способ электрошлакового получения металлов из отвальных сталеплавильных марганцевых шлаков

Формула изобретения

СПОСОБ ЭЛЕКТРОШЛАКОВОГО ПОЛУЧЕНИЯ МЕТАЛЛОВ ИЗ ОТВАЛЬНЫХ СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ МАРГАНЦЕВЫХ ШЛАКОВ, включающий загрузку в электропечь шихты в виде сталеплавильных марганцевых шлаков, их расплавление и последующее восстановление металлов из шлакового расплава путем продувки его природным газом при погруженных в него графитовых электродах, отличающийся тем, что восстановление осуществляют в два этапа: сначала шлаковый расплав продувают природным газом в количестве 2 - 3 % от массы шихты, отделяют полученный металл, затем в оставшийся шлак вводят алюминийсодержащие шлаки в количестве 3 - 6% от массы шихты.

Описание изобретения к патенту

Изобретение относится к электрометаллургии, в частности к электрошлаковому получению ферромарганцевых сплавов. При выплавке конструкционных, трубных и других легированных марганцем сталей, в которых используются марганцевые ферросплавы, образуются шлаки, содержащие в своем составе железо и марганцев как в виде включений металла, так и в виде оксидов. Содержание марганца в виде оксидов находится, как правило, в диапазоне от 3 до 10%.

Известны механические способы переработки таких шлаков, позволяющие путем дробления и последующей магнитной сепарации обеспечить извлечение из них включений металлов.

Основным недостатком механических способов переработки является невозможность извлечения металлов, находящихся в шкале в виде оксидов.

Известны способы переработки таких шлаков в электропечи, позволяющие обеспечить извлечение металлов, содержащихся в шлаке как в виде включений, так и в виде оксидов. Способ предусматривает загрузку твердого шлака в электропечь, его расплавление и восстановление коксом оксидов металлов.

К основным недостаткам данного способа относится то, что в качестве восстановителя используется дорогостоящий кокс, полученный металл имеет низкое содержание марганца и высокое содержание углерода, что ограничивает возможности его применения.

Наиболее близким к изобретению является способ электрошлакового получения металлов, предусматривающий загрузку в электропечь шихты, ее расплавление и восстановление металлов из полученного шлакового расплава при погруженных в него графитовых электродах путем продувки его природным газом.

К недостаткам данного способа, принятого за прототип, относятся высокий расход природного газа и получение металла с низким содержанием марганца и высоким содержанием углерода, что ограничивает возможности его применения. Техническая задача, решаемая изобретением, состоит в снижении расхода газообразного восстановителя, повышении содержания марганца и снижении углерода в металле.

Это достигается тем, что в известном способе электрошлакового получения металлов, включающем в себя загрузку в электропечь шихты в виде сталеплавильных марганцевых шлаков, их расплавление и последующее восстановление металлов из шлакового расплава путем продувки его природным газом при погруженных в него графитовых электродах, восстановление осуществляют в два этапа: сначала шлаковый расплав продувают природным газом в количестве 2-3% от массы шахты, отделяют полученный металл, затем в оставшийся шлак вводят алюминиевый шлак в количестве 3-6% от массы шихты.

Отвальный сталеплавильный шлак, содержащий 10-15% оксидов железа и от 2 до 10% оксидов марганца, после расплавления в электропечи на первом этапе продувают природным газом с целью получения металла (железа) с низким содержанием углерода и шлака с повышенной концентрацией марганца.

При расходе газа менее 2% относительно шлака (по массе) восстанавливается менее 50% железа из его оксидов, увеличение расхода газа до 3% повышает степень восстановления железа до 70-75% от исходного. Остаточное содержание оксида железа в шлаке составляет около 4%, при этом содержание углерода в железе 0,15-0,2%.

Увеличение расхода природного газа более 3% сопровождается образованием карбидов железа, что приводит к резкому увеличению углерода в металле. Так, расход газа 4% ведет к четырехкратному (по сравнению с расходом 3%) увеличению содержания карбидов железа в металле.

Таким образом, в результате продувки шлака на первом этапе природным газом после восстановления образуется 6-8% металла (в основном железа) с содержанием углерода 0,2-0,3% и марганца 0,2-0,3%.

Железо, восстановленное на первом этапе, отделяется от шлака известными способами, например наклоном печи в сторону "окна" сначала производится слив шлака в шлаковню, затем металл сливается по желобу через выпускное отверстие печи.

На втором этапе на жидкий шлак, вновь залитый в электропечь, подают шлаки печей для рафинирования алюминия, содержащийся в них алюминий восстанавливает оставшееся железо и марганец. Шлаки, образующиеся при рафинировании алюминия, содержат и от 20 до 60-70% металлического алюминия от 20 до 50-60% Аl₂O₃. Кроме того, в своем составе они содержат по несколько процентов FeO, SiO₂, MgO, десятые доли процентов ZnO, CuO и др. оксиды металлов, а также могут содержать NaCl и КаСl, что при хранении в отвалах приводит к загрязнению окружающей среды.

Использование алюминия в виде таких отходов (т. е. в смеси, в первую очередь, с Аl₂O₃) снижает его удар при взаимодействии с расплавленным шлаком (соответственно, повышается степень его исполь- зования).

Подача на одну тонну жидкого шлака 25 кг алюминия в составе отходов (соответственно, 35-125 кг отходов в зависимости от содержания алюминия) обеспечивает практически полное восстановление железа из его оксидов и лишь частичное восстановление марганца.

Дальнейшее увеличение расхода алюминия до 30-60 кг на 1 т жидкого шлака (соответственно 45-300 кг) обеспечивает практически полное восстановление марганца при его содержании в шлаке 2-10%.

Расход алюминия свыше 60 кг/г ведет к бесполезной его трате и получению ферросплава с повышенным содержанием алюминия.

В результате восстановления алюминия на втором этапе возможно получение ферросиликомарганца с содержанием марганца до 60%.

Шлак сливается в шлаковню и используется до получения различных стройматериалов (гранулированный шлак, цемент, шлакоблоки и т. д.), металл сливается в ковш и далее - в изложницу.

Проверка заявляемого способа проводилась в лабораторных условиях в электропечи постоянного тока мощностью до 150 кВА. В качестве сырья был использован мартеновский шлак, имеющий следующий химический состав, мас%: 4 Fe₂O₃; 10 FeO; 8 MnO; 0,5 Cr₂O₃; 39 CaO; 21 SiO₂; 8 MgO; 8 Al₂O₃; 1,5 Р₂O₅.

В электропечи, имеющей один верхний полый графитовый электрод и подовый электрод, производили расплавление шлака и продували через полый электрод полученный расплав природным газом в объеме до 4% по массе шлака (60 дм³/кг). После этого расплав замораживали, из емкости удаляли восстановленный металл и шлак и производили химанализ. Результаты анализа некоторых элементов металла и шлака приведены к таблице.

Результаты плавок, как видно из таблицы, подтверждают, что расход природного газа должен составлять 2-3% от массы шлака. Шлак, полученный при расходе газа 3% и имеющий следующий химический состав, мас.%: 4,2 FeO; 8,7 MnO; 0,6 Cr₂O₃; 43,5 CaO; 9 MgO; 9 Al₂O₃; 1,5 Р₂O₅; 23,5 SiO₂, вновь расплавляли и обрабатывали алюминием в объеме 5% от массы шлака, содержащего алюминий (50% Аl; 30% Аl₂O₃; 20% NaCl). Полученный расплав вновь замораживали, отбирали пробы металла и шлака и проводили их химических анализ. Состав полученного металла, мас. %: 58 Mn; 3,8 Cr; 0,12 C; 8,0 SI; остальное железо. Состав конечного шлака, мас.%: 22 Al₂O₃; 9,1 MgO; 1,4 MnO; 0,9 FeO; 43 CaO; 23,6 SiO₂.

Таким образом, результаты экспериментальной проверки подтвердили эффективность предлагаемого способа.