2.3. Технология выплавки ферросиликомарганца

Для выплавки ферросиликомарганца на всех заводах применяют марганцевые окисные концентраты, кварцит, углеродистый восстановитель (кокс) и флюсы, чаще доломит.Целесообразно применять агломерат высококремнеземистой марганцевой руды, так как при этом из руды восстанавливается не только марганец, но также и кремний. Стоимость высококремнеземистой марганцевой руды значительно ниже, чем стоимость низкокремнеземистой руды кварцита. Соотношение между количествами агломерата марганцевой руды и низкофосфористого шлака определяется допускаемым содержанием фосфора в ферросиликомарганце. Шихту рассчитывают из условия распределения элементов между продуктами плавки [9].

Окисленные руды подвергаются обогащению, в результате которого получают концентраты с различным содержанием марганца (обычно в пределах 26—50%). Марганец в окисленных рудах находится в виде различных окислов: МпО₂, Мп₂О₃ и Мп₃О₄. Окисленные руды зернистого сложения, размер зерен 3—20 мм. Карбонатные, руды кусковые, более бедные по содержанию марганца; марганец в этих рудах находится в виде углекислого марганца MnСО_3.

В чистом доломите (СаСО₃ * MgCO₃) содержится 30,4 % СаО; 21,8 % MgO; 47,8 % СО₂, т.е. CaO/MgO составляет 1,45. Различают магнезитовые доломиты (CaO/MgO =0,8—1,7), нормальные (CaO/MgO = 1,4—1,7), известковые (CaO/MgO = 1,7—3 ) и доломитизированные известняки (CaO/MgO = 3—10). Требования к качеству металлургического доломита регламентируются ГОСТ 10375—63 (содержание MgO — не менее 17%, a SiO₂ — не более 5 %).[10]

В шихту для выплавки ферросиликомарганца используют необожженный доломит фракции 25—80 мм, имеющий следующий химический состав, %: 33,6—35,7 СаО; 16—18,2 MgO; 1,1—1,3 SiO₂; 0,6— 0,8 А1₂О₃; 0,1—0,3 Fe₂O₃; 0,005—0,0008 Р; 0,03 S; 45—46 п. п. п. В некоторых случаях используют известняк состава, %: 54,6 СаО; 0,49 MgO; 1,67 SiO₂; 0,2 Fe₂O₃; 1,5 Al_aO₃; 0,005 Р; 0,04 S; 41,3 п. п. п.

Вредной примесью марганцевых рудах и концентратах является фосфор. Около 75% Р, содержащегося в руде, переходит в сплав.

Карбонатные марганцевые руды обычно кусковые; перед употреблением в плавку их подвергают дроблению. Окисленные марганцевые руды и концентраты, обычно мелкозернистые и порошковые, перед употреблением в плавку их подвергают окускованию.

Существует несколько способов окускования марганцевых руд — промышленное применение получила агломерация. Хорошие результаты дает спекание руды в трубчатых печах, а также при изготовлении моношихты. Моношихту получают путем добавления руды или концентратов в смесь углей, применяемых для коксования. При изготовлении моношихты и спеков происходит частичное восстановление окислов, содержащихся в шихте. В качестве восстановителя при выплавке ферросиликомарганца применяется коксик (кокс-орешек), в качестве флюса — известь или известняк. При недостатке железа в руде в состав шихты вводят железную руду или железную стружку. При выплавке ферросиликомарганца в качестве кремнийсодержащего материала применяют кварциты.[8]

В ходе плавки необходимо обеспечивать полную токовую наладку. В случае ее падения дают дополнительное количество кокса или несколько приподнимают электроды. В случае неудовлетворительного выхода шлака под электроды дополнительно задают 350-400 кг доломита.

Кварцит поставляется в кусках размером 25—60 мм. Содержание кусков размером менее 25 мм не должно превышать 5%.

Ферросиликомарганец выплавляют под шлаком с высоким содержанием кремнезема. Чем выше содержание кремния в сплаве, тем больше должна быть активность кремнезема.

Плавку ферросиликомарганца ведут при линейном напряжении 140—40В.

При выплавке ферросиликомарганца стремятся к максимальному восстановлению марганца, что способствует уменьшению расхода марганцевой руды и передельного шлака. Это очень важно, так как стоимость этих материалов составляет около половины стоимости ферросиликомарганца. При нормальном ходе плавки содержание кремнезема в шлаке составляет 50%; при отсутствии в шлаке каких-либо посторонних окислов содержание закиси марганца в шлаке также около 50%. Состав шлака близок к бисиликату марганца. Если ввести в шлак другие трудновосстановимые окислы (CaO, MgO и др.), то эти окислы образуют с кремнеземом силикаты. В этих условиях закись марганца не обра­зует прочных соединений с кремнеземом и более легко восстанавливается. При плавке карбонатных марганцевых руд, содержащих глинозем, окись кальция и окись магния, необходимая основность шлака получается без добавок в шихту флюсов. При выплавке ферросиликомарганца на рудах, не содержащих указанных окислов, в шихту добавляют окись кальция и окись магния. При выплавке ферросиликомарганца около 95% Р шихты восстанавливается, 70% Р переходит в сплав и 25% теряется газами. Выпуск ферросиликомарганца из печи производится через каждые 1,5—2 ч. Ферросиликомарганец выпускают в ковш, футерованный шамотным кирпичом; сплав разливают на разливочной машине.

При выплавке ферросиликомарганца в закрытой печи температура под сводом не должна превышать 450° С, давление должно быть в пределах 1,0—5,0Па (0,1—0,5 мм вод. ст.). При нормальной работе печи мощностью 60 МВА за 1 ч выделяется 1600 м³ газа, имеющего следующий состав: 70—85% СО, 12— 14 СО₂, менее 1% О₂ и менее 8% Н₂.

Введение в шихту малофосфористого шлака (МФШ) обеспечивает получение ферросиликомарганца с относительно низким содержанием фосфора.

Предложен двухстадийный метод выплавки ферросиликомарганца, который состоит в следующем. На первой стадии по действующей технологии получают ферросиликомарганец со стандартным содержанием фосфора. На второй стадии шлак первой стадии после грануляции и помола применяют в качестве марганцеворудного сырья для выплавки ферросиликомарганца низкофосфористой группы. Одним из условий успешного ведения процесса является брикетирование шлака с восстановителем.[11]

Разработана высокоэффективная технология выплавки стандартного ферросиликомарганца с использованием вместо кварцита сбрикетированного совместно с углем отвального шлака ферросиликомарганца или марганцевых шламов — отходов обогащения марганцевых руд. В качестве шлама использованы отходы обогащения, накопившиеся в больших количествах в шламохранилище (состав шлама 21,5% Мn; 48% SiO2; 0,16% Р). Снизился расход кварцита, уменьшился расход марганцевых концентратов I сорта на 200—250кг, произведена замена дефицитного коксика газовым углем в среднем на 170 кг/т. В печи мощностью 1200 кВ*А отработана технология выплавки высококремнистного ферросиликомарганца (36—45% Si; 45—55% Мn; 8—10%Fe; 0,05—0,08% Р) с использованием отвального шлака товарного ферросиликомарганца. Плавка на брикетированных шламах приводит к повышению содержания в сплаве фосфора до 0,1—0,3%, извлечение марганца при этом достигает 90%, а кремния — 60%. Отвальный шлак ферросиликомарганца может быть использован в шихту для выплавки чугуна в доменных печах.[5]

Малофосфористый шлак имеет следующий состав, %: МnО 62,0—66,0; SiO2 25-27; FeO 0,2-0,6; СаО 3,5-5,0; А12О3 2,0-4,0; MgO 1,0—2,0; Р 0,01—0,017. Рекомендуется поддерживать основность (CaO+MgO)/SiO20,150,20. Повышение основности шлака нежелательно, так как способствует увеличению восстановления марганца в попутный сплав и ухудшает условия дефосфорации шлака.

С целью лучшего использования марганца отвальный шлак частично можно добавлять как компонент в шихту при выплавке литейного и бессемеровского чугуна в количестве 22—25 кг/т чугуна. Основные технико-экономические показатели производства ферросиликомарганца с различным содержанием фосфора приведены в табл.2.1.

Таблица 2.1 – Основные показатели производства малофосфористого шлака и ферросиликомарганца.

Показатель	Малофосфористый шлак	Силикомарганец
		Печь РКЗ-16 5	Печь РПЗ-63
	Печь РКЗ -16 5
		Содержание Р в сплаве, %
		0,4	0,40	0,35	0,25
Мощность печи, МВт	13,1	16,3	56,3	55,3	54,5
Производительность печи, т/сут	334,6	96,0	322,6	320,8	287,4
Удельный расход, кг/т:
марганцевого агломерата АМН-2 (48 % Мn)	1247	895	775	115	—
марганцевого агломерата АМН-1 (48 % Мn)	—	—	—	£81	—
марганцевого концентрата I сорта (48 % Мn)	—	1020	990	1015	63
малофосфористого шлака (48 % Мn)	—	—	—	373	1982
кварцита	—	382	386	386	310
кокса	73	454	431	444	411
доломита	—	43	46	42	24
Извлечение в сплав Мn, %	80,2	73,1	77,8	76,7	65,6

Рассмотрим особенности выплавки ферросиликомарганца в печах РКО. Поданные компоненты шихты в печном отделении дозируются автоматически пружинными весами. Материалы в тележку поступают в такой последовательности: коксик, кварцит, марганцевый концентрат (агломерат), доломит, отходы собственного производства. Колоша состоит из коксика — 130—140 кг, кварцита — 100 кг, концентрата — 300—320 кг, агломерата — 100—120 кг и доломита—20 т. Дозированная шихта подается в печные бункеры и по труботечкам 0,426 мм или при помощи завалочных машин поступает на колошник по мере ее восстановления в ванне печи. Счетчик ведет учет количества загруженной в печь шихты. Химический состав можно корректировать изменением навески коксика или подачей марганцевого концентрата. Если содержание кремния в сплаве отклоняется от установленных пределов в сторону повышения, то в печь задается 300—500 кг концентрата и в зависимости от глубины погружения электродов в шихту— коксик. Если же содержание кремния в сплаве ниже 25%, то в печь добавляется 100—150 кг кварцита и принимаются меры по точной дозировке компонентов шихты. Выплавку ферросиликомарганца ведут в печах с самообжигающимися электродами. Напряжение—147,5—153 и 143—148 В. Печь должна работать в режиме, который бы обеспечивал максимальное использование мощности печи, глубокую посадку электродов (1,2—1,4 м). Работа печи с короткими концами электродов характеризуется выбросами и обвалами шихты, а высокая посадка электродов ведет к застуживанию горна печи, потерям тепла в верхних горизонтах ванны и раннему шлакообразованию. Вокруг электрода должны поддерживаться конусы шихты высотой 250—300мм. На остальной части колошника шихта должна быть на уровне борта футеровки печи. Равномерный выпуск сплава и отвального шлака с содержанием не более 16% Мn является свидетельством правильной дозировки шихты и ровного хода печи. Несоблюдение технологического режима приводит к нарушению хода процесса, проявляющегося в неполной токовой нагрузке, кипении шлака у электродов, резким колебаниям химических составов металла и шлака. Эти отклонения проявляются при работе печи с короткими рабочими концами электродов и высокой их посадкой, при неполном выпуске металла и шлака и неправильном соотношении компонентов шихты.

Для устранения этих нарушений проверяют качество поступающих в печь шихтовых материалов, правильность шихтовки, взвешивания, длину рабочих концов электродов и др.

В печах РК3-16,5; РП3 - 48 выплавка сплава ведется непрерывным процессом, т.е. с непрерывной загрузкой шихтовых материалов и периодическим выпуском продуктов выплавки. Шихта в печи поступает через загрузочные воронки, расположенные на своде печи вокруг каждого электрода.

Печи укрыты металлическими водоохлаждаемыми сводами и работают в закрытом режиме. Температура воды, охлаждающей свод и воронки, составляет 50—60°. Колошниковый газ улавливается и очищается. Рабочей ступенью напряжения трансформатора на печах PK3-16,5 является 168—178,5 В, а на печах РПЗ-48 — 193—218,5 В. Печи РКЗ-16,5 оборудованы тремя круглыми электродами 1200 мм, а РПЗ-48 — шестью прямоугольными размерами 2800*650 мм.

Рабочие концы электродов рекомендуется погружать в шихту так, чтобы расстояние от подины до торца электродов было равно 800—1000 мм при общей длине рабочего конца электрода от щеки 2900—3000 мм.

Нормальный ход печей характеризуется теми же параметрами и показателями, которые были рассмотрены для процесса выплавки ферросиликомарганца в открытых печах. Однако имеются и некоторые особенности, обусловленные, главным образом, укрытием печи сводом. Давление под сводом печи должно быть 0,3—0,5 мм вод. ст., температура газа под сводом — не более 750° С, а в газоходе — не выше 300° С. Разрежение после стакана наклонного газоход должно быть не более 80 мм вод. ст.; после скруббера — меньше 230, после трубы Вентури — более 2100, перед газодувкой— более 2300. Допустимое содержание Н₂ в газе не должно превышать 8%, СО — 70—80% и О₂ — не выше 1%. Повышение содержания водорода в газе свидетельствует о высокой влажности шихты или течи воды в своде и воронке. При резком повышении концентрации водорода в газе (более 8%) печь отключают, устраняют причины, обусловившие повышение содержания водорода в колошниковом газе.

Количество отходящих газов для печей РКЗ-16,5 составляет 2500—3200 м³/ч, а для печей РПЗ-48 —до 8000 м³/ч.

При пониженном содержании кремния в сплаве его состав корректируют подачей кварцита с коксом в количестве 400—600 кг, а в случае повышенной концентрации кремния — подачей марганцевого концентрата с коксом в количестве 500—700 кг.

Ферросиликомарганец и отвальный шлак выпускают через одну летку в ковши, установленные каскадном. Сплав выпускают в стальной ковш, у которого внутренние стенки покрыты шлаковым гарниссажем, образованным при предыдущих плавках. В ковше сплав выдерживают 30—40 мин. Содержание углерода в сплаве перед выпуском из печи 0,15—0,25%, во время выдержки в ковше содержание углерода снижается до 0,07—0,08%. Избыточный углерод всплывает в виде графитовой спели и частиц карбида кремния. Ферросиликомарганец подвергают гранулированию или передают в жидком виде в рафинировочные печи. Расход электрической энергии на 1 т передельного сплава около 5000 кВт-ч. Извлечение марганца более 80%.

Ковш под леткой футерован шамотом и предназначен для приема сплава. Шлаковые ковши стальные, не футерованные. Выпуск длится 15—20 мин. В течение суток производится 12—15 выпусков. Летка заделывается «конусом» из огнеупорной глины в смеси с измельченной электродной массой состава: 50% прокаленного коксика, 50% термо­антрацита и 24% пека на 100 кг сухой смеси.

Сплав разливается из ковша в ребристые чугунные изложницы через приемник-копильник, что предупреждает попадание в слиток кислого, плохо отделяемого от ферросиликомарганца, отвального шлака. После застывания слитки подаются в склад готовой продукции, где они дробятся до требуемого веса кусков.

После окончания выпуска ковши с металлом и шлаком выкатывают в разливочный пролет. Из ковша с металлом сливается часть шлака, а оставшийся шлак загущается песком. Затем ковш с ферросиликомарганцем устанавливается мостовым краном на кантователь, и сплав разливают по мульдам двухручьевых разливочных машин. Слитки с разливочной машины поступают на склад готовой продукции. Шлак вывозится в отвал, где предусматривается его переработка.