RU2453625C1 - Способ получения ферромарганца со сверхнизким содержанием фосфора и углерода в результате использования ферромарганцевого шлака - Google Patents
Способ получения ферромарганца со сверхнизким содержанием фосфора и углерода в результате использования ферромарганцевого шлака Download PDFInfo
- Publication number
- RU2453625C1 RU2453625C1 RU2010149597/02A RU2010149597A RU2453625C1 RU 2453625 C1 RU2453625 C1 RU 2453625C1 RU 2010149597/02 A RU2010149597/02 A RU 2010149597/02A RU 2010149597 A RU2010149597 A RU 2010149597A RU 2453625 C1 RU2453625 C1 RU 2453625C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- slag
- mixing
- manganese
- carbon
- low
- Prior art date
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 105
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 28
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 18
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 17
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 16
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 14
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 title claims abstract description 14
- 229910000616 Ferromanganese Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 10
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 9
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 74
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 34
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 17
- 229910000720 Silicomanganese Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract 15
- 239000011572 manganese Substances 0.000 claims abstract 15
- 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 claims abstract 5
- 239000010703 silicon Substances 0.000 claims abstract 3
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N Calcium oxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 50
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 claims description 25
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 claims description 25
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 12
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 claims description 8
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims description 6
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L calcium difluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 5
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 claims description 5
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims description 3
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 3
- 238000009847 ladle furnace Methods 0.000 claims description 3
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 3
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical group [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims 1
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims 1
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 abstract description 73
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 abstract description 13
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 9
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 6
- PYLLWONICXJARP-UHFFFAOYSA-N manganese silicon Chemical compound [Si].[Mn] PYLLWONICXJARP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 229910015136 FeMn Inorganic materials 0.000 description 32
- 230000008569 process Effects 0.000 description 20
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 10
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 10
- 229910004534 SiMn Inorganic materials 0.000 description 9
- 229910004261 CaF 2 Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000009471 action Effects 0.000 description 4
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 3
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 3
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 3
- 229910005347 FeSi Inorganic materials 0.000 description 2
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N Magnesium oxide Chemical compound [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000002801 charged material Substances 0.000 description 2
- 230000001276 controlling effect Effects 0.000 description 2
- 238000010612 desalination reaction Methods 0.000 description 2
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- RNFJDJUURJAICM-UHFFFAOYSA-N 2,2,4,4,6,6-hexaphenoxy-1,3,5-triaza-2$l^{5},4$l^{5},6$l^{5}-triphosphacyclohexa-1,3,5-triene Chemical compound N=1P(OC=2C=CC=CC=2)(OC=2C=CC=CC=2)=NP(OC=2C=CC=CC=2)(OC=2C=CC=CC=2)=NP=1(OC=1C=CC=CC=1)OC1=CC=CC=C1 RNFJDJUURJAICM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910020169 SiOa Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 239000003570 air Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 1
- 239000003063 flame retardant Substances 0.000 description 1
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 1
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 1
- 235000012245 magnesium oxide Nutrition 0.000 description 1
- 238000010907 mechanical stirring Methods 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
- C22B9/10—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals with refining or fluxing agents; Use of materials therefor, e.g. slagging or scorifying agents
- C22B9/106—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals with refining or fluxing agents; Use of materials therefor, e.g. slagging or scorifying agents the refining being obtained by intimately mixing the molten metal with a molten salt or slag
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
- C21C5/5264—Manufacture of alloyed steels including ferro-alloys
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
- C21C5/52—Manufacture of steel in electric furnaces
- C21C5/54—Processes yielding slags of special composition
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
- C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
- C21C7/064—Dephosphorising; Desulfurising
- C21C7/0645—Agents used for dephosphorising or desulfurising
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
- C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
- C21C7/068—Decarburising
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
- C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
- C21C7/04—Removing impurities by adding a treating agent
- C21C7/076—Use of slags or fluxes as treating agents
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B47/00—Obtaining manganese
- C22B47/0018—Treating ocean floor nodules
- C22B47/0036—Treating ocean floor nodules by dry processes, e.g. smelting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/04—Working-up slag
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22C—ALLOYS
- C22C22/00—Alloys based on manganese
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Ocean & Marine Engineering (AREA)
- Oceanography (AREA)
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Treatment Of Steel In Its Molten State (AREA)
Abstract
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано для получения ферромарганца со сверхнизким содержанием фосфора и углерода, содержащего 0,1% вес. или менее углерода и 0,03% вес. или менее фосфора. Способ включает получение низкоуглеродистого силикомарганца, имеющего низкое содержание фосфора, получение расплавленного марганцевого шлака, первое смешивание и перемешивание расплавленного марганцевого шлака и низкоуглеродистого силикомарганца, имеющего низкое содержание фосфора, при соотношении, равном 70-72:28-30, в ковше, для получения металлического расплава и шлака, и второе смешивание и перемешивание металлического расплава, отделенного от вышеупомянутого шлака, и расплавленного марганцевого шлака, идентичного шлаку, используемому для первого смешивания и перемешивания, для получения шлака и металлического расплава, состоящего из 91-93% вес. марганца, 0,60-0,85% вес. кремния, 0,05-0,10% вес. углерода и 0,015-0,02% вес. фосфора. Изобретение позволяет эффективно использовать в процессе производства ферромарганца ранее неиспользуемые материалы - шлак производства ферромарганца с высоким содержанием углерода, из которого получают марганцевый шлак, и дефосфорированный силикомарганец - в качестве восстановителя для обеспечения реакции обескремнивания. 6 з.п. ф-лы, 3 пр., 5 табл.
Description
Область техники, к которой относится изобретение
Настоящее изобретение относится к способу получения ферромарганца со сверхнизким содержанием фосфора и углерода (ULPC FeMn) в результате использования FeMn шлака, в частности к способу получения ULPC FeMn, содержащего 0,1% вес. или менее С и 0,03% вес. или менее Р, в результате смешивания и перемешивания расплавленного Mn шлака, состоящего в основном из шлака производства FeMn с высоким содержанием С, и низкоуглеродистого силикомарганца (LCSiMn), со сверхнизким содержание Р и С, таким образом, что происходит реакция обескремнивания.
Уровень техники
ULPC FeMn традиционно получали, загружая содержащий Mn расплав, состоящий из руды с низким содержанием Р, используемой в качестве материала для минимизации содержания Р, и восстановителя, например Si или FeSi, и смешивания и перемешивания загруженного материала горизонтальным эксцентрическим движением, восстанавливая таким образом оксид Mn в содержащем Mn сплаве восстановителем и получая высококачественный и высокочистый FeMn. Однако руда с низким содержанием Р или безуглеродистый восстановитель (Si или FeSi) являются дорогостоящими, что приводит к нежелательному повышению стоимости производства ULPC FeMn. Для того чтобы обеспечить эффективность реакции в процессе, необходимо использовать высокочистый восстановитель, в котором содержание компонента Si в безуглеродистом восстановителе составляет 65~98% вес. В том случае если чистота компонента Si невысока, после реакции обескремнивания в результате смешивания и перемешивания с содержащим Mn расплавом уровень восстановления Mn является низким, таким образом уменьшая экономическую выгоду процесса. Кроме того, шлак, полученный в результате процесса, не рециркулируют, а выбрасывают, создавая нежелательные проблемы, связанные с отходами.
Раскрытие изобретения
Техническая задача, решаемая изобретением
Соответственно, в настоящем изобретении учтены вышеупомянутые проблемы известных способов, поэтому целью настоящего изобретения является разработка способа получения ULPC FeMn, согласно которому расплавленный Mn шлак ULPC, полученный плавлением обычно выбрасываемого шлака производства FeMn с высоким содержанием С, используют в качестве основного материала вместо традиционно используемой руды с низким содержанием Р, а дефосфорированный ULPC LCSiMn используют в качестве материала и восстановителя таким образом, что происходит реакция обескремнивания, тем самым обеспечивая возможность недорого массового производства ULPC FeMn.
Техническое решение
Для достижения указанной цели в настоящем изобретении предложен способ получения ULPC FeMn, включающий дефосфоризацию LCSiMn, служащего в качестве материала и восстановителя, и смешивание расплавленного Мn шлака и дефосфорированного SiMn таким образом, что происходит реакция обескремнивания, тем самым обеспечивая получение высококачественного и высокочистого FeMn, а конкретно включающий получение LCSiMn, имеющего низкое содержание Р; получение расплавленного Мn шлака, состоящего в основном из шлака производства FeMn с высоким содержанием С; первое смешивание и перемешивание расплавленного Мn шлака и LCSiMn, имеющего низкое содержание Р, при соотношении, равном 70-72:28-30, в ковше, получая в результате расплав металла и шлак, и второе смешивание и перемешивание металлического расплава, отделенного от шлака, полученного в результате первого смешивания и перемешивания, и расплавленного Мn шлака, идентичного шлаку, используемому для первого смешивания и перемешивания, получая в результате шлак и металлический расплав, состоящий из 91-93% вес. Мn, 0,60-0,85% вес. Si, 0,05-0,10% вес. С и 0,015-0,02% вес. Р. Как таковое второе смешивание и перемешивание может быть осуществлено еще один или два раза в зависимости от температуры расплава или условий перемешивания.
Согласно данному способу получение LCSiMn, имеющего низкое содержание Р, включает загрузку LCSiMn, состоящего из 55-60% вес. Мn, 25-30% вес. Si, 0,04% вес. или менее С и 0,08-0,1% вес. Р, в печь-ковш, подачу перемешивающего газа, такого как аргон или азот, при нагревании LCSiMn до 1400-1650°С, тем самым обеспечивая гомогенность LCSiMn, добавление к гомогенному LCSiMn негашеной извести и флюорита и их перемешивание в течение 10-30 минут, таким образом осуществляя дефосфоризацию и обеспечивая содержание Р, равное 0,03% вес. или менее.
Согласно данному способу получение расплавленного Мn шлака включает смешивание 8-10% вес. пыли Мn, содержащей 66% вес. Мn, 8-13% вес. негашеной извести, 31-54% вес. шлака производства FeMn с высоким содержанием С, содержащего 28% вес. Мn, и 30-53% вес. рециркулированного шлака производства FeMn с высоким содержанием С, содержащего 12-18% вес. Мn, в электрической печи. Согласно данному способу перемешивание при первом смешивании и перемешивании может быть осуществлено в течение 10-30 минут с использованием лопасти, изготовленной из алюминия, при этом из шлака, полученного в результате первого смешивания и перемешивания и второго смешивания и перемешивания, шлак, содержащий менее 10% Мn, выбрасывают, а шлак, содержащий 10% или более Мn, вновь загружают в электрическую печь для получения расплавленного Мn шлака или рециркулируют, таким образом восстанавливая Мn.
Далее следует подробное описание настоящего изобретения.
Согласно настоящему изобретению способ получения ULPC FeMn в основном включает дефосфоризацию для получения LCSiMn, имеющего низкое содержание Р, и обескремнивание расплавленного Мn шлака.
В качестве безуглеродистого восстановителя в настоящем изобретении используют LCSiMn, содержащий 0,06-0,08% вес. С и 0,1% вес. Р. Таким образом, для получения ULPC FeMn содержание Р в LCSiMn должно быть понижено еще больше.
Дефосфоризацию LCSiMn осуществляют, восстанавливая СаО с использованием Si из LCSiMn, получая в результате Са, который затем подвергают взаимодействию с содержащимся Р, получая таким образом Са3Р2, нерастворимый в расплаве LCSiMn, тем самым устраняя Р. Основные реакции данного процесса представлены ниже реакциями 1 и 2.
Реакция 1: Si+2CaO=SiO2+2Ca
Реакция 2: 3Са+2Р=Са3Р2
Для осуществления вышеописанной реакции дефосфоризации содержание Si в LCSiMn должно составлять 27% вес. или более. Кроме того, СаО, представляющий собой флюс, используемый для реакции дефосфоризации, является оксидом с высокой температурой плавления, поэтому превращение только его в расплавленный шлак представляется затруднительным, а достижение высокой эффективности дефосфоризации - невозможным. Соответственно, в качестве флюса, используемого наряду с СаО, может быть добавлено определенное количество CaF2. А именно, когда соотношение флюса составляет CaO/CaF2=1,5-4, активность СаО может поддерживаться на высоком уровне, таким образом обеспечивая эффективное осуществление процесса дефосфоризации. Кроме того, для дальнейшего повышения эффективности реакции процесса дефосфоризации смешивание LCSiMn и флюса должно быть усилено. На данном этапе может быть осуществлено перемешивание с использованием инертного газа или механическое перемешивание, обеспечивающее повышение перемешивания.
Согласно настоящему изобретению LCSiMn нагревают в печи-ковше, перегружают в ковш, добавляют к нему флюс, такой как негашеная известь и флюорит, а затем усиленно перемешивают при помощи лопасти, таким образом регулируя содержание Р в SiMn. Благодаря таким действиям регулируют состав шлака и осуществляют дефосфоризацию, обеспечивая содержание Р, равное 0,03% вес. или менее.
Негашеная известь содержит эффективное количество Са для регулирования содержания Р и поэтому влияет на регулирование содержания Р в SiMn, а флюорит (CaF2) обеспечивает жидкотекучесть шлака (обеспечивает реакционноспособную границу между металлическим расплавом SiMn и шлаком), таким образом создавая условия для облегчения дефосфоризации. Кроме того, для эффективного осуществления дефосфоризации может быть добавлено двойное количество флюса в зависимости от степени дефосфоризации. В частности, в том случае, когда жидкотекучесть затруднена из-за низкой температуры дефосфоризации, может быть отрегулировано отношение негашеной извести к флюориту, обеспечивая таким образом жидкотекучесть шлака и тем самым повышая эффективность дефосфоризации.
Более того, процесс дефосфоризации LCSiMn может быть предпочтительно осуществлен при повышении температуры и основности, которые являются его основными параметрами; эффективность дефосфоризации может быть также повышена пропорционально повышению содержанию Si в LCSiMn.
Получение расплавленного Мn шлака, пригодного для процесса обескремнивания, включает смешивание в электрической печи пыли Мп, содержащей 62-68% вес. Мn, 8-13% вес. негашеной извести, содержащей 93% вес. СаО, шлака производства FeMn с высоким содержанием С, содержащего 26% вес. Мn, и рециркулированного шлака производства FeMn с высоким содержанием С, содержащего 12-18% вес. Мn, для получения расплавленного Мn шлака, содержащего 28% вес. Мn.
Причина, по которой используют пыль Мn, содержащую 62-68% вес. Мn, заключается в том, что пыль Мn, действующая в качестве материала, повышающего содержание Мn в шлаке, и причина использования негашеной извести заключается в регулировании основности (CaO/SiOa), в результате чего активность Мn в шлаке повышается, таким образом облегчая восстановление Мn. Однако точка плавления используемого СаО высока, из-за чего он не может быть окончательно расплавлен в шлаке. Поэтому СаО загружают до порогового уровня (приблизительно СаО/SiO2). Причина, по которой шлак производства FeMn с высоким содержанием С используют в качестве основного материала, заключается в том, что поскольку содержание Р, которое должно регулироваться согласно настоящему изобретению, поддерживается на низком уровне в вышеописанном шлаке, и поэтому готовый продукт, получаемый в результате обескремнивания, имеет низкое содержание Р. Обычно, поскольку Р проявляет сильную тенденцию мигрировать в металл и слабую тенденцию мигрировать в шлак, SiMn, в котором содержание Р сведено к минимуму, и полученный шлак (имеющий низкое содержание Р) смешивают и перемешивают, осуществляя реакцию обескремнивания. Поэтому ULPC FeMn может быть легко получен.
Приготовленный для получения ULPC FeMn расплавленный Мn шлак и дефосфорированный LCSiMn, имеющий низкое содержание Р, смешивают вместе, таким образом осуществляя реакцию обескремнивания. Как таковая реакция обескремнивания представляет собой процесс восстановления Мn в шлаке, используя компонент Si из SiMn в качестве восстановителя. Обычно в начале такой реакции выделяется тепло, поэтому реакция восстановления происходит непрерывно, вызывая необходимость поправки на понижение температуры.
Согласно настоящему изобретению расплавленный Mn шлак и LCSiMn, имеющий низкое содержание Р, смешивают при соотношении, равном 70-72:28-30, в ковше. В том случае, если данное соотношение выходит за рамки вышеуказанного диапазона, эффективность расплавленного Мn шлака и LCSiMn, имеющего низкое содержание Р, ухудшается, нежелательным образом снижая экономические преимущества продукта. Таким образом, осуществление процесса в рамках вышеуказанного диапазона является оптимальным.
Согласно настоящему изобретению LCSiMn, имеющий низкое содержание Р, и расплавленный Мn шлак, получаемые по отдельности, загружают в реактор, после чего в результате реакции обескремнивания происходит нужная реакция, представленная ниже реакцией 3.
Реакция 3: MnO+Si=SiO2+2Mn
В данном случае реакция обескремнивания является экзотермической, поэтому выделяемую теплоту используют для минимизации снижения температуры таким образом, чтобы реакция восстановления происходила непрерывно.
При одновременном смешивании всего количества расплавленного Мn шлака и восстановителя, необходимого для реакции и при осуществлении реакции, ее эффективность является низкой, что затрудняет получение экономической выгоды. Теоретически, в том случае если вышеописанную реакцию осуществляют, используя рассчитанную подачу потока, может быть достигнута высокая эффективность реакции. Однако в действительности применение данного способа с использованием теоретической системы является затруднительным. В качестве альтернативы, при осуществлении реакции в несколько стадий такой процесс действительно возможен, и его эффективность может приблизиться к эффективности процесса с использованием рассчитанной подачи потока. Для обеспечения удовлетворительной эффективности реакции первоначально полученный расплавленный Mn шлак должен быть подвергнут взаимодействию с LCSiMn, полученному в результате процесса дефосфоризации. Как таковая, реакция дефосфоризации происходит согласно реакции 3. После регулирования количества расплавленного Mn шлак и дефосфорированного LCSiMn и их взаимодействия количество Mn в полученном шлаке минимизируют как можно больше, поэтому содержание Si в полученном FeMn ниже содержания Si в исходном LCSiMn. Затем Si, содержащийся в металлическом расплаве FeMn, полученном на предыдущей стадии, используют в качестве безуглеродистого восстановителя и смешивают с полученным расплавленным Mn шлаком, после чего осуществляют реакцию обескремнивания согласно реакции 3, осуществляя такой же процесс, как и на предыдущей стадии. В данном случае содержание Si в полученном FeMn намного ниже содержания Si в FeMn, полученном на предыдущей стадии. После достаточной продолжительности таких ступенчатых реакций содержание Si в окончательно полученном FeMn снижается до 1% вес. или менее. Количество восстановленного Mn рассчитывают таким образом, чтобы восстановить С и Р, содержащиеся в исходном материале, что приводит к получению желаемого ULPC FeMn. Обычно в том случае если вышеописанная реакция обескремнивания включает 3~4 стадии, содержание Si в FeMn снижается до 1% вес. или менее, а содержание С и Р соответственно составляют 0,1% вес. и 0,03% вес.
В качестве резервуара, используемого для реакции обескремнивания согласно настоящему изобретению, используют ковш, изготовленный из огнестойкого материала, такого как периклазоуглерод.
Далее, с целью максимизации реакции обескремнивания расплавленного Mn шлака и LCSiMn, имеющего низкое содержание Р, необходимо увеличить усилие перемешивания. Для этого осуществляют физическое перемешивание. Обычно перемешивание осуществляют посредством вдувания инертного газа в ковш или перемешивания в ковше, таким образом смешивая и перемешивая загруженные материалы. Для получения более сильного перемешивающего действия более эффективным является физическое перемешивание с использованием лопасти. Поэтому согласно настоящему изобретению для получения более сильного перемешивающего действия используют лопасть, изготовленную из алюминия, кроме того, определяют расположение погружения лопасти, обеспечивая таким образом более сильное перемешивающее действие. Если лопасть расположена за пределами центра ковша таким образом, что лопасть оказывается погруженной эксцентрично для осуществления эксцентрического действия, можно ожидать более эффективной реакции обескремнивания, сравнимой со случаем осуществления перемешивания с использованием лопасти, расположенной в центре ковша. Для более сильного смешивания, помимо физического перемешивания, в качестве газов для перемешивания могут быть также использованы азот или аргон и воздух, таким образом увеличивая интенсивность перемешивания.
Реакция обескремнивания, используемая в настоящем изобретении, включает двухступенчатое смешивание и перемешивание либо трех- или четырехступенчатое смешивание и перемешивание. При использовании трехступенчатого смешивания и перемешивания восстановление Mn составляет около 86%, что ниже уровня восстановления Mn при четырехступенчатом смешивании (92%) и перемешивании, но является предпочтительным, поскольку процесс упрощается и его продолжительность сокращается, таким образом решая проблемы, связанные с понижением температуры. Однако при уменьшении количества стадий смешивания и перемешивания возникают проблемы, связанные с увеличением размера ковша, поскольку большое количество шлака, используемого за один раз, ухудшает эффективность реакции. Таким образом, количество стадий предпочтительно устанавливают в зависимости от условий реакции.
Содержание Mn в шлаке, полученном после реакции обескремнивания, ниже такого же количества до реакции. В том случае если содержание Mn в шлаке составляет менее 10%, необходимость рециркуляции шлака отсутствует. И, наоборот, в том случае если содержание Mn составляет 10% или более, шлак может быть вновь загружен в шлаковую печь и таким образом рециркулирован.
Расплавленный Mn шлак, предназначенный для использования в процессе обескремнивания, состоит в основном из расплавленного Mn шлака со сверхнизким содержанием Р и С. При необходимости повышения содержания Mn может быть использована Mn пыль с высоким содержанием Mn, полученная с завода для рафинирования FeMn, а также может быть использован рециркулированный шлак, полученный в результате данного процесса.
Для повышения эффективности взаимодействия между шлаком и металлом добавляют СаО таким образом, чтобы основность (СаО/SiO2) составляла около 1,0.
Получаемые результаты
Согласно настоящему изобретению расплавленный Mn шлак и ULPC SiMn смешивают и перемешивают таким образом, что происходит реакция обескремнивания, обеспечивающая легкое и эффективное получение высококачественного ULPC FeMn. К тому же шлак, который частично рециркулируют или выбрасывают при осуществлении традиционного способа получения SiMn, может быть рециркулирован, таким образом, обеспечивая экономические преимущества.
Предпочтительные варианты
Лучшему пониманию настоящего изобретения служат следующие примеры, предназначенные для иллюстрации, а не ограничения настоящего изобретения.
Пример 1
Для того чтобы определить условия дефосфоризации для получения LCSiMn, имеющего низкое содержание Р, из SiMn в электрической печи был проведен следующий эксперимент.
LCSiMn, содержащий 59% вес. Mn, 29% вес. Si и 0,06% вес. С, помещают в углеродный тигель, плавят при 1350°С и смешивают с флюсом при соотношении CaO/CaF2=1,75. Как таковой флюс добавляют дважды в верхнюю часть расплава.
Результаты эксперимента представлены ниже в таблице 1.
|
Таблица 1
Результаты дефосфоризации LCSiMn |
|||||
| Mn | Si | P | Fe | C | |
| Исходный LCSiMn | 59,40 | 29,83 | 0,092 | 9,51 | 0,05 |
| 1-ое добавление флюса | 59,20 | 29,52 | 0,049 | 9,85 | 0,11 |
| 2-ое добавление флюса | 59,59 | 28,72 | 0,025 | 10,07 | 0,21 |
Содержание Р понизилось с 0,092% вес. до 0,025% вес.
Пример 2
6 тонн LCSiMn, имеющего низкое содержание Р и температуру плавления, равную 1400°С, загружают в ковш, после чего к ним добавляют 12,2 тонны расплавленного Mn шлака при температуре 1400°С, полученного в печи. Шлак и металл в ковше перемешивают в достаточной степени таким образом, чтобы произошла реакция обескремнивания. После окончания процесса перемешивания полученный шлак отделяют, а металл, оставшийся в ковше, используют в качестве безуглеродистого восстановителя на следующей стадии. Во время процесса шлак, образовавшийся на стадиях 1 и 2, содержит менее 10% вес. Mn, поэтому его выбрасывают. Шлак, образовавшийся на стадиях 3 и 4, содержит 12% вес. Mn и 16% вес. Mn соответственно, поэтому его загружают в шлаковую печь для рециркуляции.
Завершив стадию 4, получают 10 тонн ULPC FeMn, содержащего 92% вес. Mn, 0,85% вес. Si, 0,034% вес. С и 0,029% вес. или менее Р.
Для эффективного осуществления реакции обескремнивания, происходящей на стадиях 1-4, основность (СаО/SiO2) расплавленного Mn шлака, загружаемого в ковш, поддерживают на уровне 1,0~1,1.
Количество материалов, используемых на соответствующих стадиях, и изменения в составе до и после реакции указаны ниже.
| Таблица 2 Изменения в составе на протяжении 4-ступенчатого добавления шлака - изменения в составе шлака |
|||||||
|
Масса,
кг |
% Mn | % Fe | % SiO 2 | % СаО | % С | % Р | |
| До 1-ой реакции | 12220 | 21,65 | 0,22 | 23,95 | 26,31 | 0,033 | 0,004 |
| После 1-ой реакции | 10609 | 4,81 | 0,05 | 38,71 | 30,30 | 0,038 | 0,003 |
| До 2-ой реакции | 8750 | 21,65 | 0,22 | 23,95 | 26,31 | 0,033 | 0,004 |
| После 2-ой реакции | 7743,65 | 7,23 | 0,07 | 36,58 | 29,73 | 0,038 | 0,004 |
| До 3-ей реакции | 12790 | 24,82 | 0,41 | 22,42 | 24,66 | 0,033 | 0,006 |
| После 3-ей реакции | 11458 | 12,4 | 0,2 | 33,53 | 27,52 | 0,038 | 0,003 |
| До 4-ой реакции | 15680 | 22,48 | 0,57 | 24,42 | 26,89 | 0,035 | 0,007 |
| После 4-ой реакции | 14806 | 16,14 | 0,41 | 30,16 | 28,48 | 0,038 | 0,002 |
| Таблица 3 Изменения в составе на протяжении 4-ступенчатого добавления шлака - изменения в составе металла |
||||||
| Масса, кг | % Mn | % Fe | % Si | % С | % Р | |
| До 1-ой реакции | 6000 | 58 | 10 | 29 | 0,060 | 0,025 |
| После 1-ой реакции | 7428,96 | 75,6 | 8,37 | 16 | 0,048 | 0,022 |
| До 2-ой реакции | 7428,96 | 75,6 | 8,37 | 16 | 0,048 | 0,022 |
| После 2-ой реакции | 8432,79 | 82,42 | 7,54 | 10,01 | 0,043 | 0,021 |
| До 3-ей реакции | 8432,79 | 82,42 | 7,54 | 10,01 | 0,043 | 0,021 |
| После 3-ей реакции | 9760 | 89,18 | 6,81 | 3,96 | 0,037 | 0,023 |
| До 4-ой реакции | 9760 | 89,18 | 6,81 | 3,98 | 0,037 | 0,023 |
| После 4-ой реакции | 10628 | 92,58 | 6,53 | 0,85 | 0,034 | 0,029 |
Пример 3
Используя такую же методику, как и в примере 1, определенное количество предназначенного для загрузки расплавленного шлака равномерно поддерживают на соответствующих стадиях, и процесс осуществляют только до стадии 3.
Шлак, образовавшийся на стадиях 1 и 2, содержит 10% вес. или менее Mn, поэтому его выбрасывают. Шлак, образовавшийся на стадии 3, содержит 18% вес. Mn, поэтому его загружают в шлаковую печь для рециркуляции.
Завершив стадию 3, получают около 10,7 тонн металла, содержащего 93% вес. или более Mn, 0,6% вес. Si, 0,034% вес. С и 0,028% вес. или менее Р.
| Таблица 4 Изменения в составе на протяжении 3-ступенчатого добавления шлака - изменения в составе шлака |
|||||||
| Масса, кг | % Mn | % Fe | % SiO 2 | % СаО | % С | % Р | |
| До 1-ой реакции | 13000 | 24,29 | 0,18 | 22,42 | 24,52 | 0,036 | 0,004 |
| После 1-ой реакции | 11074,60 | 5,39 | 0,04 | 39,05 | 28,78 | 0,043 | 0,003 |
| До 2-ой реакции | 13000 | 24,29 | 0,18 | 22,42 | 24,52 | 0,036 | 0,004 |
| После 2-ой реакции | 11509,76 | 10,23 | 0,07 | 34,80 | 27,69 | 0,041 | 0,003 |
| До 3-ей реакции | 13000 | 31,49 | 0,63 | 18,98 | 20,83 | 0,037 | 0,009 |
| После 3-ей реакции | 11511,70 | 18,61 | 0,37 | 30,89 | 23,52 | 0,042 | 0,001 |
| Таблица 5 Изменения в составе на протяжении 3-ступенчатого добавления шлака - изменения в составе металла |
||||||
| Масса, кг | % Mn | % Fe | % Si | % С | % Р | |
| До 1-ой реакции | 6000 | 58 | 10 | 29 | 0,060 | 0,025 |
| После 1-ой реакции | 7743,09 | 78,02 | 7,99 | 13,95 | 0,047 | 0,022 |
| До 2-ой реакции | 7743,09 | 78,02 | 7,99 | 13,95 | 0,047 | 0,022 |
| После 2-ой реакции | 9228,61 | 86,92 | 6,87 | 6,18 | 0,039 | 0,022 |
| До 3-ей реакции | 9228,61 | 86,92 | 6,87 | 6,18 | 0,039 | 0,022 |
| После 3-ей реакции | 10712,06 | 93,10 | 6,29 | 0,58 | 0,034 | 0,028 |
Claims (7)
1. Способ получения ферромарганца со сверхнизким содержанием фосфора и углерода, включающий
- получение низкоуглеродистого силикомарганца, имеющего низкое содержание фосфора;
- получение расплавленного марганцевого шлака, состоящего в основном из шлака производства высокоуглеродистого ферромарганца;
- первое смешивание и перемешивание расплавленного марганцевого шлака и низкоуглеродистого силикомарганца, имеющего низкое содержание фосфора, при соотношении, равном 70-72:28-30, в ковше, для получения металлического расплава и шлака; и
- второе смешивание и перемешивание металлического расплава, отделенного от шлака, полученного в результате первого смешивания и перемешивания, и расплавленного марганцевого шлака, идентичного шлаку, используемому для первого смешивания и перемешивания, для получения шлака и металлического расплава, состоящего из 91-93 вес.% марганца, 0,60-0,85 вес.% кремния, 0,05-0,10 вес.% углерода и 0,015-0,02 вес.% фосфора.
- получение низкоуглеродистого силикомарганца, имеющего низкое содержание фосфора;
- получение расплавленного марганцевого шлака, состоящего в основном из шлака производства высокоуглеродистого ферромарганца;
- первое смешивание и перемешивание расплавленного марганцевого шлака и низкоуглеродистого силикомарганца, имеющего низкое содержание фосфора, при соотношении, равном 70-72:28-30, в ковше, для получения металлического расплава и шлака; и
- второе смешивание и перемешивание металлического расплава, отделенного от шлака, полученного в результате первого смешивания и перемешивания, и расплавленного марганцевого шлака, идентичного шлаку, используемому для первого смешивания и перемешивания, для получения шлака и металлического расплава, состоящего из 91-93 вес.% марганца, 0,60-0,85 вес.% кремния, 0,05-0,10 вес.% углерода и 0,015-0,02 вес.% фосфора.
2. Способ по п.1, в котором второе смешивание и перемешивание осуществляют еще один или два раза в зависимости от температуры расплава или условий перемешивания.
3. Способ по п.1 или 2, в котором получение низкоуглеродистого силикомарганца, имеющего низкое содержание фосфора, осуществляют, загружая низкоуглеродистый силикомарганец, включающий 55-60 вес.% марганца, 25-30 вес.% кремния, 0,04 вес.% или менее углерода и 0,08-0,1 вес.% фосфора, баланс - железо, в печь-ковш, подачу перемешивающего газа, такого как аргон или азот, при нагревании низкоуглеродистого силикомарганца до 1400-1650°С, тем самым обеспечивая гомогенность низкоуглеродистого силикомарганца, добавление к гомогенному низкоуглеродистому силикомарганцу негашеной извести и флюорита и их перемешивание в течение 10-30 мин, таким образом осуществляя дефосфоризацию и обеспечивая содержание фосфора, равное 0,03 вес.% или менее.
4. Способ по п.1 или 2, в котором получение расплавленного марганцевого шлака включает смешивание в электрической печи 8-10 вес.% марганцевой пыли, содержащей 66 вес.% марганца, 8-13 вес.% негашеной извести, 31-54 вес.% шлака производства высокоуглеродистого ферромарганца, содержащего 28 вес.% марганца, и 30-53 вес.% рециркулированного шлака производства высокоуглеродистого ферромарганца, содержащего 12-18 вес.% марганца.
5. Способ по п.4, в котором расплавленный марганцевый шлак имеет основность (CaO/SiO2), равную 1,0-1,1.
6. Способ по п.1 или 2, в котором перемешивание при первичном смешивании и перемешивании осуществляют в течение 10-30 мин с использованием лопасти, изготовленной из алюминия.
7. Способ по п.1 или 2, в котором из шлака, полученного в результате первого смешивания и перемешивания и второго смешивания и перемешивания, шлак, содержащий менее 10% марганца, выбрасывают, а шлак, содержащий 10% марганца или более, вновь загружают в электрическую печь для получения расплавленного марганцевого шлака или рециркулируют, таким образом восстанавливая марганец.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| KR20080041915A KR100889859B1 (ko) | 2008-05-06 | 2008-05-06 | 페로망간 슬래그를 활용한 극저탄소 극저인 페로망간제조방법 |
| KR10-2008-0041915 | 2008-05-06 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2453625C1 true RU2453625C1 (ru) | 2012-06-20 |
Family
ID=40698546
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2010149597/02A RU2453625C1 (ru) | 2008-05-06 | 2008-11-19 | Способ получения ферромарганца со сверхнизким содержанием фосфора и углерода в результате использования ферромарганцевого шлака |
Country Status (8)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US8268036B2 (ru) |
| EP (1) | EP2297368B1 (ru) |
| JP (1) | JP5296868B2 (ru) |
| KR (1) | KR100889859B1 (ru) |
| ES (1) | ES2718777T3 (ru) |
| RU (1) | RU2453625C1 (ru) |
| UA (1) | UA94887C2 (ru) |
| WO (1) | WO2009136684A1 (ru) |
Families Citing this family (16)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR101209710B1 (ko) | 2011-05-03 | 2012-12-10 | 동국제강주식회사 | 실리콘망간 합금철 제조시 발생된 슬래그를 재활용하는 제강방법 |
| KR101355460B1 (ko) * | 2011-12-27 | 2014-01-29 | 주식회사 에코마이스터 | 실리콘망간 슬래그 볼 및 그 제조방법 |
| JP5928168B2 (ja) * | 2012-06-07 | 2016-06-01 | 品川リフラクトリーズ株式会社 | フェロマンガンスラグ回収用取鍋およびフェロマンガンスラグ回収用取鍋の使用方法 |
| CN103695596B (zh) * | 2013-12-05 | 2015-07-08 | 广西敏诚矿业有限公司 | 硅锰合金、中低碳锰铁生产的循环利用方法 |
| CN103938069A (zh) * | 2014-03-19 | 2014-07-23 | 唐山国丰钢铁有限公司 | 一种低磷低碳钢lf精炼脱磷生产工艺 |
| RU2594997C1 (ru) * | 2015-06-26 | 2016-08-20 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ дефосфорации марганцевых руд и концентратов |
| KR101713825B1 (ko) * | 2016-01-26 | 2017-03-10 | 한양대학교 에리카산학협력단 | 슬래그로부터 망간의 회수 방법 |
| KR101960934B1 (ko) | 2016-12-12 | 2019-07-17 | 주식회사 포스코 | 탈린 플럭스 및 그 제조방법 |
| WO2018110914A2 (ko) | 2016-12-12 | 2018-06-21 | 주식회사 포스코 | 탈린 플럭스 및 그 제조방법 |
| KR102227824B1 (ko) * | 2018-07-23 | 2021-03-15 | 주식회사 포스코 | 합금강 제조방법 |
| RU2701245C1 (ru) * | 2018-10-10 | 2019-09-25 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ дефосфорации карбонатных марганцевых руд и концентратов |
| RU2711994C1 (ru) * | 2018-10-10 | 2020-01-23 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ выплавки передельного малофосфористого марганцевого шлака с получением товарного низкофосфористого углеродистого ферромарганца |
| CN109517987A (zh) * | 2019-01-16 | 2019-03-26 | 石嘴山市惠农区宏丰工贸有限公司 | 碳化硅生产废料在硅铁、硅锰合金生产中的应用工艺 |
| KR102221483B1 (ko) * | 2019-06-20 | 2021-03-02 | 주식회사 에스에이씨 | 저탄소 및 저린 페로망간 합금철 제조 방법 및 설비 |
| CN115491533A (zh) * | 2022-09-29 | 2022-12-20 | 贵州松桃金瑞锰业有限责任公司 | 一种锰合金的制备方法 |
| CN116121567B (zh) * | 2023-02-16 | 2023-10-20 | 中国科学院金属研究所 | 去除金属Mn中杂质元素的方法 |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1640192A1 (ru) * | 1988-11-30 | 1991-04-07 | Сибирский металлургический институт им.С.Орджоникидзе | Способ производства бесфосфористого углеродистого ферромарганца |
| RU2198235C2 (ru) * | 2001-01-24 | 2003-02-10 | Открытое акционерное общество "Магнитогорский металлургический комбинат" | Способ получения ферромарганца и силикомарганца |
Family Cites Families (15)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3240591A (en) | 1964-03-24 | 1966-03-15 | Interlake Steel Corp | Manufacture of ferromanganese alloy |
| NO116917B (ru) * | 1965-05-04 | 1969-06-09 | African Metals Corp Ltd | |
| JPS5562141A (en) * | 1978-11-02 | 1980-05-10 | Taiheiyo Kinzoku Kk | Direct production of high grade, high purity ferromanganese |
| FR2461759A1 (fr) * | 1979-07-17 | 1981-02-06 | Sofrem | Alliage reducteur a base de silicium et de manganese a haute teneur en silicium, et applications |
| JPS58104151A (ja) * | 1981-12-15 | 1983-06-21 | Minamikiyuushiyuu Kagaku Kogyo Kk | 低炭素フエロマンガンの製造法 |
| JPS58185732A (ja) * | 1982-04-20 | 1983-10-29 | Japan Metals & Chem Co Ltd | 合金鉄の脱りん方法 |
| SU1219663A1 (ru) | 1983-05-30 | 1986-03-23 | Днепропетровский Ордена Трудового Красного Знамени Металлургический Институт Им.Л.И.Брежнева | Шихта дл выплавки низкоуглеродистого низкофосфористого ферромарганца |
| JPS59222552A (ja) * | 1983-05-31 | 1984-12-14 | Nippon Denko Kk | マンガン系合金鉄の製造方法 |
| JPS6067608A (ja) * | 1983-09-22 | 1985-04-18 | Japan Metals & Chem Co Ltd | 中・低炭素フエロマンガンの製造方法 |
| JPS61157645A (ja) * | 1984-12-29 | 1986-07-17 | Nippon Kokan Kk <Nkk> | 中炭素フエロマンガンスラグからのＭｎ回収方法 |
| JP2683487B2 (ja) * | 1993-05-18 | 1997-11-26 | 水島合金鉄株式会社 | 中・低炭素フェロマンガンの製造方法及び製造装置 |
| KR960001159B1 (ko) * | 1993-11-04 | 1996-01-19 | 엘지전자주식회사 | 전원스위치가 헤드폰/이어폰에 내장된 헤드폰 스테레오 장치 및 헤드폰 장치와 이어폰 장치 |
| KR0158390B1 (ko) | 1995-07-31 | 1998-12-15 | 배순훈 | 칩 마운트 시스템의 노즐 편심 교정방법 |
| KR100363608B1 (ko) | 2000-12-26 | 2002-12-05 | 동부한농화학 주식회사 | 집진 더스트 재활용에 의한 저탄소 훼로망간의 제조방법 |
| CN1220786C (zh) | 2003-03-11 | 2005-09-28 | 朱兴发 | 用富锰渣生产低碳锰铁的生产工艺 |
-
2008
- 2008-05-06 KR KR20080041915A patent/KR100889859B1/ko active Active
- 2008-11-19 UA UAA201014502A patent/UA94887C2/ru unknown
- 2008-11-19 EP EP08874211.9A patent/EP2297368B1/en active Active
- 2008-11-19 WO PCT/KR2008/006808 patent/WO2009136684A1/en not_active Ceased
- 2008-11-19 RU RU2010149597/02A patent/RU2453625C1/ru active
- 2008-11-19 ES ES08874211T patent/ES2718777T3/es active Active
- 2008-11-19 JP JP2011508410A patent/JP5296868B2/ja active Active
- 2008-11-19 US US12/937,533 patent/US8268036B2/en active Active
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1640192A1 (ru) * | 1988-11-30 | 1991-04-07 | Сибирский металлургический институт им.С.Орджоникидзе | Способ производства бесфосфористого углеродистого ферромарганца |
| RU2198235C2 (ru) * | 2001-01-24 | 2003-02-10 | Открытое акционерное общество "Магнитогорский металлургический комбинат" | Способ получения ферромарганца и силикомарганца |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EP2297368A4 (en) | 2016-07-13 |
| US8268036B2 (en) | 2012-09-18 |
| KR100889859B1 (ko) | 2009-03-24 |
| ES2718777T3 (es) | 2019-07-04 |
| UA94887C2 (ru) | 2011-06-10 |
| EP2297368B1 (en) | 2019-03-06 |
| JP2011520040A (ja) | 2011-07-14 |
| US20110265608A1 (en) | 2011-11-03 |
| JP5296868B2 (ja) | 2013-09-25 |
| EP2297368A1 (en) | 2011-03-23 |
| WO2009136684A1 (en) | 2009-11-12 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2453625C1 (ru) | Способ получения ферромарганца со сверхнизким содержанием фосфора и углерода в результате использования ферромарганцевого шлака | |
| US20080156144A1 (en) | Method for reducing to metallic chromium the chromium oxide in slag from stainless steel processing | |
| US6843828B2 (en) | Method for treating slags or slag mixtures on an iron bath | |
| KR101113717B1 (ko) | 높은 망간 함량과 낮은 탄소 함량을 함유하는 강을제조하기 위한 방법 및 용융 시스템 | |
| CN107653358A (zh) | Lf精炼炉冶炼过程快速脱氧的方法 | |
| JPH0480093B2 (ru) | ||
| JP5553167B2 (ja) | 溶銑の脱りん方法 | |
| JP7035280B2 (ja) | 低炭素フェロクロムの製造方法 | |
| JP5268019B2 (ja) | 溶銑の脱りん方法 | |
| JP2003155516A (ja) | 溶鋼の取鍋精錬による脱硫方法 | |
| RU2608936C2 (ru) | Шихта и способ алюминотермического получения ферротитана с ее использованием | |
| RU2455379C1 (ru) | Способ выплавки низкоуглеродистых марганецсодержащих сплавов | |
| WO2007100109A1 (ja) | 溶銑脱燐方法 | |
| KR20200145106A (ko) | 저탄소 및 저린 페로망간 합금철 제조 방법 및 설비 | |
| JP5266903B2 (ja) | Ｍｎ合金の製造方法 | |
| JP4189110B2 (ja) | ステンレス溶鋼精錬スラグの改質方法 | |
| KR101412546B1 (ko) | 용선의 탈황방법 | |
| JPH01147011A (ja) | 製鋼法 | |
| JP2006283164A (ja) | 含クロム溶銑の脱硫処理方法 | |
| JP4957018B2 (ja) | 溶鋼の精錬方法 | |
| KR20150044288A (ko) | 전기로 슬래그 중의 크롬 회수 방법 | |
| US20210262067A1 (en) | Calcium, aluminum and silicon alloy, as well as a process for the production of the same | |
| JPH0841519A (ja) | 製鋼方法 | |
| JP2023049462A (ja) | 溶銑の脱りん方法 | |
| JPS6212301B2 (ru) |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PD4A | Correction of name of patent owner |