RU2005803C1 - Process for preparing ferromanganese for welding production - Google Patents
Process for preparing ferromanganese for welding production Download PDFInfo
- Publication number
- RU2005803C1 RU2005803C1 SU5034207A RU2005803C1 RU 2005803 C1 RU2005803 C1 RU 2005803C1 SU 5034207 A SU5034207 A SU 5034207A RU 2005803 C1 RU2005803 C1 RU 2005803C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- alloy
- ferromanganese
- ratio
- salt
- naoh
- Prior art date
Links
- 229910000616 Ferromanganese Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 24
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 24
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims description 18
- 238000003466 welding Methods 0.000 title description 14
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical class [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 16
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims abstract description 12
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 8
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims abstract description 7
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims abstract description 4
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims description 33
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims description 33
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 12
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 11
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 11
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 3
- BHEPBYXIRTUNPN-UHFFFAOYSA-N hydridophosphorus(.) (triplet) Chemical compound [PH] BHEPBYXIRTUNPN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 239000006185 dispersion Substances 0.000 claims 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 21
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 16
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 16
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 15
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 15
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 15
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 14
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 14
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 229910020995 NaCl—NaOH Inorganic materials 0.000 description 9
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 7
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 6
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 6
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 4
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 3
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 3
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 2
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 2
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 2
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 239000007788 liquid 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
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000851 Alloy steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004484 Briquette Substances 0.000 description 1
- 229910000975 Carbon steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- 229910000720 Silicomanganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000001133 acceleration Effects 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 239000000443 aerosol Substances 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 239000011230 binding agent Substances 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000009833 condensation Methods 0.000 description 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 description 1
- 238000005520 cutting process Methods 0.000 description 1
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 231100000572 poisoning Toxicity 0.000 description 1
- 230000000607 poisoning effect Effects 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 238000010583 slow cooling Methods 0.000 description 1
- 239000001488 sodium phosphate Substances 0.000 description 1
- 229910000162 sodium phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002269 spontaneous effect Effects 0.000 description 1
- RYFMWSXOAZQYPI-UHFFFAOYSA-K trisodium phosphate Chemical compound [Na+].[Na+].[Na+].[O-]P([O-])([O-])=O RYFMWSXOAZQYPI-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
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.
Среднеуглеродистый ферромарганец является обязательной составляющей обмазки сварочных электродов. Поэтому сварка как углеродистой, так и легированной стали без среднеуглеродистого ферромарганца невозможна. Mid-carbon ferromanganese is an essential component of the coating of welding electrodes. Therefore, welding of both carbon and alloy steel without medium-carbon ferromanganese is impossible.
Качество среднеуглеродистого ферромарганца оказывает значительное влияние на качество и надежность сварки. Особенно большое влияние на качество и надежность сварки оказывает фосфор. Фосфор является основной причиной, вызывающей сварочные трещины. Повышение содержания фосфора и в сварочных электродах (в т. ч. особенно в среднеуглеродистом ферромарганце, входящем в состав их обмазки), и в свариваемой стали понижает свариваемость любого металла. Поэтому для производства среднеуглеродистого ферромарганца используются только высококачественные малофосфористые руды (обычно P/Mn ≅0,0031), а для производства восстановителя - передельного силикомарганца специально выплавленный малофосфористый передельный шлак. По этим причинам плавка этого сплава осуществляется трехстадийным процессом, извлечение марганца из богатых концентратов на последней стадии плавки составляет лишь 13-23% , а сквозное извлечение не превышает 40% . В результате среднеуглеродистый ферромарганец для сварочного производства становится все более дорогим и дефицитным. Несмотря на огромные запасы марганца в стране для производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца приходится около 0,3 млн. т руды приобретать за валюту. The quality of medium carbon ferromanganese has a significant impact on the quality and reliability of welding. Phosphorus has a particularly great influence on the quality and reliability of welding. Phosphorus is the main cause of welding cracks. An increase in the phosphorus content in welding electrodes (including especially in medium-carbon ferromanganese, which is a part of their coating), and in welded steel decreases the weldability of any metal. Therefore, only high-quality low-phosphorous ores (usually P / Mn ≅0.0031) are used for the production of medium-carbon ferromanganese, and specially melted low-phosphorous tailings slag is used for the production of a reducing agent - converted silicomanganese. For these reasons, the smelting of this alloy is carried out by a three-stage process, the extraction of manganese from rich concentrates at the last stage of smelting is only 13-23%, and the through extraction does not exceed 40%. As a result, medium carbon ferromanganese for welding production is becoming increasingly expensive and scarce. Despite the huge reserves of manganese in the country for the production of medium- and low-carbon ferromanganese, it is necessary to acquire about 0.3 million tons of ore for currency.
Наиболее близким к заявляемому является способ кислородного рафинирования углеродистого ферромарганца, включающий выплавку сплава карботермическим процессом, и последующее рафинирование сплава от углерода путем его продувки газообразным кислородом в кислородном конвертере. При этом способе производства сквозное извлечение марганца в готовый сплав повышается до 55-60% , а суммарный расход электроэнергии сокращается практически в два раза (на 2500-3000 кВтч/т). Однако при этом способе производства уносится с газами 15-20% марганца. Последнее связано с тем, что марганец отличается аномально низкой температурой кипения. Дo 10% марганца, окисляясь, переходит в шлак. Поэтому окислительное рафинирование углеродистого ферромарганца возможно только при наличии надежно работающих установок для улавливания пыли (пыль и конденсаты марганца могут быть причиной очень серьезных, в т. ч. смертельных отравлений организма. Поэтому ПДК для марганца аэрозоль конденсации не превышает 0,03 мг/м3). Другим недостатком этого способа производства является то, что вследствие значительного угара марганца при кислородном рафинировании содержание фосфора в сплаве значительно повышается. Поэтому для плавки таким способом ферромарганца с содержанием фосфора ≅ 0,30% , пригодного для сварочного производства, нужны еще более чистые, чем для силикотермической плавки малофосфористые руды (P/Mn ≅ 0,0026% ). Между тем в нашей стране богатые малофосфористые руды выработаны. В стране все больше добывается карбонатных и бедных окисных руд, удельное содержание фосфора в которых в 3-4 раза выше допустимого для плавки среднеуглеродистого ферромарганца для сварочного производства.Closest to the claimed is a method of oxygen refining of carbon ferromanganese, including smelting the alloy carbothermal process, and subsequent refining of the alloy from carbon by blowing it with gaseous oxygen in an oxygen converter. With this method of production, the through extraction of manganese into the finished alloy rises to 55-60%, and the total energy consumption is reduced by almost half (by 2500-3000 kWh / t). However, with this production method, 15-20% of manganese is carried away with gases. The latter is due to the fact that manganese is characterized by an abnormally low boiling point. Up to 10% of manganese, being oxidized, passes into slag. Therefore, oxidative refining of carbon ferromanganese is possible only if there are reliable facilities for dust collection (dust and condensates of manganese can be very serious, including fatal poisoning of the body. Therefore, MPC for manganese condensation aerosol does not exceed 0.03 mg / m 3 ) Another disadvantage of this production method is that due to the significant fumes of manganese during oxygen refining, the phosphorus content in the alloy increases significantly. Therefore, for smelting ferromanganese with a phosphorus content of ≅ 0.30% suitable for welding in this way, low-phosphorous ores (P / Mn ≅ 0.0026%) are even purer than for silicothermic smelting. Meanwhile, in our country, rich low-phosphorous ores are developed. More and more carbonate and poor oxide ores are being mined in the country, the specific phosphorus content of which is 3-4 times higher than that acceptable for smelting medium-carbon ferromanganese for welding production.
Задачей изобретения является повышение извлечения марганца при производстве среднеуглеродистого ферромарганца. Другой задачей изобретения является понижение в сплаве содержания фосфора. Наконец, не менее важной задачей изобретения является возможность выплавки ферромарганца, пригодного для сварочного производства непосредственно из фосфористых (P/Mn≈ 0.008 -0.010) карбонатных или бедных окисных руд, т. е. уменьшения затрат дефицитной богатой малофосфористой руды. The objective of the invention is to increase the extraction of manganese in the production of medium carbon ferromanganese. Another object of the invention is to reduce the phosphorus content in the alloy. Finally, an equally important objective of the invention is the possibility of smelting ferromanganese suitable for welding directly from phosphorous (P / Mn≈ 0.008 -0.010) carbonate or poor oxide ores, i.e., to reduce the cost of scarce rich low-phosphorus ore.
Поставленная задача достигается тем, что сначала выплавляется из карбонатной руды с отношением Mn/Fe≈22÷25 ферромарганец ( Mn-85-86 % ; Fe ≅ 5 % ; P≈ 0,7 % ; Si= 4-5 % ), который разливается в слитки толщиной 250-300 мм. Слитки после остывания дробятся до крупности 30-100 мм и выдерживаются на воздухе в течение 4-14 сут. При этом сплав рассыпается в порошок. При рассыпании сплава содержание углерода в нем понижается до 1,5-2,0% , а фосфора до 0,4-0,5% . Затем рассыпавшийся сплав смешивают с порошком сплава (NaCl-NaOH) в соотношении (2-4): 1 и брикетируют, а брикеты затем нагревают до 700-900оС и выдерживают в течение 60-120 мин, после чего сплав отмывают горячей водой от соли, сушат, додрабливают до крупности 100-200 микрон и используют для изготовления сварочных электродов.The problem is achieved by first smelting from carbonate ore with a ratio of Mn / Fe≈22 ÷ 25 ferromanganese (Mn-85-86%; Fe ≅ 5%; P≈ 0.7%; Si = 4-5%), which It is poured into ingots 250-300 mm thick. After cooling, the ingots are crushed to a particle size of 30-100 mm and kept in air for 4-14 days. In this case, the alloy crumbles into powder. When the alloy is scattered, the carbon content in it decreases to 1.5-2.0%, and phosphorus to 0.4-0.5%. Then spilled alloy is mixed with alloy powder (NaCl-NaOH) in a ratio of (2-4): 1, and briquetted, and the briquettes are then heated to 700-900 ° C and held for 60-120 minutes, after which the alloy is washed with hot water from salts, dried, finish to a particle size of 100-200 microns and used for the manufacture of welding electrodes.
При таком способе плавки благодаря повышенному содержанию кремния в металл извлекается 80-85% марганца, а сплав самопроизвольно рассыпается на воздухе. При этом из металла удаляется значительная часть углерода. При выдержке рассыпавшегося сплава со смесью NaCl-NaOH из металла окисляется фосфор по реакции
Mn3P + 5NaOH = Na3PO4 +
+ Na2O + 3Mn + 5/2H2 , (I) после чего растворяется в солевом расплаве. При этом содержание фосфора понижается до 0,05-0,20% . Соль, остатки щелочи и фосфат натрия затем легко отмываются горячей водой, а порошок ферромарганца сушится, додрабливается до крупности 100-200 микрон и используется для изготовления сварочных электродов. Извлечение марганца в среднеуглеродистый ферромарганец при таком способе его производства составляет 80-85% , а расход электроэнергии даже при использовании бедной карбонатной руды по сравнению с силикотермической плавкой понижается на 2500-3000 кВтч/т.With this melting method, due to the increased silicon content, 80-85% of manganese is extracted into the metal, and the alloy spontaneously scatters in air. In this case, a significant part of carbon is removed from the metal. Upon exposure to the decayed alloy with a mixture of NaCl-NaOH, phosphorus is oxidized from the metal by the reaction
Mn 3 P + 5NaOH = Na 3 PO 4 +
+ Na 2 O + 3Mn + 5 / 2H 2 , (I) after which it dissolves in the molten salt. In this case, the phosphorus content decreases to 0.05-0.20%. Salt, alkali residues and sodium phosphate are then easily washed with hot water, and the ferromanganese powder is dried, finished to a particle size of 100-200 microns and is used to make welding electrodes. The extraction of manganese in medium-carbon ferromanganese with this method of its production is 80-85%, and the energy consumption even when using poor carbonate ore in comparison with silicothermic smelting is reduced by 2500-3000 kWh / t.
Для реализации подобной технологии плавки наиболее важными являются состав сплава, условия его охлаждения после разливки, соотношение между металлом и смесью NaCl-NaOH, температура и время выдержки брикетов. Самопроизвольное рассыпание сплава происходит по границам зерна, обогащенных ликватами, что ускоряет и делает более полным удаление фосфора во время выдержки порошка металла при 700-900оС. Ускорению рассыпания способствует повышение содержания кремния до 4-5% и понижение в сплаве концентрации железа (ниже 5% ), а также медленное охлаждение после разливки, чему способствует значительная толщина слитка (250-300 мм). При соотношении между NaCl-NaOH, равном 2: 1, и расходе смеси 25-50% от массы дефосфорируемого сплава (отношение металл: смесь (NaCl-NaOH) (4-2): 1 можно в соответствии со стехиометрией реакции (I) удалить в 2,5-5 раз больше фосфора чем содержится в сплаве перед дефосфорацией (≈ 0,4-0,5% ). Однако уменьшение концентрации NaOH понижает ее активность и делает необходимым очень большие выдержки порошка металла в расплаве NaCl-NaOH. При меньшем расходе дефосфоратора (смеси NaCl-NaOH) (отношение больше 4: 1) уменьшается степень дефосфорации и растет ее продолжительность при большем, чем 2: 1 отношении степень дефосфорации не повышается, а расход смеси NaCl-NaOH растет.To implement such a melting technology, the most important are the composition of the alloy, the conditions for its cooling after casting, the ratio between the metal and the NaCl-NaOH mixture, the temperature and the exposure time of the briquettes. Spontaneous spillage of the alloy occurs along grain boundaries enriched with liquids, which accelerates and makes more complete the removal of phosphorus during exposure of the metal powder at 700-900 о С. The acceleration of spillage contributes to an increase in the silicon content to 4-5% and a decrease in the concentration of iron in the alloy (lower 5%), as well as slow cooling after casting, which is facilitated by the significant thickness of the ingot (250-300 mm). When the ratio between NaCl-NaOH equal to 2: 1, and the flow rate of the mixture is 25-50% by weight of the dephosphorized alloy (metal: mixture ratio (NaCl-NaOH) (4-2): 1 can be removed in accordance with the stoichiometry of reaction (I) 2.5–5 times more phosphorus than that contained in the alloy before dephosphorization (≈ 0.4–0.5%). However, a decrease in the concentration of NaOH decreases its activity and makes it necessary for very long exposures of the metal powder in the NaCl – NaOH melt. dephosphorator consumption (NaCl-NaOH mixture) (ratio greater than 4: 1), the degree of dephosphorization decreases and its duration increases with a larger than 2: 1 ratio, the degree of dephosphorization does not increase, and the flow rate of the NaCl-NaOH mixture increases.
При 700-900оС NaCl-NaOH плавится и активно реагирует с поверхностью порошка металла. Наилучшие результаты получаются при t≈ 700-500°C 700-750оС. Последнее связано с тем, что смесь при этом находится в жидком состоянии, а концентрация NaOH максимальна. При повышении температуры излишне растет жидкоподвижность, и расплав вытекает из брикета, что уменьшает время соприкосновения расплава с дефосфорируемым металлом. Кроме этого особенно при t > 900оС уменьшается и концентрация (OH), что связано с развитием термической диссоциации NaOH.At 700-900 ° C NaCl-NaOH melts and reacts with the metal powder surface. The best results are obtained at t≈ 700-500 ° C 700-750 о С. The latter is due to the fact that the mixture is in a liquid state and the NaOH concentration is maximum. With increasing temperature, the fluidity increases excessively, and the melt flows out of the briquette, which reduces the contact time of the melt with the dephosphorized metal. Also especially when t> 900 C decreases and the concentration (OH), which is associated with the development of NaOH thermal dissociation.
П р и м е р 1. В промышленных условиях способ реализуется следующим образом. PRI me
Ферромарганец выплавляется из агломерата или обожженного карбонатного концентрата (Mn - 40-42% ; Fe ≈ 1,6% ; P - 0,3-0,4% ). Если концентрация железа в агломерате высокая, в шихту добавляется небольшое количество МФШ или маложелезистого концентрата. Шихта рассчитывается на получение в сплаве 4-5% Si, что повышает извлечение марганца и склонность сплава к рассыпанию. Сплав выпускается в ковш и после отделения от шлака разливается в плоские изложницы с высокими бортами. Затвердевший металл поплавочно грузится в металлические короба и вывозится в остывочно-разделочный пролет, после остывания дробится из куски весом до 20 кг и выдерживается в коробках на протяжении 4-14 сут до полного рассыпания. Рассыпавшийся сплав затем смешивают с порошком NaCl + NaOH (2: 1), предварительно сплавленным в солеплавильных печах при 800оС, в соотношении (4-2): 1. Соотношение принимается в зависимости от содержания в сплаве фосфора (при высокой концентрации 0.5-0.7 % P≈2÷1; при пониженной (3-4): 1 и без добавки связующего брикетируется. Брикетs затем засыпаются в коробки и нагреваются до 700-900оС сначала за счет тепла вновь разлитых новых порций металла, затем в печи, после чего металл отмывается от соли, подсушиваетcя и в мягких контейнерах отгружается потребителю.Ferromanganese is smelted from agglomerate or calcined carbonate concentrate (Mn - 40-42%; Fe ≈ 1.6%; P - 0.3-0.4%). If the concentration of iron in the agglomerate is high, a small amount of MFS or low-iron concentrate is added to the mixture. The mixture is designed to produce 4-5% Si in the alloy, which increases the extraction of manganese and the tendency of the alloy to spill. The alloy is produced in a bucket and, after separation from the slag, is poured into flat molds with high sides. The hardened metal is flooded into metal boxes and transported to a cooling and cutting span; after cooling, it is crushed from pieces weighing up to 20 kg and aged in boxes for 4-14 days until completely scattered. Spilled alloy powder is then mixed with NaCl + NaOH (2: 1), a prealloyed
П р и м е р 2. В лабораторной печи 100 кВт на шихте из агломерата, доломитизированного известняка и кокса выплавили ферромарганец (Mn - 84.0% ; Si - 5,2% ; P - 0,77% ; Fe - 4,2% ; С - 5,8% ). Металл затем выдержали до полного рассыпания, смешали с порошком, полученным из сплава NaCl-NaOH (мас. отношение 2: 1), сбрикетировали и выдержали при 700-900оС в течение 60-120 мин. После чего сплав отмыли от соли, просушили и проанализировали. Полученные результаты приведены в таблице.Example 2. In a 100 kW laboratory furnace, ferromanganese was smelted on a charge of sinter, dolomitic limestone and coke (Mn - 84.0%; Si - 5.2%; P - 0.77%; Fe - 4.2% ; C - 5.8%). The metal is then stood until complete scattering was mixed with the powder obtained from the alloy NaCl-NaOH (weight ratio 2: 1.), Sbriketirovali and kept at 700-900 C for 60-120 min. After that, the alloy was washed from salt, dried and analyzed. The results are shown in the table.
Как видно из приведенных данных при обработке при 700-900оС и соотношении в брикетах сплав - солевой расплав (4-2): 1 возможно получение порошка ферромарганца, пригодного для сварочного производства. Содержание кремния в нем составляет ≈5,2-5,5% , что не препятствует использованию порошка для приготовления высококачественых электродов.As can be seen from the above data, when processing at 700-900 о С and the ratio in alloy – salt melt briquettes (4-2): 1, it is possible to obtain ferromanganese powder suitable for welding production. The silicon content in it is ≈5.2-5.5%, which does not preclude the use of powder for the preparation of high-quality electrodes.
Изобретение позволяет получить следующие преимущества. The invention allows to obtain the following advantages.
Для производства ферромарганца использовать дешевые карбонатные руды, в т. ч. с удельным содержанием фосфора 0,008-0,010% /% Mn. To produce ferromanganese, use cheap carbonate ores, including those with a specific phosphorus content of 0.008-0.010% /% Mn.
Повысить извлечение марганца в сплав по сравнению с аналогом (силикотермической плавкой) практически в два раза и на 20-25% по сравнению с окислительным рафинированием газообразным кислородом. To increase the extraction of manganese in the alloy in comparison with the analogue (silicothermal smelting) by almost two times and by 20-25% compared with oxidative refining with gaseous oxygen.
Значительно снизить затраты на производство сплава. (56) Гасик М. И. Электротермия марганца, Киев: Техника, 1979, с. 151-152. Significantly reduce the cost of alloy production. (56) Gasik M.I. Electrothermal manganese, Kiev: Technique, 1979, p. 151-152.
Мизин В. Г. , Хобот В. И. , Данилевич Ю. А. и др. Рафинирование ферромарганца продувкой газообразным кислородом, Сталь, 1983, N 5, с. 12-15. Mizin V.G., Khobot V.I., Danilevich Yu.A. et al. Refining of ferromanganese by blowing with gaseous oxygen, Steel, 1983, No. 5, p. 12-15.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU5034207 RU2005803C1 (en) | 1992-03-26 | 1992-03-26 | Process for preparing ferromanganese for welding production |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU5034207 RU2005803C1 (en) | 1992-03-26 | 1992-03-26 | Process for preparing ferromanganese for welding production |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2005803C1 true RU2005803C1 (en) | 1994-01-15 |
Family
ID=21600283
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU5034207 RU2005803C1 (en) | 1992-03-26 | 1992-03-26 | Process for preparing ferromanganese for welding production |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2005803C1 (en) |
-
1992
- 1992-03-26 RU SU5034207 patent/RU2005803C1/en active
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| Dippenaar | Industrial uses of slag (the use and re-use of iron and steelmaking slags) | |
| RU2226220C2 (en) | Steelmaking slag reprocessing method | |
| US5279644A (en) | Fire refining precious metals asay method | |
| CN101838718A (en) | Medium frequency furnace internal dephosphorization and desulfurization smelting process | |
| CN100357470C (en) | Method for preparing ferro-titantium, steel and ferrovanadium from vanadium-titantium iron headings | |
| EP0235291A4 (en) | Method for obtaining vanadium slag. | |
| US20070283785A1 (en) | Process for recovery of iron from copper slag | |
| Matinde et al. | Metallurgical overview and production of slags | |
| US4521245A (en) | Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates | |
| RU2005803C1 (en) | Process for preparing ferromanganese for welding production | |
| KR100226897B1 (en) | Agglomerate method of pre-reduction fine ore for molten pig iron | |
| CN111235349A (en) | Method for producing silicon-vanadium alloy by smelting vanadium-rich slag and silicon-vanadium alloy | |
| Kokal et al. | Metallurgical Uses—Fluxes for Metallurgy | |
| AU606420B2 (en) | Non-ferrous metal recovery | |
| US6478840B1 (en) | Reduction of chromium content in slag during melting of stainless steel in electric arc furnaces | |
| CN116479214A (en) | Synthetic slag and preparation method and application thereof | |
| Dashevskii et al. | Dephosphorization of manganese-containing oxide melts | |
| RU2566230C2 (en) | Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal | |
| RU2082785C1 (en) | Process for recovery of metal from slag resulting from foundry ferrosilicon chrome | |
| SU996488A1 (en) | Method for processing waste storage batteries | |
| US3942977A (en) | Process for making iron or steel utilizing lithium containing material as auxiliary slag formers | |
| RU2059014C1 (en) | Method to produce briquets for direct steel alloying and deoxidizing with manganese | |
| US3556774A (en) | Process for the reduction of molten iron ore | |
| RU2108403C1 (en) | Method for production of copper-phosphorus alloying composition | |
| RU2791998C1 (en) | Method for direct production of cast iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag |