RU2118395C1 - Ferroalloy production process - Google Patents
Ferroalloy production process Download PDFInfo
- Publication number
- RU2118395C1 RU2118395C1 RU97104566A RU97104566A RU2118395C1 RU 2118395 C1 RU2118395 C1 RU 2118395C1 RU 97104566 A RU97104566 A RU 97104566A RU 97104566 A RU97104566 A RU 97104566A RU 2118395 C1 RU2118395 C1 RU 2118395C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- metal
- charge
- slag
- oxide
- ferroalloys
- Prior art date
Links
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 13
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 11
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 39
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 38
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 38
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 38
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 10
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims description 12
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 11
- 238000011049 filling Methods 0.000 claims description 7
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 7
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 7
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 3
- 238000005266 casting Methods 0.000 claims description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract description 17
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract description 9
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 abstract description 6
- 239000000956 alloy Substances 0.000 abstract description 6
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 4
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000010953 base metal Substances 0.000 abstract description 2
- 239000010959 steel Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 abstract 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 abstract 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 13
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 9
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 9
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 8
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 7
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 6
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 5
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 5
- 229910052758 niobium Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010955 niobium Substances 0.000 description 5
- GUCVJGMIXFAOAE-UHFFFAOYSA-N niobium atom Chemical compound [Nb] GUCVJGMIXFAOAE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- ZKATWMILCYLAPD-UHFFFAOYSA-N niobium pentoxide Inorganic materials O=[Nb](=O)O[Nb](=O)=O ZKATWMILCYLAPD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- URLJKFSTXLNXLG-UHFFFAOYSA-N niobium(5+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[Nb+5].[Nb+5] URLJKFSTXLNXLG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000592 Ferroniobium Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- ZFGFKQDDQUAJQP-UHFFFAOYSA-N iron niobium Chemical compound [Fe].[Fe].[Nb] ZFGFKQDDQUAJQP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 2
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 2
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- -1 alkaline-earth metal sulfates Chemical class 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011324 bead Substances 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 230000005587 bubbling Effects 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 230000003111 delayed effect Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000010894 electron beam technology Methods 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000011156 evaluation Methods 0.000 description 1
- 239000003517 fume Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052718 tin Inorganic materials 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к производству ферросплавов, лигатур, предназначенных для производства низколегированных, легированных специального назначения сталей и сплавов. The invention relates to metallurgy, in particular to the production of ferroalloys, alloys, intended for the production of low alloy, special alloy steels and alloys.
Известные способы, как правило, направлены на решение частных вопросов на конкретных стадиях производства того или иного вида ферросплава. Known methods, as a rule, are aimed at solving particular problems at specific stages of the production of a particular type of ferroalloy.
Например, в способе (1) для снижения в ферросплаве вредных примесей (S, P, As, Sn и др.) перед завалкой шихты в нагретую печь вводят сульфаты щелочных и щелочноземельных металлов с коксом. В способе (2) для улучшения технико-экономических показателей выплавки ферросплава часть восстановителя вводят непрерывно в определенный объем плавильного агрегата или созданию избыточного давления в загрузочных устройствах (3). For example, in method (1), in order to reduce harmful impurities (S, P, As, Sn, etc.) in a ferroalloy, alkali and alkaline-earth metal sulfates with coke are introduced into the heated furnace. In the method (2), in order to improve the technical and economic indicators of the ferroalloy smelting, a part of the reducing agent is introduced continuously into a certain volume of the melting unit or by creating excess pressure in the loading devices (3).
По технической сущности и решаемой задаче наиболее близким к предлагаемому является способ, включающий подготовку шихты (дозирование и смешивание шихтовых материалов), завалку шихтовых материалов, плавление с углетермическим восстановлением, выпуск металла и его разливку (4). In terms of technical nature and the problem to be solved, the closest to the proposed method is the preparation of a charge (dosing and mixing of charge materials), filling of charge materials, melting with carbon thermal reduction, metal production and casting (4).
За счет оптимизации содержания сульфатов щелочноземельных материалов и углеродистого восстановителя путем дозирования шихты, при выплавке ферросплавов достигается повышение извлечения ведущего элемента на 8,5%, снижение расхода электроэнергии на 7,6-8,6%. Однако несмотря на положительные показатели процесса абсолютная величина извлечения основного элемента не превышает 80%. Кроме того не приводится сведений по содержанию вредных примесей, в частности серы, что важно, т.к. в технологическом процессе используются серасодержащие материалы. By optimizing the sulfate content of alkaline-earth materials and a carbon reducing agent by dosing the mixture, in the smelting of ferroalloys, an increase in the extraction of the lead element by 8.5%, reduction in energy consumption by 7.6-8.6% is achieved. However, despite the positive indicators of the process, the absolute value of the extraction of the main element does not exceed 80%. In addition, information on the content of harmful impurities, in particular sulfur, is not provided, which is important, because sulfur-containing materials are used in the technological process.
Вместе с тем в современных условиях производства ферросплавов возникает необходимость использовать в качестве исходной шихты техногенные отходы; габаритные кристаллические отходы в виде стружки, скрапа, порошка и т.д. (так называемая первая группа отходов); окисленные формы металлов, в которых извлекаемые компоненты находятся в виде оксидов (вторая группа отходов). However, in modern conditions for the production of ferroalloys, there is a need to use technogenic waste as the initial charge; bulk crystalline waste in the form of chips, scrap, powder, etc. (the so-called first group of waste); oxidized forms of metals in which the extracted components are in the form of oxides (second group of waste).
В настоящей заявке поставлена задача разработать технологически несложный способ производства высококачественных ферросплавов с повышенным извлечением основного металла при использовании в качестве шихты отходов промышленного производства преимущественно второй группы. In this application, the task is to develop a technologically uncomplicated method for the production of high-quality ferroalloys with increased extraction of the base metal when using mainly industrial group 2 waste as a charge.
Поставленная задача достигается тем, что подготовку шихты ведут раздельно, а именно, из металлической части, в том числе извлекаемого металла и из оксидной части извлекаемого металла в смеси с восстановителем в стехиометрически необходимом количестве для полного восстановления металла из оксидной части шихты, при этом доля оксидно-восстановительной части составляет 50-70% от общей массы шихты, а завалку оксидно-восстановительной части на расплав металлической части осуществляют порционно в количестве 20-25% от ее массовой доли в шихте, причем каждая последующая порция подается на расплав после полного завершения процесса восстановления извлекаемого металла в предыдущей порции и удаление полученного шлака из плавильной печи. При чем при подаче каждой порции оксидно-восстановительной смеси происходит бурный процесс образования вспененного шлака, который практически самостоятельно удаляется из плавильной печи. The task is achieved in that the preparation of the charge is carried out separately, namely, from the metal part, including the recoverable metal and from the oxide part of the recoverable metal in a mixture with a reducing agent in the stoichiometrically necessary amount for complete reduction of the metal from the oxide part of the charge, while the proportion of oxide -reduction part is 50-70% of the total mass of the charge, and the filling of the oxide-reduction part on the molten metal part is carried out in portions in the amount of 20-25% of its mass fraction in the charge, Each subsequent portion is fed to the melt after the completion of the recovery process of the extracted metal in the previous portion and removal of the resulting slag from the smelting furnace. Moreover, with the supply of each portion of the redox mixture, a violent process of the formation of foamed slag occurs, which is almost independently removed from the smelter.
Нижний предел доли оксидно-восстановительной части шихты 50% от общей массы шихты обусловлен развитием процессов вторичного окисления извлекаемого компонента в процессе выплавки при недостаточном количестве шлака, а также уменьшением поглощающей способности шлака вредных примесей (таких как сера). Ниже в табл. 1 приводятся экспериментальные данные, подтверждающие выбор нижнего предела доли оксидно-восстановительной части шихты. The lower limit of the fraction of the redox portion of the charge is 50% of the total mass of the charge due to the development of secondary oxidation of the extracted component in the smelting process with an insufficient amount of slag, as well as to a decrease in the absorption capacity of the slag of harmful impurities (such as sulfur). Below in the table. 1 shows experimental data confirming the choice of the lower limit of the fraction of the redox portion of the charge.
Оценка данного параметра осуществлялась по выходу годного и качеству полученного металла. Шлаки, формируемые в процессе расплавления, выполняют следующие функции:
а) предохранение расплава от вторичного окисления из газовой фазы;
б) поглощение вредных примесей из расплава.Evaluation of this parameter was carried out according to the yield and quality of the obtained metal. Slags formed during the melting process perform the following functions:
a) protection of the melt from secondary oxidation from the gas phase;
b) absorption of harmful impurities from the melt.
В нашем случае в печь давалась оксидно-восстановительная смесь, содержащая стехеометрически необходимое количество восстановителя, следовательно, шлак получается в процессе выплавки высокораскисленным, а значит с высокой вязкостью. Таким образом мелкие корольки восстановленного металла запутываются в нем, что при определенных условиях приводит к повышению потерь извлекаемого металла. In our case, an oxide-reduction mixture was given into the furnace containing stoichiometrically the required amount of reducing agent; therefore, the slag is obtained during smelting by highly redistributed, and therefore with a high viscosity. Thus, the small kings of the reduced metal become entangled in it, which under certain conditions leads to an increase in losses of the extracted metal.
Из табл. 1 видно, что при доле оксидно-восстановительной части шихты в массе шихты 45% (по массе), приводит к развитию процессов вторичного окисления более оптимального уровня и снижению выхода годного до 98%. Извлечение серы из расплава также снижается в силу меньшей массы шлака. From the table. Figure 1 shows that when the proportion of the oxide-reduction part of the charge in the mass of the charge is 45% (by weight), it leads to the development of secondary oxidation processes at a more optimal level and a decrease in the yield to 98%. Extraction of sulfur from the melt is also reduced due to the lower mass of slag.
Верхний предел доли оксидно-восстановительной части шихты 70% от общей массы шихты, обусловлен развитием процессов запутывания корольков восстановленного металла в массе вязкого, хорошо раскисленного шлака, а также отсутствием улучшения качества полученного металла. Как видно из табл. 1 потери восстанавливаемого элемента от запутывания корольков металла в шлаке, с увеличением массы оксидно-восстановительной части шихты до 75% (по массе), возрастают на 1,1% от оптимальной массы отходов 2-й группы. В тоже время процессы вторичного окисления замедляются, однако, сквозной выход годного падает на 1% от оптимального. Процесс поглощения серы из расплава, также не получает дальнейшего развития в следствии снижения активности шлака. The upper limit of the fraction of the redox portion of the charge is 70% of the total mass of the charge, due to the development of processes of entanglement of the kings of the reduced metal in the mass of viscous, well deoxidized slag, as well as the lack of improvement in the quality of the obtained metal. As can be seen from the table. 1 loss of the recoverable element from entanglement of the metal kings in the slag, with an increase in the mass of the oxide-reduction part of the charge to 75% (by weight), increases by 1.1% of the optimal waste mass of the 2nd group. At the same time, the processes of secondary oxidation are slowed down, however, the through yield is reduced by 1% of the optimum. The process of sulfur absorption from the melt also does not receive further development due to a decrease in slag activity.
При осуществлении процесса подготовки шихты к выплавке, окисленная часть шихты выделялась из общего объема шихты и смешивалась с восстановителем в стехиометрически необходимом количестве. Данная смесь разделялась на 15-30% от общей массы оксидно-восстановительной части шихты. После завалки отходов I группы и их расплавление на поверхность расплава подавалась первая порция шихты 2 группы, с восстановителем, после завершения процесса восстановления и удаления шлака из рабочего пространства печи на поверхность расплавленного металла подавалась вторая порция шихты второй группы и процесс восстановления происходили вновь. Данная операция повторялась до полного расхода шихты 2-й группы в смеси с восстановителем. During the process of preparing the mixture for smelting, the oxidized part of the mixture was allocated from the total volume of the mixture and mixed with the reducing agent in the stoichiometrically necessary amount. This mixture was divided into 15-30% of the total mass of the redox portion of the charge. After filling the waste of group I and its melting, the first portion of the charge of group 2 was fed to the melt surface, with a reducing agent, after the recovery process and the removal of slag from the working space of the furnace were completed, the second portion of the charge of the second group was fed to the surface of the molten metal, and the reduction process was repeated. This operation was repeated until the charge of the 2nd group was mixed with the reducing agent.
Как видно из табл. 2 выбор нижнего предела количества порций 20% (по массе), обусловлен развитием процессов вторичного окисления извлекаемого компонента в процессе выплавки при недостаточной массе шлака, а также уменьшением поглощающей способности шлаком вредных примесей, а в частности серы. При снижении количества завалки порций окислительно-восстановительной части шихты от общей доли оксидно-восстановительной части шихты до 15% приводят к увеличению потерь вследствие развития процессов вторичного окисления на 1,1% (по массе) извлекаемого элемента, с уменьшением потерь восстанавливаемого элемента от запутывания корольков металла в шлаке на 0,1%. Однако выход годного снижается на 1% по сравнению с оптимальным уровнем. As can be seen from the table. 2, the choice of the lower limit of the number of portions of 20% (by weight) is due to the development of processes of secondary oxidation of the extracted component in the smelting process with insufficient slag mass, as well as to a decrease in the slag absorption capacity of harmful impurities, in particular sulfur. With a decrease in the number of filling portions of the redox portion of the charge from the total fraction of the redox portion of the charge to 15%, losses increase due to the development of secondary oxidation processes by 1.1% (by weight) of the recoverable element, with a decrease in the losses of the recovered element from entanglement of the kings metal in slag by 0.1%. However, the yield is reduced by 1% compared to the optimal level.
Верхний предел порций 25% (по массе), обусловлен развитием процессов запутывания корольков восстановленного металла в шлаке вследствие увеличения общей массы шлака, а также отсутствием улучшения качества полученного металла. Как видно из табл. 1 потери восстанавливаемого элемента от запутывания корольков металла в шлаке, с увеличением количества порций оксидно-восстановительной части шихты до 30% (по массе) возрастают на 1,1%, одновременно со снижением потерь от вторичного окисления на 0,1% (по массе). Процесс поглощения серы из расплава также не получает дальнейшего развития в следствие снижения активности шлака. The upper limit of portions is 25% (by weight), due to the development of processes of entanglement of the kings of the reduced metal in the slag due to an increase in the total mass of the slag, as well as the lack of improvement in the quality of the obtained metal. As can be seen from the table. 1 loss of the recoverable element from entanglement of metal kings in the slag, with an increase in the number of portions of the oxide-reduction part of the charge to 30% (by weight) increases by 1.1%, while a decrease in losses from secondary oxidation by 0.1% (by weight) . The process of sulfur absorption from the melt also does not receive further development due to a decrease in slag activity.
Таким образом оптимальным соотношением количества каждой порции завалки окислительно-восстановительной части шихты, следует признать соотношение 20-25% от общей доли окислительно-восстановительной части шихты, причем доля окислительно-восстановительной части шихты при реализации процесса восстановления оптимальна при 50-70% от общей массы всей шихты. Thus, the ratio of 20-25% of the total share of the redox portion of the charge should be recognized as the optimal ratio of the amount of each portion of the filling of the redox portion of the charge, and the proportion of the redox portion of the charge during the recovery process is optimal at 50-70% of the total mass entire charge.
При указанных соотношениях последовательной порционной подаче шихты на расплав происходят активные процессы восстановления химических компонентов как на границе раздела металл-шлак, так и в шлаковой фазе при расплавлении каждой порции окислительно-восстановительной части шихты, при этом образуется активный, подвижный, вспененный шлак, из которого за счет эффекта борботирования и гравитационного осаждения корольки извлекаемого металла быстро оседают на расплав. Легкий, подвижный шлак эффективно защищает поверхность металлического расплава от вторичного окисления, способствует удалению вредных примесей. Указанный шлак имеет объем в 3-5 раза больше по сравнению со шлаком, образуемым в процессе реализации по известному способу. Вспененный шлак практически самостоятельно удаляется из печи. With the indicated ratios of sequential batch feed of the charge to the melt, active processes of reduction of chemical components occur both at the metal-slag interface and in the slag phase during the melting of each portion of the redox part of the charge, and active, mobile, foamed slag is formed from which Due to the effect of bubbling and gravitational deposition, the kings of the extracted metal quickly settle on the melt. Lightweight, moving slag effectively protects the surface of the metal melt from secondary oxidation, helps to remove harmful impurities. The specified slag has a volume of 3-5 times more compared to the slag formed in the implementation process by a known method. Foamed slag is removed almost independently from the furnace.
Анализируя вышеизложенное, можно сделать вывод, что в предлагаемом изобретении имеются признаки, являющиеся новыми существенными, позволяющие достичь поставленную задачу, по сравнению с известным способом, а заявляемый способ соответствует критерию "новизна". Analyzing the foregoing, we can conclude that in the present invention there are signs that are new significant, allowing to achieve the task, compared with the known method, and the claimed method meets the criterion of "novelty."
Из известных источников информации не выявлено использование новых признаков заявленного способа по их функциональному назначению и достигаемому результату, что соответствует критерию изобретательский уровень. From known sources of information, it was not revealed the use of new features of the claimed method according to their functional purpose and the achieved result, which meets the criterion of inventive step.
Пример осуществления способа. An example implementation of the method.
Предлагаемый способ был реализован в промышленных условиях при получении феррониобия в печи ДСП-3,0. The proposed method was implemented under industrial conditions in the production of ferroniobium in a furnace DSP-3.0.
В качестве отходов 1 группы использовали скрап, стружку, порошок металлического ниобия марки НБ-1 (содержание ниобия 99,8% (по массе). Scrap, shavings, powder of metal niobium grade NB-1 (niobium content of 99.8% (by weight) were used as waste from group 1).
В качестве отходов 2 группы использовали окисленные отходы, возгоны, образующиеся в электронно-лучевой печи в процессе получения чистого ниобия. Состав возгонов: ниобия (10-70%), алюминия (5-45%), железа (3-20%). As the waste of group 2, we used oxidized waste, sublimates formed in the electron beam furnace in the process of obtaining pure niobium. The composition of the sublimates: niobium (10-70%), aluminum (5-45%), iron (3-20%).
Данные типы отходов загружались в сталеплавильный агрегат (ДСП-3,0). Причем отходы 1 группы давались в завалку на 100%, с добавлением железа по расчету получения 50% феррониобия. These types of waste were loaded into a steelmaking unit (DSP-3.0). Moreover, the waste of group 1 was 100% filled, with the addition of iron, according to the calculation of 50% ferroniobium.
Отходы второй группы тщательно перемешивались с восстановителем (алюминиевым порошком), и порционно по 15-30% (от массы оксидно-восстановительной части шихты), загружались в сталеплавильный агрегат по расплавлению отходов 1 группы. Wastes of the second group were thoroughly mixed with a reducing agent (aluminum powder), and in portions of 15-30% (by weight of the oxide-reducing part of the charge), were loaded into a steelmaking unit for the melting of waste of group 1.
Масса окислительно-восстановительной части шихты составляла 45-75% от общей массы шихты при плотности 3 г/см3. Количество восстановителя определялось теоретически необходимым соотношением для полного восстановления ниобия из пятиокиси ниобия, с учетом угара восстановителя.The mass of the redox portion of the mixture was 45-75% of the total mass of the mixture at a density of 3 g / cm 3 . The amount of reducing agent was determined by the theoretically necessary ratio for the complete reduction of niobium from niobium pentoxide, taking into account the fumes of the reducing agent.
В результате восстановления пятиокиси ниобия шлак "закипал" и практически самопроизвольно удалялся через загрузочное отверстия в шлаковню. Данный шлак содержал 0,3-2,2% пятиокиси ниобия, остальные компоненты не представляли ценности (CaO - 15-20%, Al2 O3 - 70-85%, MgO - 5-10%, P2O5 - 0,1-0,3% и т. д. ). Причем шлак содержал также магнитную фракцию, которую методом магнитной сепарации отделяли от основного шлака и рассчитывали % корольков металла, оставшегося в шлаке; корольки металла составляли 1,8-0,5 (по массе).As a result of the reduction of niobium pentoxide, the slag “boiled” and was almost spontaneously removed through the loading hole in the slag. This slag contained 0.3-2.2% of niobium pentoxide, the remaining components were of no value (CaO - 15-20%, Al 2 O 3 - 70-85%, MgO - 5-10%, P 2 O 5 - 0 , 1-0.3%, etc.). Moreover, the slag also contained a magnetic fraction, which was separated by magnetic separation from the main slag and the% of kings of metal remaining in the slag was calculated; the metal kings were 1.8-0.5 (by weight).
При проведении выплавки по известному способу шихту, состоящую из отходов первой и второй группы, загружали одновременно в печь. Причем оксидно-восстановительная часть составляла 60% от общей завалки шихты. When smelting by a known method, the mixture, consisting of waste of the first and second groups, was loaded simultaneously into the furnace. Moreover, the redox portion accounted for 60% of the total charge charge.
В результате совместного плавления процесс затянулся вследствие низкой теплоотдачи шлака состоящего из смеси восстановителя и окислов извлекаемого металла к нерасплавленным отходам 1 группы находящимся на подине печи. Металл, получившийся в результате протекания процессов восстановления в шлаковой фазе, не переходил в расплав, а оставался в шлаке, где подвергался вторичному окислению, но особенно большие потери при данном способе получал процесс запутывания корольков металла в шлаке, из-за повышенной массы последнего. As a result of joint melting, the process was delayed due to the low heat transfer of slag consisting of a mixture of a reducing agent and oxides of the extracted metal to the unmelted waste of group 1 located on the bottom of the furnace. The metal resulting from the reduction processes in the slag phase did not transfer to the melt, but remained in the slag, where it was subjected to secondary oxidation, but the process of entangling the metal beads in the slag received especially large losses due to the increased mass of the latter.
Так потери от протекания данного процесса составили 19,5% извлекаемого металла. Сквозной выход годного не превышал 80%. Шлак, полученный в результате данного способа, содержал 28% Nb2O5.So the losses from the course of this process amounted to 19.5% of the recoverable metal. The through yield did not exceed 80%. The slag obtained as a result of this method contained 28% Nb 2 O 5 .
Таким образом, предлагаемый способ производства ферросплавов обеспечивает высокое извлечение основного компонента, упрощает технологический процесс. Способ может быть реализован на существующем оборудовании металлургических предприятий и не требует специального оборудования. Thus, the proposed method for the production of ferroalloys provides high extraction of the main component, simplifies the process. The method can be implemented on existing equipment of metallurgical enterprises and does not require special equipment.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97104566A RU2118395C1 (en) | 1997-03-25 | 1997-03-25 | Ferroalloy production process |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU97104566A RU2118395C1 (en) | 1997-03-25 | 1997-03-25 | Ferroalloy production process |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2118395C1 true RU2118395C1 (en) | 1998-08-27 |
| RU97104566A RU97104566A (en) | 1999-03-10 |
Family
ID=20191119
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU97104566A RU2118395C1 (en) | 1997-03-25 | 1997-03-25 | Ferroalloy production process |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2118395C1 (en) |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2153023C1 (en) * | 1999-02-05 | 2000-07-20 | Центральный научно-исследовательский институт черной металлургии им. И.П. Бардина | Method of processing raw materials containing manganese with recovery of metals |
| RU2173350C1 (en) * | 2000-05-17 | 2001-09-10 | Рытвин Виктор Михайлович | Method of preparing low-silica ferroniobium |
| RU2180362C1 (en) * | 2000-09-11 | 2002-03-10 | Открытое акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" | Charge for ferroniobium extrafurnace smelting and method of ferroniobium extrafurnace smelting |
| RU2184790C1 (en) * | 2000-11-28 | 2002-07-10 | ОАО "Соликамский магниевый завод" | Method of chlorination of ferroniobium and device for its embodiment |
| RU2238995C2 (en) * | 2002-04-01 | 2004-10-27 | Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" | Method of preparing ferroniobium by out-of furnace reductive smelting |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU448245A1 (en) * | 1972-10-16 | 1974-10-30 | Днепропетровский Металлургический Институт | The method of smelting ferroalloys |
| SU589273A1 (en) * | 1976-09-01 | 1978-01-25 | Челябинский Ордена Ленина Электрометаллургический Комбинат | Method of obtaining ferroalloy |
| SU1076478A1 (en) * | 1982-11-18 | 1984-02-29 | Научно-исследовательский институт металлургии | Method for smelting ferroalloys |
| SU1759935A1 (en) * | 1990-08-01 | 1992-09-07 | Украинский научно-исследовательский институт специальных сталей, сплавов и ферросплавов | Method of melting ferroalloys in a sealed ore reduction furnace |
-
1997
- 1997-03-25 RU RU97104566A patent/RU2118395C1/en active
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU448245A1 (en) * | 1972-10-16 | 1974-10-30 | Днепропетровский Металлургический Институт | The method of smelting ferroalloys |
| SU589273A1 (en) * | 1976-09-01 | 1978-01-25 | Челябинский Ордена Ленина Электрометаллургический Комбинат | Method of obtaining ferroalloy |
| SU1076478A1 (en) * | 1982-11-18 | 1984-02-29 | Научно-исследовательский институт металлургии | Method for smelting ferroalloys |
| SU1759935A1 (en) * | 1990-08-01 | 1992-09-07 | Украинский научно-исследовательский институт специальных сталей, сплавов и ферросплавов | Method of melting ferroalloys in a sealed ore reduction furnace |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2153023C1 (en) * | 1999-02-05 | 2000-07-20 | Центральный научно-исследовательский институт черной металлургии им. И.П. Бардина | Method of processing raw materials containing manganese with recovery of metals |
| RU2173350C1 (en) * | 2000-05-17 | 2001-09-10 | Рытвин Виктор Михайлович | Method of preparing low-silica ferroniobium |
| RU2180362C1 (en) * | 2000-09-11 | 2002-03-10 | Открытое акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" | Charge for ferroniobium extrafurnace smelting and method of ferroniobium extrafurnace smelting |
| RU2184790C1 (en) * | 2000-11-28 | 2002-07-10 | ОАО "Соликамский магниевый завод" | Method of chlorination of ferroniobium and device for its embodiment |
| RU2238995C2 (en) * | 2002-04-01 | 2004-10-27 | Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" | Method of preparing ferroniobium by out-of furnace reductive smelting |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US3865573A (en) | Molybdenum and ferromolybdenum production | |
| US20080156144A1 (en) | Method for reducing to metallic chromium the chromium oxide in slag from stainless steel processing | |
| CN101067182A (en) | A V2O5 Direct Alloying Steelmaking Process | |
| CN101177755A (en) | A method for smelting high-speed steel using oxide ore | |
| EP0156459B1 (en) | A method of producing boron alloy and a product produced by the method | |
| AU605049B2 (en) | Solid steel product | |
| RU2118395C1 (en) | Ferroalloy production process | |
| CN101113486A (en) | A kind of hot metal desulfurization pretreatment slag modifier and preparation method thereof | |
| CA2525559A1 (en) | Method for recovering metallic elements, especially metallic chromium, from slag containing metal oxides in an electric-arc furnace | |
| US5037609A (en) | Material for refining steel of multi-purpose application | |
| CN103643094B (en) | The smelting process of high carbon ferromanganese | |
| RU2041961C1 (en) | Method for steel making | |
| US4155753A (en) | Process for producing silicon-containing ferro alloys | |
| CA2133918C (en) | Method and device for producing stainless steel | |
| US4256487A (en) | Process for producing vanadium-containing alloys | |
| SU985063A1 (en) | Method of producing steel in electric arc furnace | |
| RU2020180C1 (en) | Method of smelting of ferrovanadium in arc electric furnace | |
| RU2075513C1 (en) | Method of steel melting in oxygen steel-making converters | |
| CN108359910A (en) | A kind of low carbon low silicon aluminium killed steel composite purifying agent alloy production method | |
| RU2599464C2 (en) | Charge and method for aluminothermic production of chromium-based alloy using said charge | |
| RU2196843C2 (en) | Method for furnace melting of ferrotitanium from titanium oxides | |
| JP4977870B2 (en) | Steel making method | |
| US4190435A (en) | Process for the production of ferro alloys | |
| CN1110330A (en) | Method for smelting iron alloy containing manganese and silicon in midfrequency electric furnace | |
| RU2007486C1 (en) | Method of production of niobium-nickel master alloy in electric furnace |