RU2033455C1

RU2033455C1 - Method for production of low phosphorous carbon-bearing ferromanganese

Info

Publication number: RU2033455C1
Authority: RU
Inventors: Н.В. Толстогузов; В.Ф. Гуменный
Original assignee: Сибирский металлургический институт им.Серго Орджоникидзе
Priority date: 1991-06-24
Filing date: 1991-06-24
Publication date: 1995-04-20

Abstract

FIELD: ferrous metallurgy; production of ferroalloys. SUBSTANCE: method for production of low phosphorous ferromanganese includes mixing of concentrate of chemical origin, coke fines and iron chips in ratio of (3.2-3.6):1: 0.3 and briquetting. Produced briquettes are mixed with dump slag and lumpy coke in ratio of (4-5):1:0.5, melted and produced metal is separated from slag. EFFECT: higher efficiency. 3 tbl

Description

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано при производстве ферросплавов. The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in the production of ferroalloys.

Малофосфористый ферромарганец находит все большее применение. Замена ферромарганца с содержанием 0,30-0,40% Р на малофосфористый повышает качество стали по некоторым показателям практически в 2 раза. Malophosphorous ferromanganese is increasingly used. Replacing ferromanganese with a content of 0.30-0.40% P with malophosphorous increases the quality of steel by some indicators almost 2 times.

Известен способ производства малофосфористого ферромарганца, включающий плавку малофосфористого шлака (МФШ), дозирование и смешение шихты из МФШ, флюсов (доломита, известняка), железной стружки и кокса и ее проплавление в руднотермической электропечи (РТП) [1]
Однако при этом способе извлечение марганца в металл в ходе самой его плавки составляет лишь 48-50% а с учетом потерь при плавке МФШ лишь 40,5-42,5% Расход кокса на базовую тонну сплава (76% Mn) без расхода на плавку МФШ превышает 600 кг. Это связано с тем, что при плавке МФШ в шихту вводится кварцит из расчета 30-31% В результате кратность шлака при плавке ферромарганца составляет 3,0-3,5 т/т.A known method for the production of low-phosphorous ferromanganese, including the melting of low-phosphorous slag (MFS), dosing and mixing the mixture from MFS, fluxes (dolomite, limestone), iron shavings and coke and its melting in an ore-thermal electric furnace (RTP) [1]
However, with this method, the extraction of manganese into the metal during its smelting is only 48-50%, and taking into account losses during the melting of MFSh, only 40.5-42.5% Coke consumption per base ton of alloy (76% Mn) without consumption for smelting FFS exceeds 600 kg. This is due to the fact that quartzite is introduced at the rate of 30-31% during melting of MFNs into the charge. As a result, the slag ratio during melting of ferromanganese is 3.0-3.5 t / t.

Наиболее близким к заявляемому является способ плавки на шихте из дитионатного концентрата, железной стружки, кварцита и кокса, включающий дозирование, смешение и проплавление шихты и выпуск металла и шлака, после чего металл разделывается и отправляется потребителю, а шлак гранулируется или после остывания дробится и используется при плавке низкофосфористых сортов силикомарганца [2]
При этом способе плавки малофосфористого ферромарганца значительно повышается полезное использование марганца. Общее извлечение марганца в металл и передельный шлак достигает 88-90% Уменьшается и расход электроэнергии (с 6900 до 3485 кВтч/т). Однако и этот способ связан с серьезными недостатками. Извлечение марганца в низкофосфористый ферромарганец составляет лишь 56-60% Значительную часть марганца при этом приходится использовать в виде МФШ для производства менее качественного сплава. Велик и расход электроэнергии (в 1,7 раза выше, чем при бесфлюсовой плавке из высококачественных концентратов на японских заводах). Однако самым серьезным недостатком является исключительно большой расход восстановителя ≈480 кг/баз˙т. Теоретический расход кокса на 1 т бесфосфористого ферромарганца (Mn ≈ 80% Si 2,0% P≅0,05% С 7,0% Fe 12,93% составляет

800

+ 20

+ 0,5

+ 129

+ 70,0

× 1,07 338 кг/т Cледовательно, его потери составляют 480 338≈140 кг/т. Такой исключительно большой избыток кокса приводит к тому, что плавку ферромарганца, в том числе и из концентрата химобогащения, вынуждены вести на пониженных напряжениях. Это в свою очередь способствует повышенному расходу электроэнергии. Например, только потери электроэнергии в короткой сети составляют ≈500 кВтч/т.Closest to the claimed is a method of melting on a charge of dithionate concentrate, iron chips, quartzite and coke, including dosing, mixing and melting the mixture and the release of metal and slag, after which the metal is cut and sent to the consumer, and the slag is granulated or after cooling is crushed and used in the smelting of low phosphorus silicomanganese grades [2]
With this method of melting low-phosphorous ferromanganese, the useful use of manganese is significantly increased. The total extraction of manganese into metal and slag reaches 88-90%. Electricity consumption also decreases (from 6900 to 3485 kWh / t). However, this method also has serious disadvantages. Extraction of manganese into low-phosphorous ferromanganese is only 56-60%. A significant part of manganese in this case has to be used in the form of MBF for the production of a lower-quality alloy. Power consumption is also high (1.7 times higher than with flux-free smelting of high-quality concentrates at Japanese plants). However, the most serious drawback is the extremely high consumption of the reducing agent ≈480 kg / base. Theoretical consumption of coke per 1 ton of phosphorus-free ferromanganese (Mn ≈ 80% Si 2.0% P≅0.05% С 7.0% Fe 12.93% is

800

+ 20

+ 0.5

+ 129

+ 70.0

× 1.07 338 kg / t Therefore, its losses amount to 480 338≈140 kg / t. Such an extremely large excess of coke leads to the fact that the melting of ferromanganese, including from chemical concentrate, are forced to carry out at low voltages. This in turn contributes to increased energy consumption. For example, only electricity losses in a short network are ≈500 kWh / t.

В ходе подготовки кокса к плавке теряется (отсеивается в виде мелочи) еще около 20% кокса. Поэтому общие потери восстановителя на тонну выплавляемого сплава составляют
140 + 480 х 0,2 240 кг/т
Целью изобретения является уменьшение расхода кокса и потерь электроэнергии.During the preparation of coke for melting, another 20% of coke is lost (screened out in the form of fines). Therefore, the total loss of reducing agent per ton of smelted alloy is
140 + 480 x 0.2 240 kg / t
The aim of the invention is to reduce the consumption of coke and energy losses.

Поставленные цели, во-первых, достигаются тем, что концентрат кальций-хлоридного обогащения перед введением в шихту смешивают с мелочью кокса и железной стружки в соотношении (3,2-3,6):1:0,3, тщательно перемешивают между собой с добавками связующего и брикетируют, а полученные при этом монобрикеты обжигают. Монобрикеты затем в соотношении (4-5):1:0,05 смешивают с отвальным шлаком от предыдущих плавок ферромарганца и коксом крупностью 25 х 40 мм, после чего загружают на колошник рудно-термической печи (РТП) и проплавляют, металл после выпуска разливают и отгружают потребителю, а шлак после отделения от металла охлаждают, дробят и возвращают в шихту для последующих плавок. The set goals, firstly, are achieved by the fact that the concentrate of calcium chloride enrichment is mixed with fines of coke and iron shavings in the ratio (3.2-3.6): 1: 0.3 before being introduced into the charge, mixed thoroughly with each other binder additives and briquettes, and the resulting monobriquettes are fired. Mono-briquettes are then in the ratio (4-5): 1: 0.05 mixed with waste slag from previous smelts of ferromanganese and coke with a particle size of 25 x 40 mm, then loaded onto the top of the ore-thermal furnace (RTP) and melted, the metal is poured after the discharge and shipped to the consumer, and the slag after separation from the metal is cooled, crushed and returned to the charge for subsequent smelting.

Брикетирование марганцевой руды в смеси с коксом известно. Однако брикетирование обычных марганцевых концентратов в смеси с мелочью кокса увеличивает его расход на 130-400 кг/т. Растет при этом и расход электроэнергии. Это связано с тем, что в обычных рудах плавление (благодаря образованию силикатов марганца) начинается при 1500-1550 К, а восстановление чистой закиси марганца при Т > 1690 К (а из шлака при Т > 1800 К). При расплавлении брикетов происходит сегрегация шихты кокс, как более легкий, всплывает из расплава. В результате процесс из объемного переходит в поверхностный, скорость и полнота восстановления MnO резко уменьшается, а мелочь кокса почти вся теряется. Briquetting of manganese ore mixed with coke is known. However, briquetting of ordinary manganese concentrates mixed with fines of coke increases its consumption by 130-400 kg / t. At the same time, energy consumption is also growing. This is due to the fact that in ordinary ores, melting (due to the formation of manganese silicates) begins at 1500-1550 K, and the reduction of pure manganese oxide at T> 1690 K (and from slag at T> 1800 K). When the briquettes are melted, coke charge segregation occurs; as a lighter one, it floats out of the melt. As a result, the process passes from bulk to surface, the speed and completeness of MnO reduction decreases sharply, and almost all the fines of coke are lost.

Кальций-хлоридный концентрат практически не содержит SiO₂ (Mn 59-65% SiO₂ ≈0,5% P 0,002-0,008% Fe 0,02--0,5% CaO 4-5% MgO ≈ 1,0% CaCl₂≈3,5%). Его расплавление происходит лишь при Т≈2100 К, что значительно превышает температуру восстановления Mn углеродом. Поэтому изготовление монобрикетов из мелкого концентрата химообогащения (КХО), мелочи кокса и железной стружки ускоряет примерно в 2-3 раза скорость восстановления марганца и повышает его извлечение из КХО. Вместе с этим уменьшается расход кокса, практически ликвидируется его вынос и создается возможность использования для плавки его мелочи. Следовательно, брикетирование КХО с мелочью кокса позволяет получить совершенно иной эффект, чем известное брикетирование с коксом обычных концентратов.Calcium chloride concentrate practically does not contain SiO ₂ (Mn 59-65% SiO ₂ ≈0.5% P 0.002-0.008% Fe 0.02-0.5% CaO 4-5% MgO ≈ 1.0% CaCl ₂ ≈3.5%). Its melting occurs only at T≈2100 K, which significantly exceeds the reduction temperature of Mn with carbon. Therefore, the manufacture of monobriquettes from a fine concentrate of chemical enrichment (CFC), fines of coke and iron chips accelerates the recovery rate of manganese by about 2–3 times and increases its extraction from CFC. Along with this, the coke consumption is reduced, its removal is practically eliminated and the possibility of using its trifles for smelting is created. Therefore, briquetting of CWC with fines of coke makes it possible to obtain a completely different effect than the known briquetting with coke of conventional concentrates.

Как указывалось, в шихту для плавки вводятся добавки кускового кокса в свободном виде. Главное назначение этих добавок кокса поддержание в печи оптимального уровня коксовой подушки, что повышает на 50-100^оС температуру в зоне восстановления MnO из монобрикетов и до минимума сокращает переход MnO из монобрикетов в шлак.As indicated, free lump coke additives are introduced into the blend for melting. The main purpose of these coke additives is to maintain the optimum level of coke cushion in the furnace, which increases the temperature in the MnO reduction zone from single-briquettes by 50-100 ^о С and minimizes the transition of MnO from single-briquettes to slag.

Использование в свободном виде небольшого количества недробленого кокса благодаря небольшому его расходу не влияет на электропроводность твердой шихты, но уменьшает его вынос из коксовой подушки при выпуске шлака и, следовательно, тоже способствует уменьшению расхода восстановителя. The use in free form of a small amount of crushed coke due to its low consumption does not affect the electrical conductivity of the solid charge, but reduces its removal from the coke cushion when slag is released and, therefore, also helps to reduce the consumption of reducing agent.

Важной характеристикой технологии плавки ферромарганца является кратность шлака. Большое количество шлака увеличивает расход электроэнергии на его расплавление. При малом количестве шлака растут потери марганца испарением. An important characteristic of ferromanganese smelting technology is the slag ratio. A large amount of slag increases the energy consumption for its melting. With a small amount of slag, losses of manganese by evaporation increase.

В предлагаемом способе плавки кратность шлака регулируется и поддерживается на оптимальном уровне 0,5-0,6 т/т. Она определяется только расходом отвального шлака от предыдущих плавок. In the proposed method of melting, the slag ratio is regulated and maintained at an optimal level of 0.5-0.6 t / t. It is determined only by the consumption of dump slag from previous heats.

С другой стороны этот шлак содержит достаточное количество (MnO), а также и корольков металла. Поэтому введение в шихту шлака от предыдущих плавок не только устраняет дуговой режим плавки и потери марганца испарением, но и позволяет практически полностью ликвидировать потери марганца из КХО как в виде невосстановленных оксидов, так и в виде корольков, запутавшихся в шлаке. Они полностью компенсируются их приходом со шлаком. В конечном итоге это также уменьшает расход кокса. On the other hand, this slag contains a sufficient amount (MnO), as well as metal kings. Therefore, the introduction of slag from previous melts into the charge not only eliminates the arc mode of smelting and loss of manganese by evaporation, but also almost completely eliminates the loss of manganese from CWC both in the form of unreduced oxides and in the form of kings entangled in the slag. They are fully offset by their arrival with slag. Ultimately, it also reduces coke consumption.

Оптимальное для приготовления монобрикетов из КХО соотношение между расходом КХО, кокса и железной стружки составляет (3,3-3,6):1:0,3. Пpи соотношении между ними большем чем 3,6:1:0,3 растут потери невосстановленного марганца, что увеличивает и расход кокса и расход электроэнергии. При меньшем, чем 3,2:1:0,3 их соотношении металл становится нестандартным по марганцу, а расход кокса и электроэнергии на базовый состав сплава также повышается. The optimal ratio for the production of single briquettes from KHO is the ratio between the consumption of KHO, coke and iron chips is (3.3-3.6): 1: 0.3. With a ratio between them greater than 3.6: 1: 0.3, losses of unreduced manganese increase, which increases both coke consumption and energy consumption. With a ratio of less than 3.2: 1: 0.3, the metal becomes non-standard for manganese, and the consumption of coke and electricity for the basic composition of the alloy also increases.

Оптимальное соотношение в шихте между расходом монобрикетов, отвальность шлака и кускового кокса колеблется в пределах (4-5):1:0,05. При меньшем, чем 4:1:0,05 отношении составляющих растет кратность шлака, что приводит к перерасходу электроэнергии и потерям (выносу) кокса. При большем, чем 5:1:0,05 отношении составляющих шихты уменьшается толщина шлака, что вызывает перегрев сплава, его испарение и также приводит к перерасходу и кокса, и электроэнергии. The optimal ratio in the charge between the consumption of single briquettes, the slag and lump coke dumping ranges from (4-5): 1: 0.05. When the ratio of components is less than 4: 1: 0.05, the slag multiplicity increases, which leads to an excessive consumption of electricity and losses (removal) of coke. With a greater than 5: 1: 0.05 ratio of the constituents of the charge, the slag thickness decreases, which causes the alloy to overheat, evaporate and also leads to overuse of both coke and electricity.

П р и м е р 1. Способ реализуется в печах 16,5-63 МВА следующим образом. КХО смешивают в бегунах с мелочью кокса и железной стружкой в соотношении 3,4: 1:0,3 с добавкой связующего, брикетируют, после чего монобрикеты из КХО прокаливают, смешивают с отвальным шлаком от плавки углеродистого ферромарганца и коксом крупностью 25-40 мм в соотношении 4,5-1:0,05 и проплавляют в РТП. Выпуск металла производят обычным образом 4 раза в смену, после чего металл отделяют от шлака и разливают, а шлак, включая и его отходы из стриммерного устройства, охлаждают, дробят и возвращают в шихту следующих плавок. При этом получаются результаты, приведенные в табл.1. PRI me R 1. The method is implemented in furnaces 16.5-63 MVA as follows. CWC is mixed in runners with small amounts of coke and iron shavings in a ratio of 3.4: 1: 0.3 with the addition of a binder, briquetted, after which monobriquettes from CWC are calcined, mixed with waste slag from smelting carbon ferromanganese and coke with a particle size of 25-40 mm in the ratio of 4.5-1: 0.05 and proplast in RTP. The metal is produced in the usual way 4 times per shift, after which the metal is separated from the slag and poured, and the slag, including its waste from the streamer device, is cooled, crushed and returned to the mixture of the following heats. In this case, the results are shown in table 1.

П р и м е р 2. Монобрикеты приготовили из кальций-хлоридного КХО (Mn 60% ), кокса и железной стружки с добавкой связующего (ССБ). PRI me R 2. Monobriquettes prepared from calcium chloride KHO (Mn 60%), coke and iron chips with the addition of a binder (PRS).

Брикеты готовили при соотношении КХО: кокс: железная стружка, равном 3,4:1:0,3. Одновременно для сравнения приготовили брикеты из чиатурского концентрата (Mn≈47,3% ) и тынинской (Mn ≈34%) окисной руды. Брикеты затем испытали в холодном виде, после нагрели до 800^оС, а также оценили их поведение при нагреве до 1500 К. При этом получили результаты, приведенные в табл.2.Briquettes were prepared with a ratio of CWC: coke: iron chips equal to 3.4: 1: 0.3. At the same time, briquettes from Chiatura concentrate (Mn≈47.3%) and Tyninskoye (Mn ≈34%) oxide ore were prepared for comparison. The briquettes were then tested in the cold, then heated to 800 ^{° C,} and evaluated their behavior during heating to 1500 K. The obtained results are listed in Table 2.

П р и м е р 3. Из КХО (Mn ≈59-64%) кокса и железной изготовили монобрикеты, которые прокалили при 800-820^оС, а затем смешали с отвальным шлаком углеродистого ферромарганца (Mn≈12-14% CaO/SiO₂ ≈1,1, MgO 5%) и проплавили в лабораторной печи. При этом получили показатели, приведенные в табл.3.PRI me R 3. From KHO (Mn ≈59-64%) of coke and iron made monobriquettes, which were calcined at 800-820 ^about C, and then mixed with dump slag of carbon ferromanganese (Mn≈12-14% CaO / SiO ₂ ≈1.1, MgO 5%) and melted in a laboratory furnace. At the same time, the indicators shown in Table 3 were obtained.

Как видно из приведенных примеров, монобрикеты из КХО, кокса и железной стружки отличаются высокими механическими свойствами, легко восстановимы и не разрушаются при нагревании. Подобные же брикеты из обычных концентратов теряют прочность при нагревании, рассыпаются, а при нагревании выше 1500-1550 К разваливаются. As can be seen from the above examples, monobriquettes from KHO, coke and iron shavings are characterized by high mechanical properties, are easily recoverable and do not collapse when heated. Similar briquettes from ordinary concentrates lose their strength when heated, crumble, and when heated above 1500-1550 K they fall apart.

Поэтому брикетирование шихты из концентрата химобогащения, кокса и железной стружки в соотношении (3,2-3,6):1:0,3 и проплавление этих монобрикетов в смеси с отвальным шлаком и кусковым коксом в соотношении (4-5):1: 0,05 позволяет получить при плавке углеродистого ферромарганца следующие преимущества:
повысить извлечение марганца и значительно уменьшить удельный расход электроэнергии при плавке;
использовать для плавки ферромарганца мелкие фракции кокса, ликвидировать его потери в виде отсева мелочи, а также заметно уменьшить удельный расход восстановителя, во много раз уменьшить расход кускового кокса;
кроме указанного при предлагаемом способе плавки практически полностью ликвидируются потери марганца с отвальным шлаком.Therefore, briquetting the mixture from chemical concentrate, coke and iron chips in the ratio (3.2-3.6): 1: 0.3 and the melting of these single briquettes in a mixture with waste slag and lump coke in the ratio (4-5): 1: 0.05 allows you to get the following advantages when melting carbon ferromanganese:
to increase the extraction of manganese and significantly reduce the specific energy consumption during smelting;
use small fractions of coke for melting ferromanganese, eliminate its losses in the form of screening fines, and also significantly reduce the specific consumption of the reducing agent, and many times reduce the consumption of lump coke;
in addition to that specified in the proposed method of smelting, losses of manganese with dump slag are almost completely eliminated.

Claims

METHOD FOR PRODUCING MALOPHOSPHORIDE CARBON FERROMARGANESE, including pelletizing chemical concentrate, crushing and sieving of coke, dosing and smelting of the charge in an ore-thermal furnace and the release of metal and slag, characterized in that, in order to reduce the consumption of reducing agent and electricity, the concentrate coke and iron shavings in the ratio (3.2-3.6): 1: 0.3 and briquette with the addition of a binder, and the resulting briquettes are mixed with the dump slag of carbon ferromanganese from the previous and releases them at a ratio of lump coke (4-5): 1: 0.05, and is melted, the resulting metal is separated from the slag which, after cooling, crushing and subsequent return to the charge melts.