SU1148885A1

SU1148885A1 - Method of melting metallic manganese

Info

Publication number: SU1148885A1
Application number: SU833662825A
Authority: SU
Inventors: Николай Васильевич Толстогузов; Игорь Александрович Селиванов; Сергей Викторович Носачев
Original assignee: Сибирский ордена Трудового Красного Знамени металлургический институт им.Серго Орджоникидзе
Priority date: 1983-11-18
Filing date: 1983-11-18
Publication date: 1985-04-07

Abstract

1. СПОСОБ ВШЛАВКИ МЕТАЛЛИЧЕСКОГО МАРГАНЦА электросиликотермическим восстановлением, включающий расплавление марганцевого сырь , флюса и части силикомарганца и введение в рудно-флюсовьй расплав остальной части силикомарганца, о тличающийс тем, что, с целью снижени расхода электроэнергии , повьшени степени извлечени марганца в металд и использовани силикомарганца, расплавление ,ведут с использованием в качестве марганцевого сьфь хлоркальцйевого концентрата , вз того в количестве 520555 кг/т в смеси с известью, доломитом и частью силикомарганца, перёд введением остальной части сшшкомарганца в количестве 47-53% его брикетируют с хлоркальциевым концентратом , известью, доломитом, алюминием , и св зующим и прокаливают. 2.Способ по п. 1, о т л и чающийс тем, что на расплавление шихту подают в следующем соотношении компонентов, мас.%: Хлоркальциевый концентрат 52,0-55,5 Доломит10,5-12,5 Силикомарганец 21,0-24,0 j ИзвестьОстальное 3.Способ по пп. 1 и 2,о т л и (Л чающийс тем, что на брикетирование шихту подают,в следующем соотношении компонентов, мас.%: Силикомарганец 44,5-47,9 Хлоркальциевый 35,5-37,0 концентрат Доломит 8,0-9,0 4; Алюминий 2,6-3,5 эо Св зующее 0,5-1,2 00 00 СП Известь Остальное 4. Способ по пп. 1-3, о т л и ч аю щ и и с тем, что брикеты ввод т в рудно-флюсовьй расплав при соотношении расплав-брике-гы 2,0-2,15:1.1. A process VSHLAVKI elektrosilikotermicheskim metal manganese rehabilitation, comprising melting of the manganese raw material, and flux portion and silicomanganese ore introduction fluxed melt rest of silicomanganese, about tlichayuschiys in that, in order to reduce power consumption, povsheni degree of recovery of manganese in metald and using silicomanganese , melting, is carried out using calcium chloride as a manganese concentrate, taken in the amount of 520555 kg / t mixed with lime, dolomite and part Into new silicomanganese, by introducing the rest of 47-33% of the black manganese it is briquetted with calcium chloride, lime, dolomite, aluminum, and the binder is calcined. 2. The method according to claim 1, about tl and which is based on the fact that to melt the charge is fed in the following ratio of components, wt.%: Chlorocalcium concentrate 52.0-55.5 Dolomit10.5-12.5 Silico-manganese 21.0- 24.0 j Lime Rest 3. Method according to paragraphs. 1 and 2, about tl i (L of the fact that the mixture is fed to the briquetting, in the following ratio, wt.%: Silikomanganese 44,5-47,9 Chlorcalcium 35.5-37.0 concentrate Dolomite 8.0- 9.0 4; Aluminum 2.6-3.5 eo Binder 0.5-1.2 00 00 SP Lime Rest 4. The method of paragraphs 1-3, of which is that the briquettes are introduced into the ore-flux melt at a melt-briquet-ge ratio of 2.0-2.15: 1.

Description

Изобретение относитс к металлургии , в частности к производству металлического марганца. Известен алюмотермический способ производства металлического марганца заключающийс в дроблении, измельчении и смешивании богатого марганцевого сьфь с порошком алюмини , флюсами и запальной смесью и проплав лении этой шихты..В результате взаим действи составл ющих шихты образуетс металлический марганец 1. Недостатком процесса вл етс то, что даже при выборе особо чистог и богатого по марганць сырь сплав получаетс загр зненным фосфором, алюминием и другими примес ми вследствие недостаточной чистоты используемых руд по этим элементам. Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату к предлагаемому вл етс способ выплав ки металлического марганца электросиликотермическим восстановлением, включающий расплавление марганцевого сырь и флюса и введение в руднофлюсовый расплав силикомарганца. По этому способу марганцевьш концент рат, бесфосфористьш шлак, восстанавливают кремнием силикомарганца, дл чего концентрат в смеси с известью и частью силикомарганца ( от общег расхода силикомарганца) задают в печь. Как только вс шихта расплавитс , хорошо прогреетс , в печь загружают остальной силикомарганец в твердом или жидком виде. Причем силикомарганец загружают част ми, дл лучшего использовани кремни . Дл ускорени рафинировани металла от кремни за счет его перемешивани за 30 мин до конца плавки ра.сплав продувают 2-4 раза воздухом под давлением 3-4 атм. После последней продувки металл и шлак выпускают в каскадно установленные стальные ковши. Дл более полного отделени металла от шлака и понижени темпера туры металла ковш выдерживают в течение 3ч, после чего металл разливают в металлические изложницы 2J. Недостатками известного процесса вл ютс повышенньй расход электроэнергии за счет длительности рафинироваии , низкое извлечение марганца из бесфосфрристого шлака (/«46,5), низка степень использовани кремни силикомарганца (v71%) Наличие в конечном шлаке манганозита и тефроита свидетельствуют о том, что восстановление протекает не до конца вследствие того, что протекание восстановительных процессов лимитируетс скоростью диффузионного растворени твердых кусочков силикомарганца, вводимых в шлакофлюсовый расплав. Скорость диффузионного растворени лимитируетс .диффузионным процессом, подводом кремни и закиси марганца к поверхности раздела фаз и отводом продуктов реакции в металл и шлак. На поверхности холодного кусочка силикомарганца , в момент попадани его в расплав, образуетс тверда пленка шлака, котора затрудн ет процессы массопередачи и теплопередачи, а также плавление силикомарганца. Цель изобретени - снижение расхода электроэнергии, повьш1ени степени извлечени марганца в металл и использовани силикомарганца. Поставленна цель достигаетс тем, что согласно способу выплавки металлического марганца электросштикотермическим восстановлением, включающему расплавление марганцевого сырь , флюса и части силикомарганца и введение в рудно-флюсовьй расплав . остальной части силикомарганца, расплавление ведут с использованием в качестве марганцевого сырь хлоркальциевого концентрата, вз того в количестве 520-555 кг/т в смеси с известью, доломитом и частью силикомарганца , перед введением остальной части силикомарганца в количестве 47-55% его брикетируют с хлоркальциевым :концентратом, . известью, доломитом , алюминием и св зующим и прокаливают . На расплавление шихту подают при следующем соотношении компонентов, мае.%: Хлоркальциевый концентрат 52,0-55,5 Доломит10,5-12,5 Силикомарганец 21,0-24,0 ИзвестьОстальное На брикетирование шихту подают в следующем соотношении компонентов, мас.%: Силикомарганец 44,5-47,9 Хлоркальциевый концентрат 35,5-37,0 . Доломит8,0-9,0 Алюминий ( вторичный) 2,6-3,5 Св зующее0,5-1,2 ИзвестьОстальное Причем брикеты ввод т в руднофлюсовый расплав при соотношении расплав-брикеты 2,0-2,15:1, Состав используемого хлоркальциевого концентрата приведен в табл. 1. Количество хлоркальциевого , концентрата, задаваемого дл рафини ровочного расплава, составл ет 520555 кг/т шихты, что вл етс оптимальным и обеспечивает нормальное течение плавки. Уменьшение количест ва концентрата / 520 кг/т шихты приводит к тому, что полученный рафини ровочный расплав обеднен окислами марганца, а следовательно, кремний силикомарганца, поступан ций с брике тами, используетс не полностью и переходит в конечный металл. Увеличение количества концентрата кг/т шихты приводит к повьш енны потер м марганца со шлаком вследствие недостатка восстановител - кре ни силикомарганца. Силикомарганец ввод т в состав шихты дл получени рафинировочного расплава в количестве 21,0-24,0 мас Введение такого количества силикома ганца уменьшает расход электроэнерг на расплавление рудно-флюсового рас плава, так как благодар его наличию значительна часть тепла выдел етс по реакции (StOJ При этом благодар образованию Si(% разжижаетс рудно-флюсовый расвлав и ускор етс его плавление, что обеспечивает более полное полез ное использование кремни силикомар ганца, вводимого с шихтой дл образовани рудно-флюсового расплава., Часть силикомарганца (47-55%) ввод т с брикетами. Уменьшение доли силикомарганца, вводимого с брикета ми, 47% снижает полноту протекани восстаиовительных процессов. Кроме того, при этсм снижаетс эффективность перемешивани . Увеличение дол силикомарганца, вводимого брикетами 55% приводит к тому, что конечный металл отличаетс повышенным содержанием кремни . Это спЬсобствует повышенному его угару. 54 Состав брикета вл етс оптимальным дл достижени максимального извлечени марганца из рафинировочного расплава и повьш1ени использовани кремни . Вследствие большой термичности брикета последний раствор етс в расплаве, при этом образунмдиес капли реакционноспособного металла, содержащие 15-17% Si, пронизывают слой рафинировочного расплава и, взаимодейству со свободными окислами марганца, восстанавливают их. Образующийс при этом конечный шлак обладает высокой жидкоподвижностью и низкой температурой плавлени . Благодар огромной поверхности, взаимодействи капель металла с рафинировочным расплавом содержание окислов марганца в шлаке невелико и составл ет/- 5-8%, потери марганца испарением при этом минимальны. Капли металла, пронизыва рафинировочный расплав, производ т его перемешивание . Как показьшают исследовани , благодар тонкому смешению силикомарганца и концентрата в брикете происходит чрезвычайно интенсивное восстановление окислов марганца (за 25-30 с на 90-95%). В результате этого концентраци марганца в капл х металла, образующегос в брикетах, составл ет 82-85%, а кремни лишь 15-17%, что, благодар большой разности в удельных весах капель металла и рафинировочного расплава, способствует успешному перемешиванию последнего. Добавка доломита и извести в бри кеты и смесь расплава обуславливаетс получением в конечном итоге шлака, содержащего наименьшее количество марганца, обладакнцего высокой жидкоподвижностью, низкой в зкостью и невысокой температурой плавлени . Уменьшение концентрации доломита и извести менее 8,0 и 6,0 MJac.% соответственно в брикете ведет к потер м марганца с,о шлаком. Увеличение содержани доломита и извести более 9,0 и 7,0 мас.% соответственно ведет к загущению юшака, что также отрицательно сказываетс на основных показател х процесса. Присутствие в брикетах алюмини повышает термичность брикета, что ведет к более быстрому протеканию пооаесса растворени и уменьшению угара кремни . Увеличение навески алюмини более 3,5 мас.% ведет к повьшению термичности брикета и, как следствие, увеличиваютс потери марганца испарением. Уменьшение навески алюмини менее 2,6 мас.% ведет к понижению термичности брикета и увеличению времени рафинировани . Количественное соотношение между раскодом шихты на образование рафинировочного расплава и расходом брикетов должно составл ть 2,02 ,15:1, так как именно такое соотношение обеспечивает получение металлического марганца, соответствующего ГОСТ 6008-75. Изменение этого соотношени в сторону увеличени массы брикета приводит к тому, что в конеч . ном металле увеличиваетс содержание кремни . Изменение соотношени в сторону увеличени доли массы шихты дл рафинировочного расплава приводит к повышенным потер м марганца со ишаком. Силикомарганец и хлоркальциевый концентрат ввод т в состав брикета в количественном соотношении в среднем 1,ЗГ1,0, так как именно это соотношение обеспечивает максимальную скорость и высокую полноту восстановлени (92-95%) закиси марганца, необходимую термичность брикета и оптимальный состав металла (содержание кремни 15-17%) дл обработки рафинировочного рудно-флюсового расплава При значительном изменении этого соотношени в сторону уменьшени расхода сшшк омар ганца понижаетс концентраци кремни в капле металла а также за счет роста кратности шлака уменьшаетс термичность брикета, что ведет к потер м марганца и увеличению времени рафинировани . При значительном изменении этого соотношени в сторону увеличени расхода силикомарганца также понижаетс термичность брикета, что приводит к повьш1енному угару кремни вследст1зие плохого разделени продуктов реакции и повьпиенным потер м марганца Вьшлавку металлического марганца ведут следующим образом. В нагретую рафинировочную печь загружают шихту, состо щую из хлоркальциевого концентрата, силикомарганца , извести и доломита, дл приготовлени рудно-флюсового рафинировочного расплава. Смесь нагревают до полного ее расплавлени . В результате взаимодействи компонентов шихты окисл ютс кремний и алюминий силикомарганца и образуютс рафинировочнЕ й расплав и металлический марганец. Рафинировочный расплав содержит большое количество свободной окиси марганца. На расплав, после его полного расплавлени , задают брикеты приведенного состава. Брикеты нагреваютс за счет теплопередачи от расплава, и при определенной температуре алюминий начинает взаимодействовать с окислами марганца, вследствие чего начинаетс взаимодействие кремни силикомарганца с окислами марганца. В результате этого взаимодействи образуютс капли металла с содержанием 15-17% кремни и шлака. Пронизыва рафинировочный расплав с высоким содержанием окиси марганца, кремний, содержаащйс в капл х металла, взаимодействует с окисью марганца. Взаимодействие кремни металла с рафинировочным расплавом проходит в глубине расплава, поэтому практически весь кремний (96-97%) используетс па восстановление окислов марганца. Разность удельных весов капель металла и рафинировочного расплава приводит, к перемешиванию последнего. После определенной вьщержки сплав сливают. Пример 1. Получение марганца известным способом. Печь Таммана нагревают до 1650°С и в нее помещают тигель, загруженный следующими материалами: бесфосфористьй шлак 100 г и известь 73,5 г. В табл. 2 приведен состав бесфосфористого шлака. После расплавлени загруженной смеси в тигель задают обычный передельньй оиликомарганец (СМн 26), состав которого приведен в табл. 3, в количестве 30,4 г, фракции 2-5 мм. Тигель выдерживают в течение 3 мин. Расплавленный металл и шлак выливают в металлическую изложницу, отдел ют один от другого, взвешивают и определ ют химический состав металла и шлака, приведенный в табл. 4. В табл. 5 дан состав конечного шлака. Извлечение марганца пои этом составл ет 60-65%. Полезное использование кремни 72-75%. В табл. 6 поивепены ланные, хасактеоизующие извлечение маоганца изThe invention relates to metallurgy, in particular to the production of manganese metal. The aluminothermic method for the production of metallic manganese is known, consisting in crushing, grinding and mixing rich manganese coal with aluminum powder, fluxes and igniting mixture and melting of this mixture. As a result of the interaction of the components of the charge, metallic manganese is formed 1. The disadvantage of the process is that even when choosing a very pure and manganese-rich raw material, the alloy is obtained by contaminated phosphorus, aluminum and other impurities due to the insufficient purity of the ores used in these metals. lement The closest in technical essence and the achieved result to the proposed method is the method of smelting manganese metal by electro-thermal recovery, including melting manganese raw material and flux and introducing silicomanganese into the flux melt. In this method, the manganese concentrate, the phosphate-free slag, is reduced with silicon-manganese silicon, for which the concentrate, mixed with lime and part of the manganese silicon (from the total consumption of silico-manganese) is set in the furnace. As soon as the entire charge is melted, it is well warmed, the rest of the manganese silico is loaded into the furnace in solid or liquid form. Moreover, silico-manganese is charged in portions to better use silicon. In order to accelerate the refining of the metal from silicon by mixing it 30 minutes before the end of the melting, the alloy is purged 2-4 times with air at a pressure of 3-4 atm. After the last purge, the metal and slag are released into cascaded steel buckets. For a more complete separation of the metal from the slag and lowering the temperature of the metal, the ladle is kept for 3 hours, after which the metal is cast into metal molds 2J. The disadvantages of the known process are increased power consumption due to the duration of refining, low manganese extraction from besfosfrist slag (/ "46.5), low silicon manganese silicon use (v71%). The presence of manganoseite and tephroite in the final slag indicates that the reduction proceeds not completely due to the fact that the course of reduction processes is limited by the rate of diffusion dissolution of solid pieces of silico-manganese introduced into the slag-flux melt. The rate of diffusion dissolution is limited by the diffusion process, the supply of silicon and manganese oxide to the interface and the removal of reaction products into the metal and slag. A solid slag film is formed on the surface of a cold piece of silicomanganese, when it enters the melt, which hampers the processes of mass transfer and heat transfer, as well as the melting of silicomanganese. The purpose of the invention is to reduce energy consumption, increasing the degree of extraction of manganese in the metal and the use of silicomanganese. This goal is achieved by the fact that, according to the method of smelting manganese metal, an electroscicothermic reduction involves melting manganese raw materials, flux and part of silicomanganese and introducing it into the ore-flux melt. the rest of the silico-manganese is melted down using calcium chloride as a manganese raw material, taken in an amount of 520-555 kg / t mixed with lime, dolomite and part of the silico-manganese, before introducing the rest of the silicomanganese in the amount of 47-55% it is briquetted with chlorine calcium : concentrate,. lime, dolomite, aluminum and a binder and calcined. To melt the mixture is served in the following ratio of components, May.%: Chlorocalcium concentrate 52.0-55.5 Dolomit10.5-12.5 Silikomanganese 21.0-24.0 LimeEverything For briquetting, the mixture is fed in the following ratio of components, wt.% : Silikomanganese 44.5-47.9 Calcium chloride 35.5-37.0. Dolomit 8.0-9.0 Aluminum (secondary) 2.6-3.5 Binder 0.5-1.2 Lime Rest And briquettes are introduced into the ore flux melt at a ratio of melt-briquettes 2.0-2.15: 1, Composition used potassium chloride concentrate is given in table. 1. The amount of calcium chloride concentrate set for the refining melt is 520555 kg / ton of charge, which is optimal and ensures the normal flow of the melt. A reduction in the amount of concentrate / 520 kg / ton of charge leads to the fact that the resulting refining melt is depleted in manganese oxides, and consequently, silicon manganese silicon, which comes with briquettes, is not fully used and goes into the final metal. An increase in the amount of concentrate kg / ton of charge leads to increased manganese losses with slag due to the lack of a reducing agent — silicon manganese. Silicon manganese is introduced into the mixture to obtain a refining melt in an amount of 21.0-24.0 wt. The introduction of such an amount of manganese silica reduces the energy consumption for melting the ore-flux melt, since due to its presence a considerable part of heat is released by the reaction (StOJ At the same time, due to the formation of Si (%, the ore-flux melt is diluted and its melting is accelerated, which ensures a more complete useful use of silicon silicate manganese, which is introduced with the charge to form an ore-flux melt., Part silicomanganese (47-55%) is injected with briquettes. Reducing the proportion of silicomanganese injected with briquettes, 47% reduces the completeness of regeneration processes. In addition, at etc, the mixing efficiency decreases. Increasing the proportion of silicomanganese introduced by briquettes 55% leads to that the final metal is distinguished by a higher content of silicon. This facilitates increased carbon monoxide. 54 The composition of the briquette is optimal for achieving maximum extraction of manganese from the refining melt and increasing the use of cream and. Due to the great thermality of the briquette, the latter is dissolved in the melt, thus forming reactive metal droplets containing 15-17% Si, penetrates the layer of the refining melt and, reacting with the free manganese oxides, restores them. The resulting slag has a high liquid mobility and a low melting point. Due to the huge surface, the interaction of metal droplets with the refining melt, the content of manganese oxides in the slag is small and amounts to / -5-8%, while the loss of manganese by evaporation is minimal. Drops of metal, penetrating the refining melt, produce its mixing. As the studies show, due to the fine mixture of silicomanganese and concentrate in the briquette, extremely intensive reduction of manganese oxides occurs (in 25-30 s at 90-95%). As a result, the concentration of manganese in the droplets of metal formed in briquettes is 82-85%, and silicon is only 15-17%, which, due to the large difference in the specific gravities of the metal drops and the refining melt, contributes to the successful mixing of the latter. The addition of dolomite and lime to the briquettes and the melt mixture is ultimately determined by the production of slag containing the least amount of manganese, having a high liquid mobility, low viscosity and a low melting point. A decrease in the concentration of dolomite and lime less than 8.0 and 6.0 MJac.%, Respectively, in the briquette leads to a loss of manganese s, o slag. An increase in the content of dolomite and lime over 9.0 and 7.0 wt.%, Respectively, leads to the thickening of Yushak, which also negatively affects the main indicators of the process. The presence of aluminum in the briquettes increases the thermal character of the briquette, which leads to a more rapid flow of dissolution and a decrease in silicon flint. An increase in the amount of aluminum to more than 3.5 wt.% Leads to an increase in the thermality of the briquette and, as a result, the loss of manganese by evaporation increases. Reducing the amount of aluminum less than 2.6 wt.% Leads to a decrease in thermal briquette and an increase in refining time. The quantitative ratio between the charge mixture for the formation of the refining melt and the consumption of briquettes should be 2.02, 15: 1, since it is this ratio that provides for obtaining manganese metal corresponding to GOST 6008-75. The change of this ratio in the direction of increasing the mass of the briquette leads to the fact that in the end. silicon metal content increases. A change in the ratio towards an increase in the fraction of the mass of the charge for the refining melt leads to an increased loss of manganese with a donkey. Silikomanganese and potassium chloride calcium chloride are introduced into the briquette in an average quantitative ratio of 1, ЗГ1.0, since it is this ratio that provides the maximum speed and high recovery rate (92-95%) of manganese oxide, the necessary terminology of the briquette and the optimum metal composition (content silicon (15-17%) for treating refining ore-flux melt. With a significant change in this ratio in the direction of decreasing the flow rate of the lobster of the manganese, the concentration of silicon in the metal drop decreases and also due to and the slag multiplicity decreases the briquette's thermality, which leads to a loss of manganese and an increase in refining time. With a significant change in this ratio in the direction of an increase in the consumption of silicomanganese, the briquette terminology also decreases, which leads to a prolonged flint of silicon due to poor separation of the reaction products and the manganese loss of manganese metal as follows. A mixture consisting of potassium chloride concentrate, silico-manganese, lime and dolomite is charged into the heated refining furnace to prepare the ore-flux refining melt. The mixture is heated until it is completely melted. As a result of the interaction of the components of the mixture, silicon and aluminum of silicomanganese are oxidized and a refining melt and metallic manganese are formed. Refining melt contains a large amount of free manganese oxide. After the melt is completely melted, briquettes of reduced composition are set. The briquettes are heated by heat transfer from the melt, and at a certain temperature, the aluminum begins to interact with the manganese oxides, as a result of which the interaction of silicon-manganese silicon begins with the manganese oxides. As a result of this interaction, metal drops are formed containing 15-17% of silicon and slag. Penetrating a refining melt with a high content of manganese oxide, silicon, which is contained in metal droplets, interacts with manganese oxide. The interaction of silicon metal with refining melt takes place in the depth of the melt; therefore, almost all silicon (96-97%) is used to reduce manganese oxides. The difference between the specific gravities of the metal droplets and the refining melt leads to the mixing of the latter. After a certain latch, the alloy is drained. Example 1. Getting manganese in a known manner. The Tamman furnace is heated to 1650 ° C and a crucible loaded with the following materials is placed in it: slag phosphorus free 100 g and lime 73.5 g. In the table. 2 shows the composition of phosphorus-free slag. After the melted mixture is melted into the crucible, the usual conversion manganese mill (CMN 26), whose composition is given in Table 1, is set. 3, in the amount of 30.4 g, fraction 2-5 mm. The crucible is kept for 3 minutes. The molten metal and slag are poured into a metal mold, separated from one another, weighed, and the chemical composition of the metal and slag is determined, as shown in Table 1. 4. In table. 5 given the composition of the final slag. The extraction of manganese after this amounts to 60-65%. The beneficial use of silicon is 72-75%. In tab. 6 povyepeny lany, hasakoteyuschie extraction of maoganets from

оаЛиниоовочного расплава и ишюльзование кремни силикомаоганца. Полученный металлический марганеа соответствует требовани м ГОСТ 6008-75 .Linewax melt and silicon silicate oxidation. The resulting metallic marganae corresponds to the requirements of GOST 6008-75.

Пример 2. Получение металлического маоганка преплагаемым способом .Example 2. Getting metal Maoganka preplame method.

Печь Таммана нагревают по 1650°С и помешают в нее тигель, загруженный материалами в количестве, привепенном в табл. 7.The Tamman furnace is heated at 1650 ° C and the crucible loaded with materials in the amount given in the table below is placed in it. 7

Смесь проплавл ют ПРИ 1650°С и на поверхность задают брикеты, при готовленные из материалов в количестве , приведенном в табл. 8.The mixture is melted at 1650 ° C and the briquettes are set on the surface, prepared from materials in the amount shown in Table. eight.

Брикеты готов т следутощим образом . Хлоркальциевый концентрат, имеющий фракцию 0,5-1,3 мм, саморассьшающийс силикомарганец отсеивают , к ним добавл ют измельченный доломит, известь, порошок вторичного алюмини и св зующее ( 0,8-1,8% от общей массы), тщательно перемешивают и прессуют на лабораторном прессе усилием 10 т в виде таблетки диаметром 2,5-3,0 см и высотой 1,5-2 см. Затем брикеты выдерживают в течение 1 ч при . Составл ющие СаО CaCl Содержание,, мас.% 82,3-87,3 6,0-11,0 3-,4 Компоненты J МпО SiOj FeO Содержание, мас.%57,3 27,9 0,1 КомпонентSi Ш Briquettes are prepared as follows. Calcium chloride concentrate having a fraction of 0.5-1.3 mm, self-dissolving silicomanganese is sifted out, crushed dolomite, lime, recycled aluminum powder and a binder (0.8-1.8% of the total mass) are added, mixed thoroughly and pressed on a laboratory press with a force of 10 tons in the form of a tablet with a diameter of 2.5-3.0 cm and a height of 1.5-2 cm. Then the briquettes are incubated for 1 hour at. Components CaO CaCl Content, wt.% 82.3-87.3 6.0-11.0 3-, 4 Components J MpO SiOj FeO Content, wt.% 57.3 27.9 0.1 Component Si Sh

Содержание, мае.%Content, May.%

29,6 66,929.6 66.9

После проплавлени брикетов (25-30 с) смесь выдерживают в течение 3 мин. Расплавленный металл и шлак сливают в металлическую изложницу , отдел ют один от другого и определ ют химический состав полученных металла и шлака,After the briquettes are melted (25-30 s), the mixture is held for 3 minutes. The molten metal and slag are poured into a metal mold, separated from one another, and the chemical composition of the resulting metal and slag is determined.

Состав металлического марганца приведен-в табл. У, усредненный состав шлака по трем сери м - в табл. 10The composition of metallic manganese is given in Table. Y, the average composition of the slag in three series - in table. ten

В табл. 11 пр ведем« данлше, карактеркэуюцие испо ьэо ав е кремни силикомаргаица и извлечекие марга1ща из хлоркальциевого концентрата.In tab. 11 We carry out “above”, carakkecution using silicon silicate margins and extracting margarine from calcium chloride concentrate.

Как видно из полученных данных, извлечение марганца в.предлагаемом способе составл ет 78-81%, а полезное использование кремни 86-91%.As can be seen from the obtained data, the extraction of manganese by the proposed method is 78-81%, and the useful use of silicon is 86-91%.

Предлагаемый способ получени металлического марганца в сравнении с известным позвол ет сократить расход электроэнергии в 1,5 раза, .. повысить извлечение марганца в металл на 15-16%, увеличить полезное использование кремни на 12-15%, уменьшить кратность шлака в 2-3 раза и, кроме того, снизить содержание фосфора в металле в 6-8 раз и улучшить санитарные услови в цехе при выплавке металлического марганца.The proposed method for producing manganese metal in comparison with the known method allows reducing electricity consumption by a factor of 1.5, increasing extraction of manganese into metal by 15-16%, increasing the useful use of silicon by 12-15%, reducing the slag multiplicity by 2-3 times and, in addition, to reduce the phosphorus content in the metal by 6-8 times and to improve the sanitary conditions in the shop during the smelting of manganese metal.

Таблица 1 Table 1

0,040.04

2,12.1

0,05 SiO MgO I I PjOs . 0,5-0,8 3,5 Следы Следы Таблица 2 СаО AlgOj Г MgO Г Р 4,9 4,4 3,3 0,01 Т а б л и ц а 3 Fe I С0.05 SiO MgO I I PjOs. 0.5-0.8 3.5 Traces Traces Table 2 CaO AlgOj G MgO G R 4,9 4,4 3,3 0,01 T a b i c a 3 Fe I C

10ten

11488851148885

Таблица 4Table 4

Содержание, % .13,92-14,88Content,% .13,92-14,88

Таблица 6Table 6

Таблица 7 30,22-30,7248,59-49,38 0,80-0,96 1,48-1,54Table 7 30.22-30.7248.59-49.38 0.80-0.96 1.48-1.54

ItIt

It48885It48885

12 Таблица В12 Table B

Claims

1. METHOD OF METAL MANGANESE HEADING by electro-silicothermic reduction, including the melting of manganese raw materials, flux and part of silicomanganese and the introduction of the rest of silicomanganese into ore-flux melt, τη is available in that, in order to reduce energy consumption, increase the degree of extraction and use of manganese in metal silicomanganese, melting. lead using calcium chloride concentrate taken in the amount of 520555 kg / t mixed with lime, dolomite and part of sily as manganese raw material Komanganese, before the introduction of the rest of silicomanganese in an amount of 47-53%, it is briquetted with calcium chloride concentrate, lime, nor,

2.

In addition, the ^first charge is fed to the components,

Calcium chloride concentrate Dolomite Silicomanganese Lime

3. The method according to PP. dichuyuschey, ving charge is served. in the following ratio of components, wt.%:

Silicomanganese Calcium Chloride Concentrate Dolomite Aluminum Binder Lime

4. The method as claimed in that the briquettes are introduced into the ore-flux melt at a melt-briquette ratio of 2.0-2.15: 1.

dolomite, aluminum binder and calcined. Pop Method -1, about t and h what about the melt of the following relative wt.%:

52.0-55.5

10.5-12.5

21.0-24.0 Else and 2, about t l on briquettes 44.5-47.9

35.5-37.0 8.0-9.0 2.6-3.5 0.5-1.2 Else 1-3, about l and h a30 GO, oo SP