Производство углеродистого ферромарганца

Ферромарганец применяют для раскисления и легирования стали. В ферросплавных печах выплавляют углеродистый ферромарганец двух марок: ФМн78 и ФМн70, которые содержат марганца соответственно 75-82 и 65-75%. В сплавах также содержится 5-7% С, от 1 до 4-6% Si, 0,3-0,6% Р, 0,02% S.

Марганцевые руды содержат много фосфора, поэтому и в ферромарганце содержание этого вредного элемента высокое.

Для выплавки ферромарганца используют неофлюсованный и офлюсованный марганцевый агломерат и концентраты марганцевых руд, железорудные окатыши либо железные руды или железную стружку и иногда известняк. В рудах марганец находится в виде МnО₂, Мn₂О₃, Мn₃О₄ и МnСО₃, основной примесью является SiO₂. Содержание марганца в рудах составляет 16-57%. Большая часть добываемых марганцевых руд бедные; их обогащают, получая концентрат с содержанием > 25-43% Мn; концентрат, как правило, подвергают агломерации, агломерат содержит > 36-45% Мn. Коксик применяют размером 3-15мм. Содержание золы в нем не должно быть более 12%, влаги - не более 11%, фосфора - не более 0,02%.

Углеродистый ферромарганец выплавляют флюсовым или бесфлюсовым методом. Во втором случае процесс ведут без добавки извести и получают, кроме углеродистого ферромарганца, еще бесфосфористый марганцевый шлак (около 50% МnО и менее 0,02% Р). Такой шлак используют вместо марганцевой руды для выплавки силикомарганца или малофосфористых марганцевых сплавов.

Бесфлюсовым методом, перерабатывают богатые руды, а бедные руды с повышенным содержанием кремнезема - флюсовым методом. Выплавляют углеродистый ферромарганец в закрытых печах мощностью до 75 MB • А с угольной футеровкой, печи круглые и прямоугольной формы. При бесфлюсовом процессе шихтой служит марганцевый концентрат (агломерат), содержащий более 48% Мn, коксик и железорудные окатыши либо железная стружка (соответственно в количестве 2100-2600, 450-500 и 100-200 кг/т сплава). При флюсовой плавке расход материалов примерно такой же; при этом для получения требуемой основности шлака (1,1-1,4) используют либо офлюсованный агломерат, либо неофлюсованный с добавкой известняка (до 0,7-0,9 т/т сплава). Зачастую в печь вводят отходы ферромарганца.

Плавку ведут непрерывным процессом при напряжении 110 - 160 В; невысокое напряжение желательно, чтобы уменьшить перегрев ванны и потери марганца в результате его испарения и улета (марганец обладает высокой упругостью пара и при высоких температурах значительная часть его испаряется; в нормальных условиях производства потери в результате испарения достигают 8-10%). Электроды погружают в шихту на глубину 1200-1500 мм. Вследствие глубокой посадки над зоной высоких температур находится большой слой шихты. Пройдя такое расстояние, шихтовые материалы попадают в зону прямого восстановления хорошо нагретыми. Большая высота необходима также, чтобы пары марганца успевали конденсироваться в верхних слоях шихты. Расстояние от конца электродов до пода поддерживают в пределах 800-] 300 мм; удаление электродов от пода предотвращает перегрев металла и испарение марганца.

Строение ванны по высоте следующее: слой твердой шихты, зона плавления (вблизи нижней части электродов), слой жидкого шлака (у концов электродов и ниже них), слой жидкого сплава (без полостей под электродами).

Высшие оксиды марганца (МnО₂, Мn₂О₃ и Мn₃О₄ непрочны и легко восстанавливаются оксидом углерода отходящих газов при низких температурах вверху слоя шихты. Оксид МnО восстанавливается в высокотемпературных приэлектродных зонах по следующим реакциям, протекающим со значительной затратой тепла:

МnО + С = Мn + СО - 288290 Дж

3 МnО + 4С = Мn₃С + 3 СО - 780800 Дж.

Теоретическая температура начала этих реакций равна соответственно 1420 и 1227 °С, в связи с чем преимущественное развитие получает восстановление по второй реакции, и сплав поэтому содержит много углерода. Протекает также восстановление углеродом железа из окатышей. Насыщенные углеродом частицы марганца плавятся при температуре 1300-1350 °С и, растворяя железо, опускаются на подину печи. Из SiO₂ руды восстанавливается немного кремния, восстанавливается также около 90% содержащегося в рудных материалах фосфора. Кремний и значительная часть марганца восстанавливаются из шлака.

Из не восстановившихся оксидов формируется шлак, который расплавляется при 1300-1400 °С. При флюсовой плавке вводимый в шихту флюс (СаО) облегчает восстановление марганца, поскольку связывает имеющийся в больших количествах в шлаке оксид SiO₂ в силикат кальция, высвобождая МnО из соединений с SiO₂.

Сплав и шлак выпускают через летку одновременно (три-шесть раз в сутки) в футерованный ковш или в стальной ошлакованный изнутри ковш, обеспечивая при этом отделение шлака (один из способов отделения состоит в том, что сплав, как. более тяжелый, остается в ковше, а шлак переливается через сливной носок ковша в чугунные изложницы). Сплав разливают в изложницы или на разливочной машине в чушки.

При бесфлюсовом процессе степень извлечения марганца в сплав равна ~ 60%. Получаемый шлак (1,0-1,2 т/т сплава) содержит 45-53% МпО, - 29% SiO₂, - 6% СаО и <0,02% Р; шлак, как отмечалось, используют для выплавки силикомар-ганца. Расход электроэнергии равен 3100 - 3800 кВт • ч/т.

При флюсовом процессе количество шлака равно 1,4-1,8 т/т сплава; он содержит 8-20% Мn, - 33% SiO₂, - 38% СаО; шлак отправляют в отвал. Степень извлечения марганца равна ~ 75%. Расход электроэнергии составляет 4100-4400 кВт • ч/т.

Рис. 4.2. Технологическая схема производства ферросилиция:   / — денточный транспортер; 2 — закрома; 3 — грейфер; 4 — железнодорожный вагон; 5 — барабан для рассева стружки; 6 — бункер; 7 — конусная дробилка; 8 — пластин­чатый питатель; 9 — моечный барабан; 10 — обезвоживающий грохот; 11 — отсевы; 12 — грохот двухеитный; 13 — дробилка коксовая; 14 — элеватор; 15 — дозировоч­ные бункера; 16 — ленточный автоматический дозатор; 17 — печные бункера; 18 — завалочная машина П. С. Плюйко; 19 — труботечка; 20 — открытая руднотермическая печь для выплавки ФС75; 21 — ковш для сплава; 22 — тележка; 23 — руднотермическая печь, закрытая сводом, для выплавки ФС18, ФС25, ФС45, ФС65; 24 — ковш;25 — машина для разливки сплава; 26 — изложницы для разливки сплава; 27 — короб; 28— бак для грануляции сплава; 29 — газоочистка

хрома: / — железнодорожный вагон; 2 — закрома; 3 — грейфюр; 4 -Г бункер; 5 — пластинча­тый питатель; 6 — щековая дробилка; 7 — односитный грохот;-'Я — ленточный транспор­тер; 9 — питатель с решеткой; 10 — барабан для сушки я прокаливания хромовой руды; 11 — закрома для хранения шихтовых материалов; 12 — короб; 13 — ковш для сплава;' 14 — барабан для сушки ферросиликохрома; 15 — руднотермическая печь; 16 — бак для грануляции сплава; 17 — транспортер; 18 — печь для обжига известняка; 19 — до­зировочные бункера; 20 — автоматические дозаторы; 21 — моиорельсовая раздаточная тележка; 22 — крупная руда; 23 — хромсодержащие отходы собственного производства; 24 — хромсодержащая фракция; 25 — рафинировочная печь; 26 — шлаковня; 27 — уста­новка для сепарации шлака; 28 — бутобой; 29 — слиток; 30 — изложница; 31 — роль­ганг; 32 — дробилка; 33 — барабан; 34 — питатель; 35 — решетка; 36 — мелочь на Переплав

2 Коксик   Рис. . Технологическая схема производства углеродистого феррохрома

[1] — железнодорожный вагон; 2 — кран мостовой; 3 — грейфер; 4 — закрома; 5 — питатель пластинчатый; 6 — отсевы кварцита; 7 — дробилка щековая; 8 — нозвраты собственные; 9 — бункер; 10 — грохот двухеитный; 11 — отсевы; 12 — дробилка двухвалковая; 13 — бункер дозировочный с питателем; 14 — тележка дозировочная; 15 — печные бункеры; 16 — труботечка; 17 — печь рудовосстанонительная; 18 — ковш для приема сплава; 19 — тележка; 20 — шлаковня; 21 — короб; 22 — бак для грануляции сплава; 23 — желоб

Практическая работа: «Сравнительная характеристика основных способов производства железа и его сплавов».

Задача. Провести анализ основных технологических параметров процессов получения железа и его сплавов.

РЕКОМЕНДУЕМАЯ ЛИТЕРАТУРА

1.Чернега Д.Ф., Богущевський В.С. та ін. - Основи металургійного виробництва металів і сплавів. Київ. Вища школа, 2006р.-503стор.

2.Денисов С.И. Улавливание и утилизация пылей и газов(на предприятиях черной металлургии) Київ. Вища школа,1992р.-333стор.

3. Воскобойников В.Г., Кудрин В.А., Якушев А.М. Общая металлургия. Москва МКЦ «Академкнига» 2005-768с; 253 ил (учебник для вузов)

4.Г.Г., Гиммельфарб А.А., Левченко В.Е. - Металлургия Ефименко чугуна. Киев. Вища школа, 1981г.-496с.

5.Поволоцкий Д.Я., Рощин В.Е. и др. - Злектрометаллургия стали и ферросплапвов. М. Металлургия, 1984г.-568с.

6.Абросимов И.И., Аншенс И.И. и др. - Металлургия стали. М. Металлургия, Москва, 1961г.-680с.

7.М.А.Рысс Производство ферросплавов.М. Металлургия, 1985г. -344с.

8.Гасик М.И. Теория и технология электрометаллургии ферросплавов. Интермет Инжиниринг, 1999г. -764с.

^[1] Условно обозначим искомый элемент индексом Ме (от слова «металл»).