В середине 90-х годов для удовлетворения нужд собственного металлургического производства Казахстана и в связи с возросшими потребностями экспорта завод начал разрабатывать, внедрять и совершенствовать технологии выплавки марганецсодержащих сплавов рационального состава и повышенного качества. Выплавку марганцевых сплавов решили производить на печах цеха № 1, имеющего в своем составе 6 трех фазных закрытых сводом печей мощностью по 33 МВА. Футеровка печей — шамотная периферия с выкладкой рабочей зоны угольными блоками. В период до марта 1994 года все эти печи работали на производстве кремнистых сплавов (в основном ФС65).
Теория восстановления и возможности плавки казахстанских марганцевых руд в лабораторных условиях разрабатывались в течении 30 лет сотрудниками Химико-металлургического института (ХМИ г. Караганда). На АЗФ с 1967 года неоднократно проводились опытные работы по выплавке марганцевых сплавов из руд различных месторождений. Последнюю кампанию по выплавке ферромарганца и ферросиликомарганца на печи 1200 кВА из кусковых руд месторождения Ушкатын III провели в 1993 году. Были получены сплавы со стандартным содержанием марганца, но с низким содержанием фосфора, что выгодно отличает их от ферросиликомарганца производимого Никопольским заводом ферросплавов.
Переводу промышленных печей предшествовал очень короткий период подготовки, в который вошли: накопление необходимых запасов необогащенных и обогащенных руд, изменение схемы подготовки шихты, изготовление на Карагандинском металлургическом комбинате агломерата из бедных марганцевых руд, приобретение шлаковозов, изготовление двухместных ковшевых телег, изменения конструкции узла выкатки, оснащение горна печи пушками для закрытия леток, обучение персонала работе на шлаковых процессах.
В марте 1994 года печь № 11 была переведена с выплавки ферросилиция марки ФС65 на производство ферросиликомарганца. Перевод произвели достаточно быстро и без аварий. Такой перевод является в своем роде уникальным и нигде в литературе не описан. Освоение технологии выплавки производилось на неофлюсованном агломерате имеющем следующий химический состав:
Mnобщ — 29 — 33 %; SiO2 — 24 — 30 %; СаО — 1,7 — 2,5 %; Аl2O3 — 4,3 — 7,1 %;
Feобщ — 4,1 — 6,6 %; ВаО — 3,1 — 5,0 %; Р — 0,063 — 0, 078 %; S — 0,065 — 0,1 %
Полученный агломерат содержал более 50% материала фракции 0-15 мм, что делало газовый и электрический режимы работы печи неустойчивыми. Колоша шихты состояла из 300 кг агломерата и 60 кг кокса. Сход шихты был неравномерным и сопровождался выбросами ее через воронки на свод. Процесс осуществляли на 8 — 12 ступенях напряжения без УПК, что обеспечивало среднюю мощность электропечей 18 — 20 МВт. Извлечение марганца составляло 60 — 65 %, а удельный расход электроэнергии — около 5500 кВт×ч/т. Несмотря на все трудности в период освоения был получен металл со средним содержанием марганца 65 %, при кратности шлака 2 — 2,2. Химический состав шлаков отличался повышенным содержанием оксидов марганца и кремния: MnO 11-23 % ; SiO2 47 — 53 %; CaO 15 — 20 % .
Уменьшение содержания марганца в агломерате и обусловленный этим рост содержания железа приводило к снижению содержания марганца в металле до 53 %. В состав шихты была введена богатая руда и содержание марганца в готовой продукции возросло в среднем до 60 %. Но даже при работе на смеси концентратов фракции 0 — 10 мм и 10 — 50 мм среднее содержание марганца в металле составляло 57 %. Постоянное изменение рудной части шихтовых материалов требовало частой корректировки шлакового режима и количества восстановителя. Навеска кокса изменялась от 90 до 130 кг, а флюсующего кварцита от 30 до 140 кг.
В 1994 году еще три печи АкЗФ были переведены на выплавку ферросиликомарганца. Однако за 1995 — 1998 гг в связи с изменением спроса на марганцевые сплавы печи цеха № 1 выплавляли одновременно с ферросиликомарганцем и ферромарганцем еще сплавы ферросилиция и углеродистого феррохрома. За этот же период провели несколько в целом удачных кампаний по выплавке ферромарганца и богатого передельного шлака. На протяжении всего времени освоения выплавки ферросиликомарганца использовалось марганцеворудное сырье различных поставщиков, которое имело различный химический и гранулометрический состав, как это показано ниже.
Содержание, % |
|||
Поставщик |
Mnобщ |
Feобщ |
SiO2 |
АО”Жайремский ГОК” |
43,8 — 46,9 |
6,0 — 6,7 |
10,7 — 15,7 |
АОЗТ”Жезказган руда” |
39,3 — 40,9 |
4,9 — 7,1 |
13,7 — 19,1 |
АОЗТ”Алуэт” |
38,6 — 39,6 |
3,1 — 3,6 |
10,2 — 12,0 |
АО”Алаш- Богач” |
41,2 — 43,8 |
4,7 — 6,9 |
11,8 — 17,7 |
ТНК “Казхром — Жезды” |
39,9 |
7,5 |
14,1 |
Горный цех ч/з ”Сабурхан” |
42,1 |
6,5 |
23,0 |
МПЧ”Тулпар” |
35,9 |
12,2 |
21,1 |
ТОО”Хоста” |
33,1 |
5,0 |
25,0 |
АО”Жайремкурылыс” |
35,8 |
9,4 |
22,4 |
В настоящее время марганцевые сплавы выплавляют в руднотермических печах РКЗ 33 М2 со следующими характеристиками:
Установленная мощность, МВА 40
Используемая активная мощность, МВт 22
Ток в электродах, кА 100
Полезное напряжение, В 70-75
Глубина ванны, мм 3500
Диаметр ванны, мм 9000-9350
Диаметр электродов, мм 1500
Диаметр распада электродов, мм 3900-4040
При использовании марганцевых руд, составов приведенных выше, ферросиликомарганец содержит 65 — 70 % Mn, 15 — 20 % Si, до 2 % С, менее 0,15 % Р и менее 0,04 % S. Состав шлака,% : SiO2 44 — 46, MnO 10 — 15, CaO 6 — 8, Al2O3 18 — 22 при основности CaO/SiO2 ~ 0,13-0,16 и кратности 0,8 — 1,2. Удельный расход электроэнергии составляет 4000 — 4600 кВт×ч/т при извлечении марганца 78 — 83%.