SU1076478A1 - Method for smelting ferroalloys - Google Patents
Method for smelting ferroalloys Download PDFInfo
- Publication number
- SU1076478A1 SU1076478A1 SU823513593A SU3513593A SU1076478A1 SU 1076478 A1 SU1076478 A1 SU 1076478A1 SU 823513593 A SU823513593 A SU 823513593A SU 3513593 A SU3513593 A SU 3513593A SU 1076478 A1 SU1076478 A1 SU 1076478A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- charge
- alkaline earth
- smelting
- reducing agent
- earth metal
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 20
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 title claims description 14
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 title claims description 10
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 9
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 9
- -1 alkaline earth metal sulphates Chemical class 0.000 claims abstract description 8
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 6
- 238000005058 metal casting Methods 0.000 claims abstract description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims description 7
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 claims description 5
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 7
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 6
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 abstract description 4
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 abstract description 4
- 230000005611 electricity Effects 0.000 abstract 1
- TZCXTZWJZNENPQ-UHFFFAOYSA-L barium sulfate Chemical compound [Ba+2].[O-]S([O-])(=O)=O TZCXTZWJZNENPQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 14
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 11
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 11
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 8
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 8
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 7
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 7
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 description 6
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 6
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 6
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 6
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 6
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 6
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 6
- 239000010428 baryte Substances 0.000 description 5
- 229910052601 baryte Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910000676 Si alloy Inorganic materials 0.000 description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L calcium sulfate Chemical compound [Ca+2].[O-]S([O-])(=O)=O OSGAYBCDTDRGGQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 229910052788 barium Inorganic materials 0.000 description 3
- DSAJWYNOEDNPEQ-UHFFFAOYSA-N barium atom Chemical compound [Ba] DSAJWYNOEDNPEQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 3
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 3
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 3
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 3
- 229910000616 Ferromanganese Inorganic materials 0.000 description 2
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 description 2
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 description 2
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 description 2
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 2
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000007654 immersion Methods 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 229910052976 metal sulfide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011044 quartzite Substances 0.000 description 2
- 239000000376 reactant Substances 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N Fluorine atom Chemical compound [F] YCKRFDGAMUMZLT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000720 Silicomanganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002301 combined effect Effects 0.000 description 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000003607 modifier Substances 0.000 description 1
- 230000000051 modifying effect Effects 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052712 strontium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 150000003464 sulfur compounds Chemical class 0.000 description 1
- 231100000331 toxic Toxicity 0.000 description 1
- 230000002588 toxic effect Effects 0.000 description 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
СПОСОБ ВЬтЛАВКИ ФЕРРОСПЛАВОВ , включающий дозирование и смешивание шихтовых материалов с введением в них сульфатов щелочноземельных металлов, подачу шихты в электропечь , непрерывное проплавление и углетермическое восстановление, выпуск расплава и разливку металла, отличающийс тем, что, с целью повышени извлечени ведущего элемента, снижени удельного расхода электроэнергии, сульфаты щелочноземельных металлов предварительно смешивают с углеродистым восстановителем в количестве 1-20% от массы последнего. S (ЛMETHOD OF FERROLASTING EXTRACT, including dosing and mixing charge materials with the introduction of alkaline earth metal sulphates, supplying the charge to the electric furnace, continuous melting and coal-heat reduction, melt production and metal casting, characterized in that, in order to increase the recovery of the driving element, to reduce the specific consumption electricity, sulfates of alkaline earth metals are pre-mixed with carbonaceous reducing agent in the amount of 1-20% by weight of the latter. S (l
Description
Изобретение относитс к черной и цветной металлургии, конкретно к способам выплавки кремни и ферросплавов (ферросилици , ферромарганца , силикомарганца, силикохрома, си ликокальци и др.), а также алюмини ево кремниевого сплава углетермичес КИМ процессомр Известен утлетермический способ выплавки ферросплавов и сплавов, включающий одновременную загрузку в печь основных компонентов шихты, непрерывное восстановление элемен (Тов, выпуск расплава и разливку сплава 1 . Производство кремни и его силаВОВ относ т к бесшлаковым npoueccaM но тем не менее Получение сплава обычно сопровождаетс образованием некоторого количества шлака (до 10% от массы сплава). Шлаки имеют очень высокую температуру плавлени и бол Шую в зкость, вследствие чего частично остаютс в печи, вызывают -зарастание ванны и уменьшение глубины погружени электродов в шихту. Приближение электрических дуг к колошн ку печи вызывает перегрев верхних слоев шихты, уменьшение их электросопротивлени и увеличение токов шихтовой проводимости/ что дополнительно вызывает рост температуры колошника и снижение электросопро тивлени шихты,, вследствие чего увеличиваютс потери тепла и шихтовых материалов ч-ерез колошник, умен шаютс мощности электрических дуг и повышаетс расход электроэнергии. Известен способ выплавки ферроси лици , в котором повьциение жидкотекучести шлака и интенсификаци процесса плавки достигаетс путем введени в шихту плавикового шпата 2J, Недостатком указанного способа вл етс интенсивное взаимодействие плавикового шпата с рудной частью шихйл на колошнике, что ведет к опе режающему плавлению шихты и торможе нию восстановлени . Кроме того/ использование плавикового шпата св зано с выделением в атмосферу высокотоксичных фторсодержащих газов (F , HF и др.) . Восстановление элементов осуществ л етс через газовую и жидкую фазы. При этом наиболее энергетически выгодными вл ютс жидкофазные реакции , так как испарение веществ св зано с большими энергозатратами, потер ми тепла и материалов. Однако приемлема скорость восстановлени через жидкую фазу достигаетс при условии низкого поверхностного нат жени оксидного расплава, что обеспечивает развитую поверхность кон- такта реагентов. При выплавке марганцевых ферросплавов шлаковым процессом относительно низка температура плавлени рудной части шихты приводит к разделению оксидного расплава « углеродистого восстановител и резкому уменьшению поверхности контакта реагентов . Это обсто тельство, а также высокое поверхностное нат жение оксидного расплава и его больша в зкость тормоз т восстановление, что приводит к низкому извлечению элементов из сырь . В результате увеличиваетс расход электроэнергии. Известен способ выплавки углеродистого ферромарганца, в котором (Снижение поверхностного нат жени оксидного расплава достигаетс путем введени в шихту отходов обогащени сернистых углей - углистого колчедана , содержащего 46,1% Fe, 42,3% S и 9,8% С 3, Недостатками этого способа вл ютс опережак дее по сравнению с восстановлением плавление рудной части шихты, расслоение компонентов и уменьшение реакционной поверхности , что приводит к повышению расхода электроэнергии и снижению производительности печи вследствие низкой скорости восстановлени и больших потерь марганца испарением. Наиболее близким к предлагаемому по достигаемому эффекту вл етс способ выплавки ферросплава с барием, включающий дозирование и смешивание шихтовых материалов с введением в них сульфатов щелочноземельных металлов , подачу шихты в электропечь, непрерывное проплавление и углетермическое восстановление,, выпуск расплава и разливку металла 4j, Недостатками известного способа -ЯВЛЯЮТСЯ незначительное вли ние бари , как элемента с низким потенциалом ионизации, на повышение мощности электрических дуг вследствие интенсивного восстановлени бари , которое облегчаетс благодар протеканию реакции сульфата бари с кремнеземом при температуре выше 1200®С: BaS04+SiO2 BaSiO3+SO2+l/2 О,, (1) мала дол низкотемпературных жидкофазных реакций восстановлени вследствие больших величин в зкости и поверхностного нат жени силикатов бдри , так как сера по реакции (1) удал етс в газовую фазу. Указанные недостатки привод т к повышению расхода электроэнергии и необходимости установки сероочистки при выплавке ферросплавов. Цель изобретени - повышение извлечени ведущего элемента, снижение удельного расхода электроэнергии. Указанна цель достигаетс тем, что согласно способу выплавки ферро сплавов, включающему дозирование и смешивание шихтовых материалов с вв дением в них сульфатов щелочноземел ных металлов, подачу шихты в злектропечь , непрерывное проплавлен.ие и углетермическое восстановление, выпуск расплава и разливку металла, сульфаты щелочноземельных металлов предварительно смешивают с углероди тнм восстановителем в количестве 120% от массы последнего. Предварительное смешивание сульфатов с углеродистым восстановителе увеличивает поверхность контакта ре агентов, при этом интенсивно протекает реакци MeS04 + 4С MeS + 4СО В этом случае сера не удал етс в газовую фазу, как в известном спосо а переходит в виде термодинамически йрочных и тугоплавких (т.пл. MeS 2400®К) сульфидов в оксидносульфидмый расплав. Устойчивость сульфидов щелочноземельных металлов обеспечивает переход их в высокотемпературные зоны ванны печи, в которых протекают основные реакции восстановле ни , Дл улучшени кинетических условий протекани реакции (2) и исполь зовани мелких клaqcoв (фракции до 3 мм) смесь сульфатов с углеродистым восстановителем перед введением в шихту целесообразно окусковывать (брикетировать или окатывать), Переход серы в оксидносульфидный расплав снижает его поверхностное нат жение, увеличивает долю жидкофазных энергетически выгодных реакций восстановлени . Например, восст новление кремни может осуществл ть с из расплава без перехода кремнезема в газовую фазу 8102 231Ст 3Si + 2СОп Это приводит к снижению расхода электроэнергии при выплавке кремни и ферросплавов. В этом случае комплексное воздей ствие щелочноземельных металлов и серы повышает жидкоподвижность шлак способству регул рному его выходу из печи при выпуске металла, что обеспечивает устойчивую .и достаточ40 большую глубину погружени элект родов в шихту и снижение температуры колошника. Поскольку потенциалы ионизации щелочноземельных металлов ниже потенциалов ионизации компонен тов углетермических ферросплавов (потенциалы ионизации Са, Sr, Ва ра ны соответственно 6,1; 5,7; 5,2 эВ; Fe, Сг, Мп, Si - соответственно 17 6,8; 7,4; 8,1 зВ), улучшаютс услови горени электрической дуги. Все это способствует перераспределению мощности: увеличению ее доли в электрических дугах и уменьшению мощности, выдел емой на колошнике за счет токов шихтовой проводимости. Оптимальное содержание сульфатов щелочноземельных металлов составл ет 1-20% от массы углеродистого восстановител , Добавка сульфатов в количестве менее 1% недостаточна дл за-, метного повьпаени мощности электрических дуг, при добавке более 20% образуютс в зкие шлаки. Пример 1, Выплавку 75%-ного ферросилици (ФС 75) производ т в . полупромышленной печи мс цностью 1200 кВ-А при напр жении 68,2 В. и силе тока 6-8 кА, Баритовую руду, содержащую 45,0% BaSO, в количестве 5% от массы восстановител ввод т в шихту (прототип) и предварительно смешивают с коксом (предлагаемый способ), Состав колоши шихты, кг: кварцит 200; стружка 15; кокс 100; баритова руда (в пересчете на BaSOi) 10,5%, Результаты представлены в табл,1г По сравнению с прототипом извлечение кремни повышаетс на 8,5%, а расход электроэнергии снижаетс на 8,6%, Снижение концентрации бари в сплаве от 1,2 до 0,6% не приводит к существенному снижению его модифицирующих свойств. В опытных плавках ферросилици ФС 75. в той же печи при определении оптимального количества сульфата бари , вводимого в шихту в виде баритовой руды, содержащей 45% BaSO, после предварительного смешивани с коксом получают следующий расход электроэнергии, кВт-ч/т: Добавка 0,5% BaSO 13800 Добавка 1,0% BaSO 13100 Добавка 10% BaSO 12900 Добавка 20% BaSO4 13200 Добавка 30% BaSO 14600 Опытные плавки показывают, что добавка сульфата бари в количестве 1-20% от массы восстановител соответствует минимальному расходу электроэнергии. Пример 2. Выплавку ферросилици ФС 75 производ т в той же печи. Сульфат кальци (гипс) в количестве 10% от массы восстановител ввод т в шихту и предварительно смешивают с коксом. Состав колоши шихты, кг: кварцит 200; стружка 15; кокс 100; гипс (в пересчете на CaiSQ) 10, Результаты представлены в табл. 2, По сравнению с прототипом добавка сульфата кальци после предварительного смеишвани с коксом -позвол ет повысить извлечение кремни на 8,4%,The invention relates to ferrous and non-ferrous metallurgy, specifically to the methods of smelting silicon and ferroalloys (ferrosilicon, ferromanganese, silicomanganese, silicochrome, silicoalcium, etc.), as well as aluminum, silicon-alloy, carbon-thermal, IMM process. loading into the furnace of the main components of the charge, continuous restoration of the elements (Tov, melt production and casting of alloy 1. Production of silicon and its strengths are referred to slag-free npoueccaM but Less The production of an alloy is usually accompanied by the formation of a certain amount of slag (up to 10% by weight of the alloy.) Slags have a very high melting point and a greater viscosity, with the result that they partially remain in the furnace, cause a bath to rise and a decrease in the depth of immersion of the electrodes in the mixture. electric arcs to the furnace head cause overheating of the upper layers of the charge, a decrease in their electrical resistance and an increase in the current of charge conductivity /, which additionally causes an increase in the temperature of the furnace top and a decrease in electrical current opposing the charge, as a result of which the losses of heat and charge materials increase through the throat, the power of electric arcs decreases and the power consumption increases. There is a known method of smelting ferrosilicium, in which the flowability of the slag and the intensification of the smelting process is achieved by introducing fluorspar 2J into the mixture. recovery. In addition, the use of fluorspar is associated with the release into the atmosphere of highly toxic fluorine-containing gases (F, HF, etc.). The elements are reduced through the gas and liquid phases. In this case, the most energetically favorable are liquid-phase reactions, since the evaporation of substances is associated with high energy consumption, loss of heat and materials. However, an acceptable rate of reduction through the liquid phase is achieved under the condition of low surface tension of the oxide melt, which ensures a developed contact surface of the reactants. In the smelting of manganese ferroalloys by the slag process, the relatively low melting point of the ore part of the charge leads to the separation of the oxide melt of the carbonaceous reductant and a sharp decrease in the contact surface of the reactants. This circumstance, as well as the high surface tension of the oxide melt and its high viscosity, impede recovery, which leads to low extraction of elements from the raw material. As a result, power consumption increases. There is a known method of smelting carbon ferromanganese, in which (Reduction of the surface tension of an oxide melt is achieved by introducing into a mixture of sulfur dioxide enrichment waste - carbonaceous pyrites containing 46.1% Fe, 42.3% S and 9.8% C 3, the disadvantages of this This method is more advanced than the melting of the ore part of the charge, the separation of components and a decrease in the reaction surface, which leads to an increase in energy consumption and reduced furnace productivity due to the low rate of recovery Evaporation and large losses of manganese by evaporation. The closest to the proposed effect achieved is a method of smelting ferroalloy with barium, including dosing and mixing of charge materials with the introduction of alkaline earth metal sulfates, supply of the charge to the electric furnace, continuous melting and coal recovery, melt production and metal casting 4j. The disadvantages of this method are the slight effect of bari, as an element with a low ionization potential, on the increase in power x arcs due to intensive barium reduction, which is facilitated by the reaction of barium sulphate with silica at temperatures above 1200 ° C: BaS04 + SiO2 BaSiO3 + SO2 + l / 2 O, (1) small fraction of low-temperature liquid-phase reduction reactions and the surface tension of silicates, since sulfur according to reaction (1) is removed to the gas phase. These drawbacks lead to increased power consumption and the need to install a desulfurization process in the smelting of ferroalloys. The purpose of the invention is to increase the extraction of the leading element, reducing the specific energy consumption. This goal is achieved by the fact that according to the method of smelting ferroalloys, including the dosing and mixing of charge materials with the introduction of alkaline earth metal sulphates into them, the supply of the charge into an electric furnace, continuous melting and coal thermal reduction, melt production and metal casting, alkaline earth metal sulphates pre-mixed with carbon tnm reducing agent in the amount of 120% by weight of the latter. Pre-mixing sulphates with a carbonaceous reducing agent increases the contact surface of the reagents, and the reaction MeS04 + 4C MeS + 4CO intensively proceeds. In this case, sulfur is not removed into the gas phase, as in the well-known method, which transforms into thermodynamically frivolous and refractory (i.e. MeS 2400®K) sulphides to an oxide-sulphide melt. The stability of alkaline earth metal sulphides provides their transition to high-temperature zones of the furnace bath, in which the main reduction reactions take place. To improve the kinetic conditions of the reaction (2) and use small cells (fractions up to 3 mm) a mixture of sulphates with a carbonaceous reducing agent before being introduced into the mixture It is advisable to bite (briquetting or pelleting). The transition of sulfur to the oxide-sulfide melt reduces its surface tension, increases the proportion of liquid-phase, energy-efficient ktsy recovery. For example, silicon can be reduced from a melt without silica being transferred to the gas phase 8102 231Ct 3Si + 2CoP. This leads to a decrease in electrical energy consumption in the smelting of silicon and ferroalloys. In this case, the combined effect of alkaline earth metals and sulfur increases the liquid mobility of the slag to its regular exit from the furnace when the metal is released, which ensures a stable and sufficiently deep immersion of the electrodes into the mixture and a decrease in the temperature of the furnace top. Since the ionization potentials of alkaline-earth metals are lower than the ionization potentials of the components of coal-thermal ferroalloys (the ionization potentials of Ca, Sr, Variants are 6.1, 5.7, 5.2 eV, Fe, Cr, Mn, Si, respectively, 17 6.8; 7.4; 8.1 mV), the conditions for the electric arc are improved. All this contributes to the redistribution of power: an increase in its share in the electric arcs and a decrease in the power released at the top of the furnace due to current charge conductivity. The optimum content of alkaline earth metal sulfates is 1–20% by weight of the carbonaceous reducing agent. The addition of sulfates in an amount of less than 1% is not sufficient for noticeable heating of the electric arcs, with the addition of more than 20%, viscous slags are formed. Example 1, smelting of 75% ferrosilicon (PS 75) is produced in. semi-industrial kiln MS with a value of 1200 kV-A at a voltage of 68.2 V. and current of 6-8 kA. Barite ore containing 45.0% of BaSO in the amount of 5% by weight of the reducing agent is introduced into the charge (prototype) and mixed with coke (the proposed method), Composition of the colony mixture, kg: quartzite 200; shavings 15; coke 100; barite ore (in terms of BaSOi) 10.5%. The results are presented in Table 1g. Compared to the prototype, the extraction of silicon increases by 8.5% and the power consumption decreases by 8.6%. The concentration of barium in the alloy decreases from 1, 2 to 0.6% does not lead to a significant reduction in its modifying properties. In the experimental melting of ferrosilicon FS 75. in the same furnace, when determining the optimal amount of barium sulphate introduced into the charge in the form of barite ore containing 45% BaSO, after pre-mixing with coke, the following electric power consumption is obtained, kWh / t: Additive 0, 5% BaSO 13800 Additive 1.0% BaSO 13100 Additive 10% BaSO 12900 Additive 20% BaSO4 13200 Additive 30% BaSO 14600 Experimental melting shows that the addition of barium sulfate in an amount of 1-20% by weight of the reducing agent corresponds to the minimum power consumption. Example 2. FS 75 smelting of ferrosilicon is produced in the same furnace. Calcium sulfate (gypsum) in an amount of 10% by weight of the reducing agent is introduced into the mixture and is pre-mixed with coke. Composition of the mixture charge, kg: quartzite 200; shavings 15; coke 100; gypsum (in terms of CaiSQ) 10, the results are presented in table. 2, Compared with the prototype, the addition of calcium sulfate after preliminary mixing with coke allows to increase the extraction of silicon by 8.4%,
а расход электроэнергии снизить на 7,6%.and reduce power consumption by 7.6%.
Ожидаемый годовой экономический эффект от использовани предлагаемого способа на примере производства 420 тыс.т высокопроцентного ферросилици составит 2,46 млн.руб.The expected annual economic effect from the use of the proposed method on the example of the production of 420 thousand tons of high-grade ferrosilicon will be 2.46 million rubles.
Таким образом, использование предлагаемого способа за счет повышени мощности электрических дуг и доли жидкофазных низкотемпературных реакций восстановлени сокращает расход электроэнергии, способствует повышению извлечени кремни в сплавThus, the use of the proposed method by increasing the power of the electric arcs and the proportion of liquid-phase low-temperature reduction reactions reduces the power consumption, improves the extraction of silicon in the alloy
Частичный переход щелочйоземельных металлов в сплав улучшает его качество, так как наличие в нем химически активных металлов повышаетThe partial transfer of alkaline earth metals into an alloy improves its quality, since the presence of chemically active metals in it increases
усвоение вед1Ш1их элементов при использовании сплава в качестве восстановител , раскислител и модификатора .assimilation of elements using the alloy as a reducing agent, deoxidizing agent and modifier.
Предлагаемый способ выплавки кремни .и ферросплавов по сравнению с известным позвол ет снизить выделение сернистых соединений в газовую фазу, улучшить санитарно-гигиенические услови труда, ликвидироват сероочистку и предотвратить загр знение окружающей среды.The proposed method of smelting silicon and ferroalloys, as compared with the known, allows to reduce the release of sulfur compounds into the gas phase, improve sanitary and hygienic working conditions, eliminate desulfurization and prevent environmental pollution.
За счет снижени расхода электроэнергии и повышени извлечени ведущего элемента экономическа эффективность при использовании предлагаемого способа составит б руб. на тонну ферросилици марки ФС 75.By reducing the power consumption and increasing the extraction of the leading element, the economic efficiency of using the proposed method will amount to 6 rubles. per ton of ferrosilicon brand FS 75.
Т а б л и ц а 1Table 1
Добавка баритовой руды в шихту (прототип )Additive of barite ore to the charge (prototype)
Добавка баритовой руды в шихту после предварительного смешивани с коксомAddition of barite ore to the charge after premixing with coke
71,571.5
1390013900
19,019.0
1270012,700
80,080.0
20,220.2
Таблица 2table 2
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU823513593A SU1076478A1 (en) | 1982-11-18 | 1982-11-18 | Method for smelting ferroalloys |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| SU823513593A SU1076478A1 (en) | 1982-11-18 | 1982-11-18 | Method for smelting ferroalloys |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| SU1076478A1 true SU1076478A1 (en) | 1984-02-29 |
Family
ID=21036398
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| SU823513593A SU1076478A1 (en) | 1982-11-18 | 1982-11-18 | Method for smelting ferroalloys |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| SU (1) | SU1076478A1 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2118395C1 (en) * | 1997-03-25 | 1998-08-27 | Научно-производственное предприятие "Сплав-М" | Ferroalloy production process |
-
1982
- 1982-11-18 SU SU823513593A patent/SU1076478A1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| 1. Рысс М.А. Производство ферросплавов. М., Металлурги ,1975If .0. 47-72, 83-86, 97-108, 127-141, 144-157, 180-202. 2.Саблин Н.И., Мизин В.Г. и др. Совершенствование производства ферросплавов на Кузнецком заводе ферросплавов. Сб., вып. 2. Кемерово, 1969, с. 254-260. 3,Матюшенко В.И., Кучер А.Г. и др. Физико-химические процессы в электротермии ферросплавов. М., Наука, 1981, с. 59-63. 4 Авторское свидетельство СССР 255958, кл. С 21 С 7/00, 1968. * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2118395C1 (en) * | 1997-03-25 | 1998-08-27 | Научно-производственное предприятие "Сплав-М" | Ferroalloy production process |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2510419C1 (en) | Method of making blister copper directly from copper concentrate | |
| RU2633410C2 (en) | Method and device for producing blister copper | |
| RU2633428C2 (en) | Method and device for copper slag collection | |
| TWI874497B (en) | Improved copper smelting process | |
| AU775364B2 (en) | Continuous nickel matte converter for production of low iron containing nickel-rich matte with improved cobalt recovery | |
| FI71770B (en) | REDUCERING AV SMAELT METALLURGISKT SLAGG KONTINUERLIGT I EN ELKTRISK UGN | |
| CA3019512A1 (en) | Method for continuously converting nickel-containing copper sulphide materials | |
| RU2121518C1 (en) | Method of processing oxide raw material containing nonferrous metals | |
| SU1076478A1 (en) | Method for smelting ferroalloys | |
| FI78125B (en) | FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV JAERNHALTIGA KOPPAR- ELLER KOPPAR / ZINKSULFIDKONCENTRAT. | |
| CN115652013A (en) | Method for processing iron ore to obtain steel | |
| US2368508A (en) | Process of treating ores and electric furnace therefor | |
| US2173535A (en) | Steel making | |
| CN102888482A (en) | Premelting type slagging and dephosphorizing agent with 2CaO.Fe2O3 and CaO.Fe2O3 serving as main phases | |
| DE69806796T2 (en) | METHOD FOR CONTINUOUS MELTING OF METAL SOLIDS | |
| JP5581760B2 (en) | Method for removing copper in steel scrap and method for producing molten steel using steel scrap as an iron source | |
| CN110042260A (en) | A kind of smelting process of low-grade difficult smelting charge of lead and zinc | |
| JP2003147430A (en) | Steelmaking reducing agent and steelmaking method | |
| US3996045A (en) | Method for producing high-grade ferro-nickel directly from nickeliferous oxide ores | |
| US4274867A (en) | Method for producing low-carbon steel from iron ores containing vanadium and/or titanium | |
| SU996488A1 (en) | Method for processing waste storage batteries | |
| CA1212842A (en) | Method of processing lead sulphide or lead/zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| RU2791998C1 (en) | Method for direct production of cast iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag | |
| SU1375655A1 (en) | Method of charging materials to acid open-hearth furnace | |
| JPH01268824A (en) | Method of operating flash smelting furnace |