жидкий или дробленый бесфосфористый марганцевый шлак (>47% Мп и 0,011—0,017% Р), марганцевую руду (концентрат), силикомарганец (19% Si, 65% Мп, 1,0% С и 0,30% Р фракции (<30 мм) и известь (^90 % СаО фракции <50 мм). Если в шихте отсутствует бесфосфористый шлак, то силикомарганец должен содержать <0,8 % С. Руда должна быть просушена до влажности 1—3%. Процесс периодический и состоит из следующих операций: заправки ванны; заливки шлака и набора нагрузки; загрузки твердой части шихты; расплавления шихты и доводки расплава и выпуска плавки. Шихту составляют из 100 кг бесфосфористого марганцевого шлака, 25—35 кг марганцевого концентрата, 45—55 кг силикомарганца и 65—70 кг извести. Ванну печи заправляют известью и отходами от разделки сплава. После набора нагрузки производят завалку шихты, которую по мере проплавления сталкивают с бортов ванны к электродам. Для проплавления 100 кг рудной части шихты (бесфосфористый марганцевый шлак и марганцевая руда) расходуется 360— 396 МДж (100—110кВт-ч) электроэнергии.
Для ускорения рафинирования ванну один—два раза перемешивают сжатым воздухом. Увеличение продолжительности выдержки расплава способствует снижению содержания кремния в сплаве. При повышенном содержании кремния в печь добавляют руду и известь и продолжают рафинирование сплава. При низком содержании его вводят силикомарганец. Выпуск сплава производится в стальной ковш, ошлакованный шлаком предыдущего выпуска. Разливку ведут на разливочной машине конвейерного типа или в металлические изложницы. Шлак (30 % МпО; 31 % SiO2; 33 % СаО; 2,0 % MgO; 2,1-% А12О3; 0,8 % FeO) разливают в изложницы или на разливочной машине. При производстве среднеуглеродистого ферромарганца обычно работают без ввода в шихту бесфосфористого марганцевого шлака. Основность шлака поддерживается в интервале 0,9—1,1, содержание марганца I в конечном шлаке 25—33 %.
В последние годы предложен ряд усовершенствований процесса производства рафинированного ферромарганца. Известно получение рафинированного ферромарганца смешением в печи с магнезиальным сводом рудоизвесткового расплава и жидкого силикомарганца, что обеспечивает снижение расхода электроэнергии на 33%, повышение извлечения марганца на 7—8 % и повышение эффективности обезуглероживания на 10% и десульфурации на 5%. Так известен внепечной силикотермический процесс с использованием твердого или жидкого силикомарганца. Фирма «Union Carbide» («Юнион Карбайд») ИСША), разработала и внедрила на своих заводах новый Ироцесс производства среднеуглеродистого ферромарганца, получивший название процесс MOR («Manganese Oxygen Refining), который заключается в продувке высокоуг-леродистого ферромарганца кислородом в ковше. Конечная температура процесса достигает 1750°С, ЧТО обеспечивает получение необходимого содержания углерода. Тепло, необходимое для повышения температуры сплава с 1300°С при выпуске его из печи до 170О°С, выделяется при окислении марганца и углерода.
В начале продувки большая часть кислорода расходуется на окисление марганца, в результате чего температура металла повышается с 1300 до 1550 °С. В интервале 1550— 1650 °С наблюдается высокая скорость удаления углерода. При температуре >1650°С скорость удаления углерода уменьшается и растет доля кислорода, расходуемого на окисление марганца, что вызывает дальнейшее повышение температуры. Продувка заканчивается при 1750 °С и содержании углерода ~1,3%. Дальнейшее снижение содержания углерода (до <1 %) вызывает интенсивное окисление марганца. Имеет место сильное разъедание огнеупоров, поэтому важны надлежащая подготовка и использование ковшовых огнеупоров, надежно работающих при 1800°С. Марганец обладает высокой упругостью пара, поэтому в процессе продувки и разливки образуется большое количество запыленного газа. Кроме того, 25—50 % твердого появляется в газе в результате распыления и уноса металлических частиц, которые окисляются на выходе из ковша, где осуществляется продувка. Распыление металла может быть минимальным при надлежащей конструкции кислородного сопла и оптимальной установке его по отношению к поверхности ванны металла.
- 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