- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва
- •1900 1920 1940 1960 1980 2000 Роки Рис. 3.1. Св1Тове виробництво Стал!
- •3.2. Класиф1кац1я стал1
- •3.3. Основы реакцп I процеси сталеплавильного виробництва
- •3.3.1. Термодинамгка сталеплавильних процеав
- •3.3.2. Кшетика сталеплавильних процеспв
- •3.3.3. Шлаки, що використовують у сталеплавильних процесах
- •3.3.4. Головш реакцп
- •3.3.5. Гази, що м1стяться в стал1
- •3.3.6. Неметалев1 включения, що мютяться в стал!
- •3.3.7. Розкиснення 1 легування стал1
- •3.4. Шихт0в1 матер1али сталеплавильного виробництва
- •3.5. Конвертерне виробництво стал1
- •3.5.1. Конвертерт процеси з донною
- •3.5.2. Киснево-конвертерний процес
- •3.5.2.1. Конструкщя 1 футер1вка конвертеров
- •3.5.2.2. Киснева фурма
- •8РеОкр %
- •3.8.2.4. Шихтов1 матер1али
- •3.5.2.5. Технология плавки
- •3.5.2.6. Гщродинам1ка ванни
- •3.5.2.7. Тепловий режим
- •0,5 0,6 0,7 ТвпЛ б
- •3.5.2.9. Змша складу металу, шлаку й газу пщ час процесу
- •3.5.2.10. Розкиснення 1 виплавка легованих сталей
- •3.5.2.11. Втрати металу пщ час продувки
- •3.5.2.12. Вщведення й очищения конвертерних газ1в
- •3.6. Мартеншське виробництво стал1 3.6.1. Види сучасного мартешвського процесу
- •Ас к електроплавкою
- •3.7.9. Техшко-економ1чш показники процесу
- •3,8.1. Елементи конструкцп та електрична схема
- •3.8.2. Технология плавки
- •Тигелып шдукцшш печ1 промислово! 1 пщвищеноК частоти
- •Контроль й автоматизащя процесу та його техшко-економ1чш показники
- •3,8, Позап1чне раф1нування, розкиснення I лкгування
- •9,9,1. Сучасна технолопя отримання стал1
- •0,004 УпАг, м3/(хв-т)
- •3.9.1.2. Технолога ковшово! металургИ
- •1,8,1.3. Технолопя газокисневого рафшування ( в конпортер!
- •3.9.1.4. Конструкцш агрегатов для доведения стал!
- •1,9,2. Оброблення стал1 синтетичними шлаками
- •3.9.3. Вакуумна дегазац1я стал1, виплавлено1 звичайним способом
- •3.9.4. Розкиснення стал1
- •3,9.6. Агрегати для доведения стал1
- •3.11. Зливки I розливання стал1
- •3.11.1. Випуск стал1 у ювш
- •8,11,2. Способи розливання стал!
- •3.11.3. Кристал1защя 1 будова стальних зливив
- •3.11.3. Кристал1защя 1 будова стальних зливив
- •3.11.3.2. Будова зливюв споюйнсгё, киплячо! 1 нашвспокшно! сталей
- •3.11,6. Технолопя розливання
- •11.7, Дефекта сталевих зливив
- •11 ,Й, Нозперервне розливання стал1
- •11)17. Схема мблз вертикального типу
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •4,6.3. Технолопя виробництва вуглецевого ь ферохрому
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •I б.3.1. Властивост! мод, "й використання, сировина для виробництва
- •5.3.2. ГПрометалургшний споаб виробництва шд1
- •5.3.2.1. Пщготовка руди до плавки
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •1'Ис. 5.2. Схема плавлення у в1дбившй нолуменевШ печи
- •Твблиця 5.2. Техшко-економ1чш показники процес1в плавки мщних концент- щт1в на штейн
- •5.3.2.4. Рафшування мцц
- •8,4. Металург1я шкелю
- •5.4.2. Сировина для виробництва шкелю
- •5.4,3. Перероблення окиснених шкелевих руд
- •5.4.4. Перероблення сульфщних мщно-шкелевих руд
- •5.5. Металург1я алюмшю
- •5.5.1. Властивосп алюмшш 1 його використання
- •5.5.2. Сировина для виробництва алюмшш
- •Грма 4. Виробництво алюм'ппю електролггичним способом
- •5.5.4. Отримання алюмшш електрол1тичним способом
- •5.5.5. Рафшування алюмшш
- •5.6.1. Властивост1 магюю 1 його використання
- •5.6.2. Сировина для виробництва магнш та и пщготовка
- •5.6.3 Виробництво магнш
- •1С. 5.17. Шахтна шч для хлорування магшю:
- •5.7. Металурпя титану
- •5.7.1. Властивосп титану 1 його використання
- •5.7.2. Сировина для виробництва титану та п переробка
- •5.7.3. Металотершчне вщновлення титану
- •5.7.4, Рафшування титану
- •6.1. Електрошлакова технологи (ешт)
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •До вакуумно'1 —системи 1
- •6.3.4. Ф1зико-х1м1чт процеси пщ час плазмово-дугового переплавлення
- •Розплаву: лення зливк1в:
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •7.1. Законодавча база охорони навколишнього середовища
- •Вар1ант б — нова технолопя
- •3.1. Засади сталеплавильного виробництва 1
- •Iпроблеми навколишнього середовища 541
- •5.3.2.3. Конвертування мщного штейну
Iпроблеми навколишнього середовища 541
рекомендовано! 569
л1тератури 569
4.5.2. Технолопя виробництва вуглецевого феро- та сшпкомангану
Феро- та силшоманган широко застосовують для розкиснення й легування сталей багатьох марок. Рядов1 конструкцшш стал1 м1стять до 0,6 % Мп, а стал1, леговаш манганом, — вщ 0,8 до 13 % Мп.
Вуглецевий феро- та силисоманган виплавляють в електричних печах. Нижче наведено Х1М1чний склад феромангану двох марок та товарного сшпкомангану, %:
Марка Мп С Р 51
ФМн75 >75 <7 < 0,45 1,0-2,0
ФМн78 >78 <7 < 0,35 1,0-2,0
МнС17 >65 < 2,5 ■ < 0,35 15,0-20,0
В1тчизнян1 манганов1 руди М1стять багато фосфору, тому у феро- та сшпкомангаш вмшт цього шкодливого елемента досить високий.
Сировинш матергали. Основними сировинними матер1алами, як1 використовують для виплавляння феромангану, е манганов! руди, коксик 1 сталева стружка. Манганов1 руди здебьтьшого застосовують для виплавки феросплав1в, як1 мостять 10 — 82 % Мп, а також тод1, коли плавку проводять на кокс1 з шдвищеним вм1стом С1рки для отримання пере- робних чавун1в, що м1стять 0,7 — 0,8 % Мп.
Мшерали, що утворюють руди мангану, нечисленш, хоча манган входить до складу велико! кыькосп природних сполук. Манганов1 руди промисло- вих тип!в под1Ляють на чотири види: а) оксидн1 руди — це мшерали ш- ролюзит (Мп02), браушт (Мп203), псиломелан (хМп02 — МпО • Н20), гаусманот (Мп304), мангагпт (Мп203 -Н20); б) карбонатш руди, що
Метить мангановий шпат, або родохрозит (МпС03); в) силжатш руди, Що мкгять родошт (Мп5Ю3); г) окиснеш руди — продукт окиснення Кйрбонатних 1 силжатних руд. Умкт мангану в цих минералах стано- Иить шд 41,9 до 72,1 %. Однак у манганових рудах, яю добувають, нпелщок наявност! дом^шок вмкт мангану становить 20 — 45, шод1 — 0 57 %. Пуста порода переважно складаеться 13 кремнезему, менше I» глинозему, вапняна пуста порода трапляеться досить рщко. Манганов! руди, як1 добувають, зазвичай промивають або проводять гравхтацшно- Мшштне збагачеиня з отриманням концентрата, що мктять 40 —56 % Мп. Надежно вщ галуз! застосування до манганових руд 1 концентрата станлять певш вимоги за Х1м1чним складом 1 ф1зичними властивостями. Ьнжано, щоб у мангановш руд1 був великий вмкт мангану 1 в мШмальнш 1(1лысост1 фосфору (не бшыпе шж 0,2 %).
Коксик для плавки застосовують розм1ром 3—15 мм. Вмкт золи в цьому не повинен становити > 12 %, вологи <11%, фосфору < 0,02 %. Сталеву стружку використовують подр1бнену, малоокиснену.
ф1зико-х1М1чн1 умови процесу плавки. Манган 13 киснем утворюе та К1 оксиди: Мп02, Мп2Оэ, Мп304, МпО. Вшц1 оксиди мангану характеризуются високим р1вноважним парщальним тиском кисню. Тому и атмосфер! пов1тря 1 чистого кисню виш.1 оксиди мангану легко дисо- цпоють:
2Мп02 = Мп203 + 1/203 ; (4.17)
ДС^ = 82220-101,ЗГ [Дж/моль]; = -8589/Г + 10,58;
ЗМп203 = ЗМп304 + 1/2 02; (4.18)
ДС^ = 114158-100,347 [Дж/моль]; 1%р02 = -11925/Г + 10,48;
Мп304 = ЗМпО + 1/202 ; (4.19)
ДО^ = 213030-106,74Г [Дж/моль]; \§р02 = 22253/Т +11,15.
Вщновлення мангану — один !з найважливших ф1зико-х1м1чних ироцеС1В, що вщбуваеться шд час вуглецево-вщновно! плавки мангано- иих феросплав!в. У реальпих умовах на хщ цього процесу ктотно впливають шцп ф!зико-х!м1чш процеси, особливо так1, як шлакоутворення, плавления метал1в, вщновлення дом1шок 13 руд, золи вщновника 1 флюсов.
Вщновлення мангану, згщно з принципом послщовност! перетво- рень О. О. Байкова, вщбуваеться за схемою Мп02 — Мп203 — Мп304 — - МпО —Мп. Цей принцип означав, що у м1ру нагр1вання вищий оксид дисоцше спочатку до оксиду пром1жно1 валентность вщновлення якого починаеться лише шеля зникнення вищого оксиду, тобто може вщбува- тися внаслщок:
ТерМ1ЧН01 ДИСОЩаЦП ОКСИД1В
МеОх = Ме(г_0 +1/202 ; (4.20)
непрямого вщновлення оксидов оксидом карбону (II)
МеОх+СО = МеО(х_0+СО2; (4.21)
прямого вщновлення оксид1в вуглецем
МеОх + С = Ме О(л._0 + СО. (4.22)
Вииц оксиди мангану вщновлюються до оксиду мангану (II) МпО газами за пом^рних температур (200 — 500 °С), наприклад оксидом карбону (II):
2Мп02 + СО = Мп203 + С02, АН = 227556 Дж; (4.23) ЗМп203 + СО = 2Мп304 + С02, Д# = 170720 Дж; (4.24) Мп304 + СО = ЗМпО + С02, АН = 52080 Дж. (4.25)
Отже, вщновлення Мп02 до МпО, що вщбуваеться з переб1гом екзо- терм1чних реакцш, пов'язане з видщенням велико! К1лькост1 теплота — близько 2870 кДж на 1 кг мангану. Вщновлення мангану 13 оксиду мангану (II) вуглецем потребуе значноТ витрати теплота:
МпО + С = Мп + СО. (4.26)
Для вщновлення мангану вуглецем потрхбна температура близько 1200 °С. За наявност! вуглецю утворюеться карбщ мангану Мп3С, що трохи знижуе температуру вщновлення мангану. Ломаного розвитку процес вщновлення мангану набувае за наявност! зал1за за температури 1100— 1300 °С. Зпдно з хцею реакщею на 1 кг мангану витрачаеться 5225 кДж, тобто майже вдв1Ч1 бшыне, Н1ж на вщновлення зал1за з оксиду феруму (II).
Осгальки оксид мангану (II) вщновлюеться за високих температур, то значна частина мангану за наявносп у сировиш кремнезему переходить у сшпкати. Вщновлення мангану 13 сил1кат1в полегшуеться наяв- шстю вапна:
Мп5Ю3 + СаО + С = Мп + Са5Ю3+С, АЯ = 229068 Дж.(4.27)
Тому процес вщновлення мангану з МпО характеризуешься значною витратою теплоти. Однак не весь манган переходить у метал, частина його залишаеться у вигляд1 оксид1в у шлаку, а частина — випаровуеть- ся. Ступшь вщновлення мангану пщ час виплавляння феромангану досягае 90 %. У процесс виплавки феросплав^в втрати мангану станов- лять 3—15 %.
Слщ зазначити, що процес вщновлення мангану з його оксиду (II) вщбуваеться не лише за реакщею
МпО + С = Мп + СО,
а й за реакщею з утворенням карбщу мангану:
ЗМпО + 4С = Мп3С + ЗСО, АН = 780-800 Дж. (4.28)
Термодинамшш розрахунки доводять, що щ реакцп вщбуваються рдночасно.
Технолопя плавки. Вуглецевий фероманган виплавляють флюсо- вим або безфлюеовим способом. У другому випадку процес проводять без добавки вапна та отримують кр1м вуглецевого феромангану ще й бсзфосфористий мангановий шлак (40 — 50 % МпО 1 0,02 — 0,05 % Р). 'Гакий шлак використовують замщть манганово! руди для виплавляння сил1Комангану або низькофосфористих манганових сплав1в.
1нод1 процес проводять 13 нестачею вщновника (для понижения ступеня вщновлення мангану у сплав) 1 в такий спос1б одночасно забезпечу- ють виплавку переробного малофосфористого шлаку з вищим вм1стом оксид1В мангану. Сплав, який при цьому отримують, — так званий по- иутний метал, мштить до 65 % Мп 1 близько 2 % Р. Ниш вш стандартизований 1 його переважно використовують у ливарному виробництвь
Розглядаючи процес виплавки феросплав1в, потробно враховувати, що за високоТ температури, як уже зазначалося, значна частина мангану (10 — 12 %) вииаровуеться 1 виноситься 13 печь Для зменшення втрат мангану плавку проводять за низькоТ напруги, тобто умовно не в «дуговому» режим! (на вщмшу вщ виплавки феросилхщю), а в режим1 «опору».
Технолог1я флюсово! виплавки високовуглецевого феромангану. Иихщш матер1али для виплавки високовуглецевого феромангану зберЬ гають на склад1 сирих матер1ал1в цеху для шдготовки шихти. Манганов1 концентрата усередшоють 1 сушать, наприклад, у печах типу «киплячо- го шару» для зменшення вм1сту вологи нижче шж И %. Частину концен- трат1в агломерують на агломерац1йн1й фабриц1. Коксик нодр1бнюють 1 розс1юють до фракцй' 5 — 20 мм. Вщходи феромангану иодр1бнюють, причому розм1р шматка не мае перевищувати 150 мм. Мангановий агломерат 13 аглофабрики направляють на склад агломерату. Флюс (вап- няк) безпосередньо подають у шчш дозувалын бункери 31 складу вапняку без обпалення або використовують в агломерацшнш шихп з отри- манням так званого офлюсованого агломерату. Шихтов1 компонента подають через центральний розподыьний пункт системою конвеер1в у бункери дозованих пунк'пв. За допомогою вагових стрнчкових доза- тор1в магер1али зважують до певного 1'х сп1ВВ1дношення, и1сля чого подають у шчш бункери, а пот1м по трубопроводах — у ванну печь
Високовуглецевий фероманган у печах РПЗ-бЗ виплавляють безпе- рервним процесом 13 зануреними у шихту самосшкливими електрода- ми. Торець електрода мае знаходитися вщ подини на вщсташ 900 — 1500 мм за довжини робочого к1нця електрода 3500— 3900 мм. Витрати електродно! маси становлять 22 — 24 кг на 1 т сплаву. До числа кон- трольованих параметр1в процесу плавки належать повна потужшсть, що мае бути однаковою для вах електрод1в (8 — 9 МВт), 1 електрич не навантаження по фазах - 100 кА на електрод за однакових фазо вих напружень у межах 145 — 210 В. Тиск газу тд склепшням печ1 не мае перевищувати 2, 9-4,9 Па, а температура газу шд склепшням 750 °С. Контролюють також концентрацж водню в колошниковому га 31, що мае бути меншою шж 8 % за вм1сту оксиду карбону (II) 70 80 % , кисню < 1 %. Юльюсть газ1в, що вщходять, становить близько 1000 м3/год. Газ у тдсклепшш за нормально! роботи печ! метить, %: СО - 84-86; С02 - 8-9; 02 - 0,04-0,06; Н2 - 4-6. У процес! плавки потребно уважно стежити за р1вном1ршстю вщцлення газ1в навколо електрода, сходу шихти, стшюстю I глибииою занурення електрода, р1вном1рн1стю виходу феромангану й шлаку. За результатами х1М1чно- го анал1зу феромангану 1 шлаку роблять висновок про дозування компонентов та витримування Ух сшввщношення в шихт1. Випускання сплаву й шлаку проводять 13 трьох льоток печ! по черзг Льотки вщкривають, застосовуючи електроиропалювания, або пропалююгь Ух киснем.
Ювш для прийому рщкого сплаву (8 м3) футеру ють шамотною цеглою, а шлак приймають у не футероваш чагш мктюстю 16м3, яю розмощегп каскадно з ковшем. Тривалють зливання продуктов плавки становить 20—40 хв, перюдичшсть випускання — 1,5 — 2 год. Шсля завершения зливання сплаву льотки закривають пробкою (конусом), що складаеть- СЯ 13 СуМ1ПП вогнетривко'1 г ЛИНИ та КОКСОВОГО др1бняку. В130 К 13 ковшем подають у розливний ПрОЛ1Т. Осиовну ЮЛЬЮСТЬ вщвального шлаку зливають у чашу, а той, що залишився в ковии, згущують, добавляю- чи шсок, з метою поиередження попадания його на виливки.
Пот1м ювш 13 фероманганом подають на розливну машину, а шлак вивозять для шлакопереробки або у вщвал. Феромаиган розливають на стр1ЧКових машинах 13 чавунними виливницями. Оптимальна температура його розливання становить 1380—1340 °С, товщина виливка у ВИЛИВНИЩ — 85 мм.
Безфлюсова виплавка високовуглецевого феромангану. Технолопя безфлюсовоУ плавки подобна до описано! вище флюсово'Г технолоп'У, за винятком складу шихти, де флюс (вапняк) вщсутнш. Юнцевими продуктами плавки е не лише сплав, а й переробний шлак.
Плавку проводять безперервно за напруги 120 —130 В та сили струму 33 — 38 к А. Електроди занурюютъ у шихту на глибину 1200 — 1400 мм. Внаслщок глибокоУ посадки над зоною високих температур знаходиться великий шар шихти.
Сплав 1 шлак випускають приблизно через кожш 1,5 год. У процес1 випускання переробний шлак вщокремлюють вщ сплаву. Сплав застигае у великих плоских виливницях. Переробний шлак розливають на розлив- нш машиш. Величина кратносп шлаку (сгпввщношення маси шлаку до маси металу) становить 1,0 : 1,2. Шсля охолодження переробний шлак, в якому майже вщсутнш фосфор, використовують як сировинний матер1ал для виплавки манганових сплав1в 13 низьким вм1стом фосфору.
• Тсхнолопя виплавки силжомангану. Силжоманган — комплексиий 'Воякисник, який широко використовують для виплавки стал1 в кисневих МОНКСртерах, електричиих 1 мартешвських печах.
Нерхня межа допустимого вмкту фосфору в силжомангаш — 0,35 %. Осюльки манганов! окисш коицеитрати 1-го 1 2-го сорту, яю використовують, мають ВИСОКИЙ ВМ1СТ фосфору, ТО НИШ основну ЮЛЬЮСТЬ (близь- ^О 70 %) силжомангану виплавляють [з вмштом фосфору понад 0,4 %. Дли виплавки сплаву 13 вмштом фосфору до 0,35 % в шихту потр1бно (ИОДИТИ низькофосфористу сировину. У шихту ДЛЯ виплавки СИЛ1КО- Иингану добавляють манганов! окисш концентрати (агломерата), кварцит, иуглецевий вщновник 1 флюси, здебьтыного доломгг.
Силжоманган — багатокомпоиентний сплав, вм1ст вуглецю в якому ВНЛсжить вщ концентрацп силщш: що б1льше силщш в сплав], то ниж- ЧИ розчиншсть у ньому вуглецю. Осюльки утворення стандартного за ЦМ1СТОМ силщш сплаву вщбуваеться в напрям1 поступового збагачення иуглецевих часточок металу вщновлюваним силщем, то склад часто- Ч<Ж сплаву поспйно змшюеться, що ускладнюе опис х]М1чного процесу отримання силжомангану за допомогою стехюметрично!" реакцп.
Процес утворення силжомангану складаеться 13 таких стадш. Сио- чатку розвиваються процеси вщновлення вищих оксщцв мангану Мп02, М112О3 1 М113О4 за участю СО, а пот1м МпО за реакщею прямого Ыдновлення до карбщу:
(МпО) + (1 + х)С = МпСхСО.
У зош високих температур вщбуваеться реакщя вщновлення кремнезему. Наявшсть металевого розплаву термодинам^чно полегшуе процес вщновлення силщш за реакщею
ЗЮ2 + 2С = [51] + 2СО; АС^ = 697 390-359,077
1 утворення силжомангану
(5Ю2) + 2С + [МпСл] = [Мп - 51-Сх]+2СО.
Теоретичну температуру початку перебшу щеТ реакщУ визначають За ВМ1СТОМ СШИЦШ в сплавь
Послщовшсть процеав взаемодп металевих розплав^в, насичених вуглецем, з карбщом сшпщю та силщ1ем можна подати схемою, зобра- жеиою на рис. 4.6.
Кислий шлак формуеться з оксщцв, що переходять у нього 13 дом1- шок маигаиовоТ сировини, кварцит1в 1 золи вщновника, та мштить 47 — 49 % ЗЮ2; 18-20 МпО; 12,2-14 СаО, 7-8 А12Оэ 1 2,9-3,1 % М^О. Такий шлак мае низьку електричну провщшсть 1 високу в'язюсть.
Виплавку силжомангану проводять безперервним способом. Шихту завантажують у шч самопливом по трубопроводах 13 бункер1в. Робоч!
Рис. 4.6. Сил1кокарб1дш фази и < и стеи1 Мп—5[—С 1 зиша розчишкм-И вуглецю залежно В1Д концеитргщН СИЛ1ЦЙО
К1НЩ електродш зануреш м шихту 1 знаходяться на вщстлм! 900 — 1200 мм в1д подини. Тпсн газу тд склепшням мае буш 2,8 — 4,9 Па за температури мг быыне шж 300 °С. Допустим и11 вм1ст водню в газ1 не вищий 8 "„, СО - 70 — 80 %, кисшо - мг б1ЛЫНе Н1Ж 1 %. Юльюсть Ко лошникового газу для печен типу РПЗ-бЗ — до 8000 м3/год. Для отримання шдвищеного вм1сту СИЛ1Ц1Ю у сплав1 шихту коригують, добавляючи 400 — 600 кг кварциту .1 коксом, а для отримання пониженого вм1сту сшпцно — 500 — 700 ю манганового концентрату з коксом.
Сплав 1 шлак 13 печ1 РПЗ-бЗ випускають через кожш 2 год у каскад!к > встановлеш швш для металу та дв1 шлаков! чаип. Льотки вщфивають машиною. Ковпп для приймання сплаву футерують натвжирним песком за допомогою шскомета. Шлак випускають у сталев1 чанп М1стк1стю 11 м3, тривалкть випускання — 20 — 40 хв. Льотки закривають вогне тривкою глиною у сум!Ш1 з коксовим драбняком. Ковнн з металом 1 шлаком перем1щують у розливний прол1т. Перед розливанням сплаву шлак зливають так, щоб запоб1гти втрат сшикомангану. Залпшки шлаку в ковпп над металом згущають шском для полегшення вщокремлення в1д сплаву тд час розливання. Сил1команган зазвичай розливаюгь на розливнш машиш.
Вщвальний шлак мае такий х1м1чний склад, %; ЗЮ2 - 49-49,8; СаО - 12,2-14; М^О - 2,9-3,1; Мп - 13,4-15,3; Р - 0,002- 0,003; 5 — 0,5 — 0,6; А12Оэ — 7,2 — 8. Для полшшення використання мангану вщвальний шлак частково можна додавати як компонент у шихту шд час виплавки ливарного чавуну в юлькост1 22 — 25 кг/т чавуну.
Основну юлыасть шлаку шсля охолодження та др1бнення вико- ристовують у буд1вництв1 у вигляд1 так званого шлакового щебеню.
Склад матер1алу
Манганова руда (48% Мп), кг Коксик сухий, кг
Фероманган
флюсовий безфлюсовий Сшпкоманган
2013 2600 1695
457 390 431
*к, кг МП, кг
|Л|П1 пружка, кг ЦЦНМ'Ш'рПЯ, КВт ■ год умгмпи Мп у сплав, % х1д Мп у переробний шлак, % С1 Мп у сгглав!, %
