遵义锰矿28 m3高炉优化配矿探讨

通过对遵义锰矿 2 8m3富锰渣高炉生产的总结 ,借鉴湖南、广西和重庆城口富锰渣高炉的冶炼特点 ,在充分利用遵义锰矿高铁低磷碳酸盐锰矿的基础上 ,适量配入广西铁锰矿或本地贫锰高铁矿。提出适合遵义锰矿 2 8m3高炉生产的优化配矿方案     

综合利用进口锰矿,生产锰系列产品

青花钢铁厂利用高品位进口锰矿和城口高磷锰矿,按一定比例搭配,采用无熔剂法生产碳素锰铁和富锰渣,然后由富锰渣再生产硅锰合金。此工艺能获低硅、低磷的锰铁和生产硅锰合金所需的低磷、低铁的富锰渣;无熔剂法可降低综合冶炼电耗,提高锰回收率,降低生产成本,为生产硅锰合金取得好的指标提供了优质原料。     

低锰高铁矿直接还原-熔分制备富锰渣试验研究

摘要：试验以锰品位27.7%,铁品位18.1%的低锰高铁矿为研究对象还原制备富锰渣,生产得到的富锰渣可用于冶炼硅锰合金,以达到高效利用低品位锰矿的目的。根据该矿的成分分析、XRD分析和粒度检测分析结果,采用还原 熔分法对低锰矿进行还原制备富锰渣试验,试验结果表明：单因素试验下各参数对低锰高铁矿的还原-熔分后渣中Mn、Fe元素的含量和Mn元素的回收率均有较大影响,同时结合Box-Behnke原理设计方案,选取温度、碱度以及配碳量3个试验因素,通过响应曲面法研究各因素交互作用下对Mn元素回收率的影响规律,对试验因素进行优化分析,建立相应的多项式模型。模拟优化得到最优的工艺条件为：还原温度1402℃,碱度0.10,配碳量10.04%,Mn元素回收率为97%。在最佳条件下做验证试验得出Mn元素回收率为95.80%,误差1.24%,证明响应曲面法预测模型具有可靠性,同时对低锰高铁矿的应用有重要指导意义。     

高磷碳酸锰矿与锌窑渣集约冶炼实验研究

采用锌窑渣与高磷碳酸锰精矿和原矿进行了不同配比和不同熔融分离温度以及添加还原剂焦粉条件下的集约冶炼。在窑渣与锰精矿配比为40:60,预还原温度为1 000℃、时间60 min,熔融分离温度为1 400℃、时间60 min;窑渣与锰原矿配比=35∶65,预还原温度为1 000℃、时间60 min,熔融分离温度为1400℃、时间60 min条件下,熔炼出了符合行业产品质量标准的富锰渣,实现了Ga等金属的富集和分离,生铁中Ga含量为640 g/t,达到了湿法回收的品位要求(≥400 g/t)。冶炼过程无废渣生产,彻底消除了窑渣中的重金属污染。     

富锰渣副产铁吹钢探索性试验

根据我国锰矿资源的特点,从五十年代起开始用贫锰矿在电炉和高炉内冶炼富锰渣,作为生产金属锰和锰系铁合金的人造富锰矿。据不完全统计,全国有十二个工矿企业四台电炉、十三座高炉长期地冶炼富锰渣,每年副产8～10万吨高锰高磷生铁(以下简称副产铁)。副产铁的磷含量高,多数无法销售,造     

湖南省道县锰矿冶炼厂炼出优质生铁和合格富锰渣

道县锰矿冶炼厂综合利用本县后江桥铁锰矿资源,采用单一的铁锰矿冶炼,摸索出火法富集同步两种合格产品——富锰渣和炼钢生铁的新工艺,同时还回收铅银。1988年     

烟化法处理铅锌冶炼渣的生产实践与探讨

铅锌冶炼渣含有锌、铅、银、锗等有价金属,且属重金属危废物。根据锌浸出渣和铅还原渣的特性,将固态锌浸出渣与液态铅还原渣按配比混合烟化处理。该技术应用实践表明：铅锌冶炼渣通过烟化炉搭配处理,具有生产效率高、资源利用率高、节能环保等优点。既能有效回收铅锌冶炼渣中的有价金属,又实现了铅锌冶炼渣的无害化处理。     

富锰渣生产中的质量问题

锰矿石是钢铁生产的重要辅助原料,我国锰矿石资源虽丰富,但锰大于30％的矿石很少,90％以上为贫锰矿。国内外的生产实践证明:高炉冶炼高锰渣,其工艺简单可靠,对原料有广泛的适应性;且锰回收率可达90％以上。是处理铁锰矿的重要的有效方法。能为铁合金厂提供高锰铁比和低磷锰比的入炉锰原料。因而富锰渣生产得到了迅速发展。据有关资料报道,现实际年生产富锰渣达14万吨左右。     

铁锰矿和贫锰矿的合理利用

本文通过生产实践得出,含 Mn18—28％,(Mn Fe)38—48％的铁锰矿都可在高炉中生产富锰渣。利用高磷高铁的铁锰矿和低磷高硅贫锰矿进行配矿入炉,采用自然碱度酸性渣操作,控制渣中SiO_2含量在24—30％,可以炼出低磷低铁优质富锰渣。     

高铅渣直接还原炉的研发设计

概述了现有的粗铅冶炼工艺和高铅渣直接还原方法,介绍了电热焦炭直接还原炉、侧吹熔融还原炉、底吹电热熔融还原炉3种高铅渣直接还原炉的研发设计.     

Improving manganese utilization in the production of manganese ferroalloys

To extract manganese from the tailings slag produced in the furnace smelting of manganese with silicon, a possible approach is to reduce the slag by means of melts of iron, high-carbon ferromanganese, or ferrosilicomanganese. Thermodynamic analysis of this process is undertaken. The reaction of these melts with the slag is also studied experimentally. It is found that the reduction of manganese from such slag by carbon from hot metal is promising for practical purposes. Hence, the overall extraction of manganese may be increased if the tailings slag from furnace smelting of manganese is used to alloy hot metal with manganese.     

用矿热炉和摇炉生产金属锰的工艺探讨

该工艺是在矿热炉中用焦炭还原锰铁矿石,将还原反应的温度控制为1500℃以下,渣碱度ω(CaO)/ω(SiO2)为0.16,SiO2的质量分数为18%,生产出的富锰渣中MnO的质量分数不小于70%,同时有副产物碳素锰铁产生。然后将富锰渣热兑入摇炉中,加石灰精炼生产调和渣,使其碱度提高到2.0,这样有利于脱除磷、硫,并降低SiO2的活度。最后在摇炉中加入工业硅还原调和渣中的锰,获得锰质量分数不小于99%的金属锰,节能效果明显。     

Control of redox processes in the blast furnace

Reductive blast-furnace smelting consists of multifactorial oxidative, heat-transfer, smelting, and reducing processes that involve solid carbon and are associated with carburization of the metal. Analysis yields functional relations of the zonal process with controllable parameters of the hot blast. The ore load on the coke, the batch and coke consumption, the reduction rate of iron, and the rate of slag formation may be regulated as a function of the blast flow rate. If the degree of reduction of iron declines from 0.998 to 0.96–0.98, the oxidation of the slag with respect to iron (the FeO content) may be increased to 2–10%, with slowing of the carburization of iron as the melt flows through the coke bed. Slag oxidation may be increased by the injection of powdered iron oxide into the hot blast through tuyeres. As a result, the carbon content in the metal will be 1.5–2.0%, which corresponds to the composition of austenitic steel.     

首钢京唐热态渣、钢绿色循环利用体系开发

为实现“全三脱”工艺少渣冶炼,进一步降低辅料消耗,首钢京唐开发了热态脱硫渣、液态脱碳渣及铸余渣钢直接返回利用工艺。对热态渣、钢的可回收性进行了分析,并通过工业试验验证了工艺的应用效果。结果表明,回收利用5 t的脱硫渣,脱硫剂消耗可降低30%～40%,铁水温降相对减少10～15 ℃,总渣量减少30%～40%,同时可降低铁损,减少对环境的污染;对于脱碳渣,每炉回收热态渣20 t,可节约石灰3.2 t,若铁水硅质量分数小于0.15%,脱磷炉可不加石灰,钢铁料消耗相应减少2.4 kg/t,并且可取消萤石及轻烧的使用,可实现脱磷炉零辅料消耗;对于钢包铸余,通过控制高炉出铁量,将精炼工序RH/LF/CAS产生的热态精炼渣及钢包铸余兑入半钢包,连同半钢一起兑入脱碳炉中进行冶炼,铸余钢回包次数可达到6～8次,实现液态铸余直接回收。     

典型锑-金冶炼过程金和铅物质流分析

应用物质流分析锑-金火法冶炼系统。以金、铅为目标元素,建立了基于生产系统的物质平衡表和物质流图,构建了有关系统直接回收率、废物回收率、资源利用效率的评价指标体系。结果表明：系统内金的资源利用效率为91.76%,挥发熔炼、挥吹炉挥吹、还原熔炼和除杂精炼过程金的直收率分别为86.39%、92.27%、98.64%和95.60%。同时,每产出1 t金属锑,会有6.78 kg的铅进入到冶炼系统中。重点分析冶炼过程中有价元素金及有害元素铅在主要单元过程中的分布转化行为。最后,基于物质流分析提出提高资源利用效率和清洁生产的建议。     

锰矿预热和热装工艺及其应用实践

为降低电耗，提高电炉生产能力，采用回转窑预热锰矿和热装工艺生产富锰渣用于冶炼金属锰和高碳锰铁。此工艺可使产品电耗降低约20％，电炉生产能力提高20％以上。实践证明，回转窑在电炉富锰渣的生产中的应用非常成功，经济效益显著。     

氢冶金技术的发展溯源与应用前景

围绕“以氢代碳”对钢铁工业中实现碳减排工艺进行了梳理和溯源。实现碳减排的途径需要发展以氢气作为还原剂的氢冶金工艺。目前世界主要钢铁产区发展了从高炉喷吹燃料工艺到高炉富氢冶炼工艺、从非焦冶炼工艺到全氢直接还原工艺等两大氢冶金技术路线。从各国远景规划来看,发展氢基直接还原工艺及电炉炼钢短流程是氢冶金技术的重要方向。同时在低成本绿氢技术突破前,使用焦炉煤气等灰氢是中国从“碳代替”到“氢冶金”的重要过渡。     

使用菱镁石调整渣型和使用铝渣型冶炼锰硅合金生产的探讨(Ⅱ)

论述了使用菱镁石调整渣型生产锰硅合金的特点。采用钙镁渣型,炉渣中MgO含量控制在16%～18%,CaO含量控制在12%～14%;采用镁渣型,炉渣中MgO含量控制在18%～21%。增加渣中MgO含量可提高元素的还原效率,提高炉温,降低炉渣黏度,而相对于钙渣型,可提高硅的利用率,减少焦炭和硅石用量,同时降低渣中跑锰;使用铝渣型(与钙渣型和镁渣型相比)会有更高的炉温,硅的利用率和元素回收率增加,若原料搭配合理,使用铝渣型生产锰硅合金可不另配入硅石。通过比较得出:配入菱镁石调整渣型冶炼锰硅合金是完全可行的。     

Noninertial control of the blast furnace and the carburization of iron

Essentially, the reduction of iron in the blast furnace and the oxidative smelting of steel in the oxygen converter are opposing processes. In addressing the carburization of iron in the blast furnace and its decarburization in the converter, we consider noninertial control of the zonal blast-furnace processes. A functional relation is established between the parameters of the zonal processes and the parameters of the hot blast, the reducing gas, and the blast-furnace gas. On that basis, the batch and coke consumption and the yield of metal, slag, and gas in unit time may be strictly and continuously regulated. That, in turn, permits monitoring of the ore load on the coke. Noninertial control of the zonal blast-furnace processes by this means permits regulation of the slag’s oxidative potential, the ore load, and the consumption of injected dusty iron oxides and hence reduction of the carbon content in the hot metal to 2.0–2.5% or less. This approach leads ultimately to the creation of a single-stage process from ore to steel.