RU2148102C1 - Method of preparing ferromanganese - Google Patents
Method of preparing ferromanganese Download PDFInfo
- Publication number
- RU2148102C1 RU2148102C1 RU99111338A RU99111338A RU2148102C1 RU 2148102 C1 RU2148102 C1 RU 2148102C1 RU 99111338 A RU99111338 A RU 99111338A RU 99111338 A RU99111338 A RU 99111338A RU 2148102 C1 RU2148102 C1 RU 2148102C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- manganese
- ferromanganese
- slag
- furnace
- carbon
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 21
- 229910000616 Ferromanganese Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 17
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 17
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims abstract description 45
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 43
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims abstract description 42
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 19
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 8
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims abstract description 7
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 3
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L calcium difluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 3
- 229910001634 calcium fluoride Inorganic materials 0.000 claims abstract description 3
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 25
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 9
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 6
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 5
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 2
- 239000002893 slag Substances 0.000 abstract description 24
- 230000009467 reduction Effects 0.000 abstract description 8
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 7
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 abstract 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 10
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 9
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 9
- 229910000720 Silicomanganese Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 8
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 8
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 7
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 7
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 6
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L manganese oxide Inorganic materials [Mn].O[Mn]=O.O[Mn]=O AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 5
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 4
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 description 3
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 2
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000012245 magnesium oxide Nutrition 0.000 description 2
- 235000006748 manganese carbonate Nutrition 0.000 description 2
- 229940093474 manganese carbonate Drugs 0.000 description 2
- 239000011656 manganese carbonate Substances 0.000 description 2
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910000016 manganese(II) carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- XMWCXZJXESXBBY-UHFFFAOYSA-L manganese(ii) carbonate Chemical compound [Mn+2].[O-]C([O-])=O XMWCXZJXESXBBY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 2
- 239000011044 quartzite Substances 0.000 description 2
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical class [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910004261 CaF 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- -1 at the last stage Substances 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910001092 metal group alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000008569 process Effects 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к пирометаллургии, точнее к электротермическому производству ферросплавов, и может быть использовано для получения ферромарганца из различных видов марганцевого сырья. The invention relates to pyrometallurgy, and more specifically to the electrothermal production of ferroalloys, and can be used to obtain ferromanganese from various types of manganese raw materials.
Ферросплавные производства выпускают следующие типы марганцевых ферросплавов (1):
1. Высокоуглеродистый, среднеуглеродистый и низкоуглеродистый ферромарганец с различными допустимыми пределами концентрации углерода, фосфора и других примесей.Ferroalloy production produces the following types of manganese ferroalloys (1):
1. High-carbon, medium-carbon and low-carbon ferromanganese with various acceptable limits for the concentration of carbon, phosphorus and other impurities.
2. Силикомарганец с широким содержанием кремния (10-26%) и примесями углерода, фосфора и др. 2. Silicomanganese with a high silicon content (10-26%) and impurities of carbon, phosphorus, etc.
3. Металлический марганец электросиликотермического способа производства, содержащий 93,5 - 96,5% марганца. 3. Metallic manganese electrosilicothermic production method containing 93.5 - 96.5% manganese.
Известен способ получения высокоуглеродистого (до 7% C) ферромарганца в рудовосстановительной электропечи с использованием флюса (2), основанный на совместном восстановлении из шихты оксидов марганца и железа по реакциям:
MnO + C ---> Mn + CO,
FeO + C ---> Fe + CO.A known method for producing high-carbon (up to 7% C) ferromanganese in an ore-reducing electric furnace using flux (2), based on the joint reduction of manganese and iron oxides from a mixture by the reactions:
MnO + C ---> Mn + CO,
FeO + C ---> Fe + CO.
В известном способе в качестве флюса используют смесь оксидов кальция и кремния в соотношении CaO:SiO2 = 1,4:1,6.In the known method, a mixture of calcium and silicon oxides in the ratio CaO: SiO 2 = 1.4: 1.6 is used as a flux.
Недостатками известного способа получения ферромарганца являются, во-первых, необходимость окускования шихты (3), во-вторых, очень высокие потери марганца с отвальными шлаками (до 16,9%), в-третьих, значительный выход отвальных шлаков (в шихту сознательно вводятся оксиды кальция и кремния, идущие в отвал). The disadvantages of the known method for producing ferromanganese are, firstly, the need for sintering the mixture (3), secondly, very high losses of manganese with waste slag (up to 16.9%), and thirdly, a significant yield of dump slag (the mixture is consciously introduced oxides of calcium and silicon going to the dump).
Известен способ получения высокоуглеродистого ферромарганца в рудовосстановительной электропечи без использования флюса (4). A known method for producing high-carbon ferromanganese in an ore-reducing electric furnace without the use of flux (4).
В известном способе высокоуглеродистый ферромарганец выплавляют без присадки оксидов кальция и кремния. In the known method, high-carbon ferromanganese is smelted without the addition of calcium and silicon oxides.
Недостатками известного способа являются, во-первых, необходимость окускования шихты (3), во-вторых, значительный переход марганца в шлак (до 70%), требующий дополнительной переработки, в-третьих, очень большие потери марганца (до 25%) в газовую фазу (угар и улет), связанные с дуговым режимом работы электропечи (до 60% тепла выделяется в дуге). The disadvantages of this method are, firstly, the need for agglomeration of the charge (3), secondly, a significant transition of manganese to slag (up to 70%), requiring additional processing, and thirdly, very large losses of manganese (up to 25%) into gas phase (burnout and outflow) associated with the arc mode of operation of the electric furnace (up to 60% of the heat is released in the arc).
Известен способ получения силикомарганца в рудовосстановительной электропечи (5) по реакциям:
(MnO) + (1+x)C ---> MnCx + CO
(SiO2) + 2C + [MnCx] ---> [Mn-Si-Cx] + 2CO
В известном способе для выплавки силикомарганца в шихту применяют марганцевые оксидные концентраты, кварцит, углеродистый восстановитель и флюсы на основе оксидов кальция и магния.A known method of producing silicomanganese in an ore-reducing electric furnace (5) by the reactions:
(MnO) + (1 + x) C ---> MnCx + CO
(SiO 2 ) + 2C + [MnCx] ---> [Mn-Si-Cx] + 2CO
In the known method for the smelting of silicomanganese into a charge, manganese oxide concentrates, quartzite, a carbon reducing agent and fluxes based on calcium and magnesium oxides are used.
Недостатком известного способа является низкое извлечение марганца из шихты в сплав (не более 78%), связанное с улетом и шлаковыми потерями марганца. The disadvantage of this method is the low extraction of manganese from the mixture into the alloy (not more than 78%), associated with the escape and slag loss of manganese.
Известен способ электросиликотермического получения металлического марганца (6), основанный на реакции восстановления MnO кремнием силикомарганца. A known method of electro-silicothermic production of metallic manganese (6), based on the reduction reaction of MnO with silicon silicomanganese.
В известном способе, состоящем из трех этапов, сначала получают передельный малофосфористый марганцевый шлак (60-62% MnO, 26-27% SiO2) восстановлением марганцевого концентрата коксом, затем получают силикомарганец (28% Si) совместным восстановлением коксом марганца и кремния из шихты, состоящей из передельного малофосфористого марганцевого шлака и кварцита, на последнем этапе кремнием силикомарганца восстанавливают марганец передельного малофосфористого марганцевого шлака по реакции:
n(MnO•mSiO2) + x[Si] ---> 2x[Mn] + (n-2x)MnO•(m+x)SiO2.In the known method, which consists of three stages, first receive redistributed low-phosphorous manganese slag (60-62% MnO, 26-27% SiO 2 ) by reduction of manganese concentrate with coke, then get silicomanganese (28% Si) by the joint reduction of manganese and silicon coke from the mixture consisting of redistributed low-phosphorous manganese slag and quartzite, at the last stage, silicon of silicomanganese reduces manganese of low-phosphorous manganese slag by the reaction:
n (MnO • mSiO 2 ) + x [Si] ---> 2x [Mn] + (n-2x) MnO • (m + x) SiO 2 .
Недостатком известного способа является очень низкое сквозное извлечение марганца (50-52%), связанное с улетом марганца и большими потерями марганца с отвальными шлаками (на третьей стадии процесса при выплавке металлического марганца потери марганца с отвальным шлаком достигают 15%). The disadvantage of this method is the very low through extraction of manganese (50-52%), associated with the loss of manganese and large losses of manganese with waste slag (at the third stage of the process when smelting metallic manganese, losses of manganese with waste slag reach 15%).
Известен способ получения низкоуглеродистого (0,5% C) и среднеуглеродистого (1-2% C) ферромарганца электросиликотермическим способом (7). A known method for producing low-carbon (0.5% C) and medium-carbon (1-2% C) ferromanganese electro-silicothermic method (7).
В известном способе в качестве марганецсодержащего сырья используют марганцевые концентраты, передельный малофосфористый марганцевый шлак или их смеси, а восстановителем служит кремний силикомарганца. In the known method, as manganese-containing raw materials, manganese concentrates are used, converted low-phosphorous manganese slag or mixtures thereof, and silicon silicomanganese is used as a reducing agent.
Недостатком известного способа является очень низкое извлечение марганца в сплав (не более 68%), обусловленное улетом марганца и его потерями с отвальным шлаком. The disadvantage of this method is the very low extraction of manganese in the alloy (not more than 68%), due to the escape of manganese and its losses with dump slag.
Задачей изобретения является использование в шихту неокускованного материала, повышение извлечения марганца в сплав путем уменьшения его потерь с отвальным шлаком, а также снижение выхода отвального шлака. The objective of the invention is the use of a mixture of unskulled material, increasing the extraction of manganese in the alloy by reducing its loss with dump slag, as well as reducing the yield of dump slag.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе получения ферромарганца, включающем создание руднотермического режима плавки в электропечи, загрузку шихты, состоящей из смеси марганцевого сырья с углеродистым восстановителем, восстановительную плавку шихты, удаление ферромарганца из печи, согласно изобретению перед загрузкой шихты формируют реакционный объем расплава на основе фторида кальция (плавиковый шпат), а в качестве углеродистого восстановителя используют отходы футеровки и электродов алюминиевых электролизеров. The specified technical result is achieved by the fact that in the method of producing ferromanganese, including the creation of an ore-thermal regime of smelting in an electric furnace, loading a mixture consisting of a mixture of manganese raw materials with a carbon reducing agent, reducing smelting of the mixture, removing ferromanganese from the furnace, the reaction volume of the melt is formed before loading the mixture, according to the invention based on calcium fluoride (fluorspar), and lining wastes and aluminum electrolysis electrodes are used as the carbon reducing agent erov.
Способ осуществляется следующим образом. The method is as follows.
В ванну рудовосстановительной электропечи, футерованную углеродистой массой или представляющую водоохлаждаемый металлический кожух, загружают плавиковый шпат, расплавляют его в дуговом режиме и в руднотермическом режиме доводят до жидкоподвижного состояния. Затем в ванну печи непрерывно загружают шихту, состоящую из смеси порошкообразного марганецсодержащего сырья и углеродистого восстановителя. Твердый углерод, плавающий по поверхности расплава, восстанавливает растворенные в расплаве плавикового шпата оксиды марганца, железа и кремния, при этом образующийся металлический сплав опускается на подину печи. Цикл загрузка шихты в расплав - восстановление многократно повторяется, при этом образующийся ферромарганец остается в печи (плавка на блок), либо удаляется через выпуск. In the bath of an ore-reducing electric furnace lined with a carbon mass or representing a water-cooled metal casing, fluorspar is loaded, melted in an arc mode and brought into a liquid-mobile state in an ore-thermal mode. Then, a mixture consisting of a mixture of powdered manganese-containing raw material and a carbonaceous reducing agent is continuously charged into the furnace bath. Solid carbon floating on the surface of the melt reduces the oxides of manganese, iron and silicon dissolved in the melt of fluorspar, while the resulting metal alloy is lowered to the bottom of the furnace. The cycle of loading the mixture into the melt - reduction is repeated many times, while the resulting ferromanganese remains in the furnace (smelting per block) or is removed through the outlet.
Примеры осуществления предлагаемого способа
1. Получение силикомарганца путем восстановления коксом передельного малофосфористого марганцевого шлака.Examples of the proposed method
1. The production of silicomanganese by coke reduction of a specific low-phosphorous manganese slag.
В опытах использовалась дуговая электропечь мощностью 100 кВ•A, позволяющая загружать до 100 кг шихтовых материалов, предназначенная для плавки на блок. В ванну печи с углеродистой футеровкой загружался плавиковый шпат в количестве 50 кг, который плавился в дуговом режиме и доводился в руднотермическом режиме до жидкоподвижного состояния в течение 25-30 мин. Затем в ванну печи загружался передельный малофосфористый марганцевый шлак (МШФ) в количестве 40 кг и металлургический кокс в количестве 8 кг. Продолжительность первого опыта с момента загрузки шихты составила 45 мин, второго - 3 ч. Химический анализ ( мас.%) исходного малофосфористого шлака и полученных продуктов приведен в таблице 1. In the experiments, an electric arc furnace with a capacity of 100 kV • A was used, which allows loading up to 100 kg of charge materials, intended for melting on a block. 50 kg of fluorspar was loaded into the bathtub of the furnace with carbon lining, which was melted in an arc mode and brought in a liquid-thermal mode to a liquid-mobile state within 25-30 minutes. Then, in the amount of 40 kg, redistributed low-phosphorous manganese slag (MSF) and 8 kg of metallurgical coke were loaded into the furnace bath. The duration of the first experiment since loading the charge was 45 minutes, the second 3 hours. Chemical analysis (wt.%) Of the initial low-phosphorous slag and the resulting products are shown in table 1.
Изучение распределения марганца в исходной шихте (МШФ) и продуктах плавки показало, что извлечение марганца из шихты в сплав составило в первом опыте 91,4%, а во втором опыте - 96,1%. A study of the distribution of manganese in the initial charge (MSF) and smelting products showed that the extraction of manganese from the charge into the alloy was 91.4% in the first experiment and 96.1% in the second experiment.
2. Получение высокоуглеродистого ферромарганца путем восстановления коксом марганцевого карбонатного концентрата
В опыте использовалась дуговая электропечь мощностью 100 кВ•A, позволяющая загружать до 100 кг шихтовых материалов, предназначенная для плавки на блок. В ванну печи с углеродистой футеровкой загружался плавиковый шпат в количестве 50 кг, который плавился в дуговом режиме и доводился в руднотермическом режиме до жидкоподвижного состояния в течение 25-30 мин. Затем в ванну печи загружался марганцевый карбонатный концентрат в количестве 40 кг и металлургический кокс в количестве 12 кг. Продолжительность опыта с момента загрузки шихты составила 3 ч. Химический анализ (мас.%) исходного концентрата и полученных продуктов приведен в таблице 2.2. Obtaining high-carbon ferromanganese by coke reduction of manganese carbonate concentrate
In the experiment, an electric arc furnace with a capacity of 100 kV • A was used, which allows loading up to 100 kg of charge materials, intended for melting on a block. 50 kg of fluorspar was loaded into the bathtub of the furnace with carbon lining, which was melted in an arc mode and brought in a liquid-thermal mode to a liquid-mobile state within 25-30 minutes. Then, 40 kg of manganese carbonate concentrate and 12 kg of metallurgical coke were loaded into the furnace bath. The duration of the experiment since loading the charge was 3 hours. Chemical analysis (wt.%) Of the initial concentrate and the resulting products are shown in table 2.
Из приведенных данных химического анализа видно, что содержание марганца в шлаке составляет 0,8%. From the above chemical analysis data it is seen that the manganese content in the slag is 0.8%.
3. Получение высокоуглеродистого ферромарганца путем совместного восстановления коксом оксидного марганцевого концентрата и окалины
В опыте использовалась дуговая электропечь РК3-2ФС-Н1, имеющая ванну диаметром 1435 мм, футерованную графитом и оборудованную выпускным отверстием в средней части. Подача напряжения на печь осуществлялась через три графитовых электрода диаметром 150 мм, запитанных на трехфазный трансформатор мощностью 2000 кВ•A.3. Obtaining high-carbon ferromanganese by co-reduction with coke oxide manganese concentrate and scale
In the experiment, an electric arc furnace RK3-2FS-N1 was used, having a bath with a diameter of 1435 mm, lined with graphite and equipped with an outlet in the middle part. The furnace was supplied with voltage through three graphite electrodes with a diameter of 150 mm, powered by a three-phase transformer with a power of 2000 kV • A.
В ванну печи загружался электроплавленный флюс АНФ-32 в количестве 1000 кг следующего химического состава (%): CaF2 - 40,4; CaO - 21,4; Al2O3 - 21,7; MgO - 3,5, плавился открытой дугой и доводился до жидкоподвижного состояния в руднотермическом режиме в течение 1 часа. Затем в ванну печи частями загружался марганцевый оксидный концентрат в количестве 1520 кг крупностью 0-1,5 мм, содержащий 41,5% или 630,8 кг марганца, прокатная окалина в количестве 320 кг крупностью 0-1,25 мм, содержащая 72% или 230 кг железа и крупнокусковой металлургический кокс в количестве 250 кг, содержащий 80,0% C. Продолжительность плавки с начала загрузки шихты составила 5 ч. 40 мин. В результате плавки было получено 850 кг сплава и 1100 кг шлака. Химический анализ (мас.%) исходного концентрата и полученных продуктов представлен в таблице 3.An ANF-32 electrofused flux in the amount of 1000 kg of the following chemical composition (%) was loaded into the furnace bath: CaF 2 - 40.4; CaO - 21.4; Al 2 O 3 - 21.7; MgO - 3.5, melted in an open arc and brought to a liquid-mobile state in the ore-thermal regime for 1 hour. Then, manganese oxide concentrate in an amount of 1520 kg with a grain size of 0-1.5 mm containing 41.5% or 630.8 kg of manganese was loaded in parts into the bath of the furnace, mill scale in an amount of 320 kg with a grain size of 0-1.25 mm, containing 72% or 230 kg of iron and lumpy metallurgical coke in an amount of 250 kg containing 80.0% C. The melting time from the beginning of the charge loading was 5 hours and 40 minutes. As a result of smelting, 850 kg of alloy and 1100 kg of slag were obtained. Chemical analysis (wt.%) Of the starting concentrate and the resulting products are presented in table 3.
Из данных химического анализа видно, что извлечение марганца из концентрата в сплав составило 79% (498 кг), а в шлак - 0,87% (5,5 кг), причем марганец в шлаке является не потерянным, а задолженным, так как полученный шлак является не отвальным, а оборотным - его повторно используют для формирования реакционного объема расплава. From the data of chemical analysis it can be seen that the extraction of manganese from the concentrate to the alloy was 79% (498 kg), and to the slag - 0.87% (5.5 kg), and the manganese in the slag is not lost, but indebted, since the received the slag is not dump, but reverse - it is reused to form the reaction volume of the melt.
Таким образом, по предлагаемому способу можно получать ферромарганец из неокускованной шихты, при значительном снижении потерь марганца с отвальным шлаком и снижением выхода отвального шлака. Thus, according to the proposed method, it is possible to obtain ferromanganese from an unskulled charge, with a significant reduction in losses of manganese with dump slag and a decrease in the yield of dump slag.
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99111338A RU2148102C1 (en) | 1999-05-28 | 1999-05-28 | Method of preparing ferromanganese |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU99111338A RU2148102C1 (en) | 1999-05-28 | 1999-05-28 | Method of preparing ferromanganese |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2148102C1 true RU2148102C1 (en) | 2000-04-27 |
Family
ID=20220536
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU99111338A RU2148102C1 (en) | 1999-05-28 | 1999-05-28 | Method of preparing ferromanganese |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2148102C1 (en) |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2197551C1 (en) * | 2001-12-18 | 2003-01-27 | Малов Евгений Иванович | Method of processing high-phosphorus manganiferous ores |
| RU2295586C2 (en) * | 2005-02-14 | 2007-03-20 | Владимир Иванович Хобот | Middle- and low-carbon ferromanganese production process |
| RU2298046C2 (en) * | 2005-07-07 | 2007-04-27 | Череповецкий государственный университет (ЧГУ) | Carbon ferromanganese melting process |
| RU2348727C1 (en) * | 2007-06-19 | 2009-03-10 | Сергей Викторович Дигонский | Method of manganese ore reducing fusion |
| CN110129506A (en) * | 2019-05-15 | 2019-08-16 | 东北大学 | The method that AL-Si-Fe alloy is produced in waste refractory materials pretreatment carbon thermal reduction |
| WO2022058761A1 (en) * | 2020-09-21 | 2022-03-24 | Гоча КУРДАДЗЕ | Method of recovering manganese from manganese ore concentrate |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1980001170A1 (en) * | 1978-12-11 | 1980-06-12 | Sofrem | Disilification process of manganese alloys |
| EP0281796A1 (en) * | 1987-03-11 | 1988-09-14 | Thyssen Stahl Aktiengesellschaft | Method of producing affined ferromanganese |
| SU1534086A1 (en) * | 1988-06-20 | 1990-01-07 | Днепропетровский Металлургический Институт | Method of melting manganese-containing ferroalloys |
| WO1990015165A1 (en) * | 1989-06-02 | 1990-12-13 | Cra Services Limited | Manufacture of ferroalloys using a molten bath reactor |
| SU1694677A1 (en) * | 1989-03-07 | 1991-11-30 | Днепропетровский Металлургический Институт | Method of melting ferromanganese |
| EP0652296A1 (en) * | 1993-05-18 | 1995-05-10 | Mizushima Ferroalloy Co., Ltd. | Method of and apparatus for manufacturing medium and low carbon ferromanganese |
-
1999
- 1999-05-28 RU RU99111338A patent/RU2148102C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| WO1980001170A1 (en) * | 1978-12-11 | 1980-06-12 | Sofrem | Disilification process of manganese alloys |
| EP0281796A1 (en) * | 1987-03-11 | 1988-09-14 | Thyssen Stahl Aktiengesellschaft | Method of producing affined ferromanganese |
| SU1534086A1 (en) * | 1988-06-20 | 1990-01-07 | Днепропетровский Металлургический Институт | Method of melting manganese-containing ferroalloys |
| SU1694677A1 (en) * | 1989-03-07 | 1991-11-30 | Днепропетровский Металлургический Институт | Method of melting ferromanganese |
| WO1990015165A1 (en) * | 1989-06-02 | 1990-12-13 | Cra Services Limited | Manufacture of ferroalloys using a molten bath reactor |
| EP0652296A1 (en) * | 1993-05-18 | 1995-05-10 | Mizushima Ferroalloy Co., Ltd. | Method of and apparatus for manufacturing medium and low carbon ferromanganese |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ГАСИК М.И. и др. Теория и технология производства ферросплавов. - М.: Металлургия, 1988, с. 256 - 263. * |
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2197551C1 (en) * | 2001-12-18 | 2003-01-27 | Малов Евгений Иванович | Method of processing high-phosphorus manganiferous ores |
| RU2295586C2 (en) * | 2005-02-14 | 2007-03-20 | Владимир Иванович Хобот | Middle- and low-carbon ferromanganese production process |
| RU2298046C2 (en) * | 2005-07-07 | 2007-04-27 | Череповецкий государственный университет (ЧГУ) | Carbon ferromanganese melting process |
| RU2348727C1 (en) * | 2007-06-19 | 2009-03-10 | Сергей Викторович Дигонский | Method of manganese ore reducing fusion |
| CN110129506A (en) * | 2019-05-15 | 2019-08-16 | 东北大学 | The method that AL-Si-Fe alloy is produced in waste refractory materials pretreatment carbon thermal reduction |
| WO2022058761A1 (en) * | 2020-09-21 | 2022-03-24 | Гоча КУРДАДЗЕ | Method of recovering manganese from manganese ore concentrate |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US8088192B2 (en) | Recovery of residues containing copper and other valuable metals | |
| US20080156144A1 (en) | Method for reducing to metallic chromium the chromium oxide in slag from stainless steel processing | |
| JP5656172B2 (en) | Method for recovering valuable metals from slag | |
| JP3338701B2 (en) | Method for producing chromium-containing metal | |
| JPH06145836A (en) | Production of alloy utilizing aluminum slag | |
| RU2148102C1 (en) | Method of preparing ferromanganese | |
| RU2235790C1 (en) | Rail steel melting method | |
| CA2525559A1 (en) | Method for recovering metallic elements, especially metallic chromium, from slag containing metal oxides in an electric-arc furnace | |
| RU2037543C1 (en) | Method to produce metals and alloys | |
| RU2455379C1 (en) | Method to melt low-carbon manganiferous alloys | |
| RU2082785C1 (en) | Process for recovery of metal from slag resulting from foundry ferrosilicon chrome | |
| CA1146758A (en) | Method for producing electric steel | |
| RU2102497C1 (en) | Method of melting vanadium-containing steel in electric arc furnace | |
| US3329497A (en) | Process for the manufacture of ferromanganese-silicon | |
| RU2329322C2 (en) | Method of producing high titanium ferroalloy out of ilmenite | |
| RU2164543C1 (en) | Method of preparing low-carbon metals and alloys | |
| GB2094354A (en) | Producing Mn-Fe alloy by carbothermic reduction | |
| RU2153023C1 (en) | Method of processing raw materials containing manganese with recovery of metals | |
| RU2348727C1 (en) | Method of manganese ore reducing fusion | |
| RU2102516C1 (en) | Method of preparing ferrotitanium | |
| RU2031132C1 (en) | Method of remelting of complex-alloyed alloy waste | |
| JP2003049235A (en) | Chromium-containing metal and method for producing the same | |
| US4101316A (en) | Conversion of molybdenite concentrate to ferro-molybdenum and simultaneous removal of impurities by direct reduction with sulfide forming reducing agents | |
| EP0153260B1 (en) | Process for the production of ferromanganese refined by metallothermic reactions in the ladle | |
| RU2204612C1 (en) | Method for melting manganese-containing steel |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20170529 |