6.3.1 Высокоуглеродистый ферромарганец.

Для выплавки высокоуглеродистого ферромарганца используют открытые и все чаще закрытые электрические печи мощностью до 85МВА. Печи выполняют открытыми, закрытыми и герметичными, как круглыми, так и прямоугольными, в том числе шестиэлектродными, иногда с вращением ванны с частотой около одного оборота за 100 ч. Новые печи оборудованы счетно-решающим устройством, которое регулирует массу, состав и подачу шихты из бункера, а также автоматизированной системой подготовки шихты. Футеровка печей угольная. Используют набивные самообжигающиеся электроды. Плавку ферромарганца ведут при напряжении на электродах 110—220 В.

Высокоуглеродистый ферромарганец производят двумя способами: флюсовым и бесфлюсовым. Последний имеет ряд преимуществ по сравнению с флюсовым: выше сквозное извлечение мapганца из руды; больше производительность печей, выплавляющих углеродистый ферромарганец, ниже содержание фосфора в силикомарганце и в рафинированном ферромарганце, поскольку в шихте для их выплавки применяют малофосфористый марганцевый шлак, образующийся при бесфлюсовом способе производства углеродистого ферромарганца. Однако из бедных руд углеродистый ферромарганец может быть получен только флюсовым способом, так как эти руды содержат много кремнезема. Применение в шихте марганцеворудного концентрата, марганцевого и железорудного агломерата, кокса и флюсов обусловливает многообразие химических реакций в ванне печи. При плавке высокоуглеродистого ферромарганца в процессах восстановления наибольшую роль играет MnО, так как высшие оксиды марганца при высоких температурах диссоциируют. В верхних горизонтах ферросплавной печи протекают следующие химические реакции:

2Mn0₂+СО=Mn₂0з+С0₂;

ЗMn₂0з+СО= 2Mnз0₄+СО₂ ;

Mnз0₄+СО=ЗMnО+СO₂ ;

ЗFе₂0з+СО=2Fез0₄+С0₂;

СаСОз=СаО+С0₂ ;

MgC0₃=MgO+C0₂;

MnСОз=MnО+С0₂;

Fе₂О₃+СО=ЗFеО+С0₂ ;

FeO+C=Fe+CO;

Н₂0ж= Н₂Опар.

Из этих данных видно, что реакции косвенного восстановления MnO₂, Mn₂0з, MnзO₄ и Fе₂0з экзотермические.

Взаимодействие Fe₃0₄ с СО и FeO с углеродом, а также термическая диссоциация карбонатов являются эндотермическими процессами. Образующийся в ванне печи MnО может быть восстановлен только твердым углеродом по реакции: 2MnО+2С==2Mn+2СО; при 1701 К и до карбида 2MnО+20/7С= =2/7Mn₇Сз+2СО; при1581 К. Следовательно наибольшее развитие имеет реакция восстановления до карбида, что и определяет высокое содержание углерода в сплаве. Появление низших карбидов в соответствии с принципом Байкова о последовательности превращений становится возможным лишь после того, как углерод и высшие карбиды будут израсходованы.

Восстановительные уcловия процесса и малая растворимость сернистого марганца % (MnS) в сплаве способствуют удалению серы и ее содержание в ферромарганце обычно не превышает 0,04%. Восстановление кремния затруднено тем, что весь кремнезем шлака связан в силикат марганца, и низкими температурами в горне печи при выплавке углеродистого ферромарганца.

В присутствии извести уже выше 1000 К возможна суммарная реакция 4MnSiOз + 4СаО + 5С = Mn₄С + 4СаSiOз-|- + 4СО или реакция 4(2MnO.Si0₂) + 12С + ЗСаО = 2MnзС + Mn₂Si + 3(CaO-Si0₂) + CO, которая возможна выше 1538 К. Таким образом, введение в систему извести облегчает восстановление марганца, одновременно связывает кремнезем и затормаживает его восстановление. С увеличением количества CaO-Si0₂ в шлаке повышается активность MnО, поэтому марганец из основных расплавов может восстанавливаться даже при относительно высоком содержании MnО.

Бесфлюсовый углеродистый ферромарганец плавят непрерывным процессом, загружая шихту по мере ее проплавления. Колоша состоит из 300 кг марганцевой руды, 60—70 кг коксика и 15—20 кг железной стружки. Крупность коксика 8—25 мм и руды 5—70 мм. Для закрытых печей необходимо поддерживать влажность руды 2±1 % и коксика 5±1 %. Отношение Р/Mn в руде должно быть <0,0045. Использование крупнокусковых руд, в том числе и карбонатных, улучшает показатели производства.

Расход электроэнергии на 1 т сплава составляет 7920 МДж (2200 кВт-ч).

Выпуск металла производится три—пять раз в смену в футерованный алюмосиликатным кирпичом ковш вместимостью 8 м³, а шлака—в стальные нефутерованные чаши вместимостью 16 м³; продолжительность выпуска 20—40 мин. Ферромарганец разливают на конвейерных машинах, а шлак вывозят в чашах в цех шлакопереработки.