Спосіб одержання феромарганцю з наднизьким вмістом фосфору і вуглецю з використанням феромарганцевого шлаку

1. Спосіб одержання феромарганцю з наднизьким вмістом фосфору і вуглецю, що включає: одержання низьковуглецевого силікомарганцю, який має низький вміст фосфору, одержання розплавленого марганцевого шлаку, який містить в основному шлак виробництва високовуглецевого феромарганцю, перше змішування і перемішування розплавленого марганцевого шлаку і низьковуглецевого силікомарганцю, який має низький вміст фосфору, при співвідношенні, яке дорівнює 70-72:28-30, в ковші, з одержанням металевого розплаву і шлаку, і друге змішування і перемішування металевого розплаву, відділеного від шлаку, одержаного в результаті першого змішування і перемішування, і розплавленого марганцевого шлаку, який ідентичний шлаку, що використовують для першого змішування і перемішування, з одержанням шлаку і металевого розплаву, який містить 91-93 мас. % марганцю, 0,60-0,85 мас. % кремнію, 0,05-0,10 мас. % вуглецю і 0,015-0,02 мас. % фосфору. 2. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що додатково здійснюють друге змішування і перемішування один або два рази, в залежності від температури розплаву або умов перемішування. 3. Спосіб за п. 1 або 2, який відрізняється тим, що одержання низьковуглецевого силікомарганцю, 2 (19) 1 3 Галузь техніки, до якої належить винахід Даний винахід стосується способу одержання феромарганцю з наднизьким вмістом фосфору і вуглецю (ULPC FeMn) в результаті використання FeMn шлаку, зокрема, способу одержання ULPC FeMn, що містить 0,1% ваг. або менше С і 0,03% ваг. або менше Р, в результаті змішування і перемішування розплавленого Мn шлаку, який складається в основному з шлаку виробництва FeMn з високим вмістом С, і низьковуглецевого силікомарганцю (LCSiMn) із наднизьким вмістом Р і С таким чином, що відбувається реакція знекремнювання. Рівень техніки ULPC FeMn традиційно отримували, завантажуючи розплав, який містить Мn, що складається з руди з низьким вмістом Р, що використовується як матеріал для мінімізації вмісту Р, і відновника, наприклад, Si або FeSi, і змішування і перемішування завантаженого матеріалу горизонтальним ексцентричним рухом, відновлюючи таким чином оксид Мn в сплаві, який містить Мn, відновником і отримуючи високоякісний і високочистий FeMn. Однак руда з низьким вмістом Р або безвуглецевий відновник (Si або FeSi) є такими, які дорого коштують, що призводить до небажаного підвищення вартості виробництва ULPC FeMn. Для того, щоб забезпечити ефективність реакції в процесі, необхідно використовувати високочистий відновник, в якому вміст компонента Si в безвуглецевому відновнику становить 65-98% ваг. У тому випадку, якщо чистота компонента Si невисока, після реакції знекремнювання в результаті змішування і перемішування з розплавом, що містить Мn, рівень відновлення Мn є низьким, таким чином зменшуючи економічну вигоду процесу. Крім того, шлак, одержаний в результаті процесу, не рециркулюють, а викидають, створюючи небажані проблеми, пов'язані з відходами. Розкриття винаходу Технічна задача, яка вирішується винаходом Відповідно, в даному винаході враховані вищезазначені проблеми відомих способів, тому метою даного винаходу є розробка способу одержання ULPC FeMn, згідно з яким розплавлений Мn шлак ULPC, одержаний плавленням шлаку виробництва FeMn з високим вмістом С, що звичайно викидається, використовують як основний матеріал замість руди з низьким вмістом Р, яка традиційно використовується, а дефосфорований ULPC LCSiMn використовують як матеріал і відновник таким чином, що відбувається реакція знекремнювання, тим самим забезпечуючи можливість недорого масового виробництва ULPC FeMn. Технічне рішення Для досягнення вказаної мети в даному винаході запропонований спосіб одержання ULPC FeMn, що включає дефосфоризацію LCSiMn, який служить як матеріал і відновник, і змішування роз 94887 4 плавленого Мn шлаку і дефосфорованого SiMn таким чином, що відбувається реакція знекремнювання, тим самим забезпечуючи одержання високоякісного і високочистого FeMn, а конкретно, що включає одержання LCSiMn, який має низький вміст Р; одержання розплавленого Мn шлаку, що складається в основному з шлаку виробництва FeMn з високим вмістом С; перше змішування і перемішування розплавленого Мn шлаку і LCSiMn, що має низький вміст Р, при співвідношенні, яке дорівнює 70-72:28-30, в ковші, отримуючи в результаті розплав металу і шлаку, і друге змішування і перемішування металевого розплаву, відділеного від шлаку, який одержаний в результаті першого змішування і перемішування, і розплавленого Мn шлаку, ідентичного шлаку, який використовується для першого змішування і перемішування, отримуючи в результаті шлак і металевий розплав, що складається з 91-93% ваг. Мn, 0,600,85% ваг. Si, 0,05-0,10% ваг. С і 0,015-0,02% ваг. Р. Як таке, друге змішування і перемішування може бути здійснене ще один або два рази в залежності від температури розплаву або умов перемішування. Згідно з даним способом, одержання LCSiMn, який має низький вміст Р, включає завантаження LCSiMn, що складається з 55-60% ваг. Мn, 25-30% ваг. Si, 0,04% ваг. або менше С і 0,08-0,1% ваг. Р, в піч-ківш, подачу перемішуючого газу, такого як аргон або азот, при нагріванні LCSiMn до 14001650°С, тим самим забезпечуючи гомогенність LCSiMn, додавання до гомогенного LCSiMn негашеного вапна і флюориту і їх перемішування протягом 10-30 хвилин, таким чином здійснюючи дефосфоризацію і забезпечуючи вміст Р, що дорівнює 0,03% ваг. або менше. Згідно з даним способом, одержання розплавленого Мn шлаку включає змішування 8-10% ваг. пилу Мn, що містить 66% ваг. Мn, 8-13% ваг. негашеного вапна, 31-54% ваг. шлаку виробництва FeMn з високим вмістом С, який містить 28% ваг. Мn, і 30-53% ваг. рециркульованого шлаку виробництва FeMn з високим вмістом С, який містить 1218% ваг. Мn, в електричній печі. Згідно з даним способом перемішування при першому змішуванні і перемішуванні може бути здійснене протягом 1030 хвилин з використанням лопаті, виготовленої з алюмінію, при цьому з шлаку, одержаного в результаті першого змішування і перемішування і другого змішування і перемішування, шлак, який містить менше 10% Мn, викидають, а шлак, який містить 10% або більше Мn, знову завантажують в електричну піч для одержання розплавленого Мn шлаку або рециркулюють, таким чином відновлюючи Мn. Далі йде докладний опис даного винаходу. Згідно з даним винаходом спосіб одержання ULPC FeMn в основному включає дефосфориза 5 цію для одержання LCSiMn, що має низький вміст Р, і знекремнювання розплавленого Мn шлаку. Як безвуглецевий відновник в даному винаході використовують LCSiMn, який містить 0,06-0,08% ваг. С і 0,1% ваг. Р. Таким чином, для одержання ULPC FeMn вміст Р в LCSiMn повинен бути знижений ще більше. Дефосфоризацію LCSiMn здійснюють, відновлюючи СаО з використанням Si з LCSiMn, отримуючи в результаті Са, який потім піддають взаємодії з Р, що міститься, отримуючи таким чином Са3Р2, нерозчинний в розплаві LCSiMn, тим самим усуваючи Р. Основні реакції даного процесу представлені нижче реакціями 1 і 2. Реакція 1: Si+2CaO=SiO2+2Ca Реакція 2: ЗСа+2Р=Са3Р2 Для здійснення вищеописаної реакції дефосфоризації вміст Si в LCSiMn повинен становити 27% ваг. або більше. Крім того, СаО, що являє собою флюс, який використовується для реакції дефосфоризації, є оксидом з високою температурою плавлення, тому перетворення лише його в розплавлений шлак є складним, а досягнення високої ефективності дефосфоризації неможливим. Відповідно, як флюс, що використовується поряд з СаО, може бути додана певна кількість CaF2. А саме, коли співвідношення флюсу складає CaO/CaF2=1,5-4, активність СаО може підтримуватися на високому рівні, таким чином забезпечуючи ефективне здійснення процесу дефосфоризації. Крім того, для подальшого підвищення ефективності реакції процесу дефосфоризації змішування LCSiMn і флюсу повинно бути посилено. На даному етапі може бути здійснено перемішування з використанням інертного газу або механічне перемішування, яке забезпечує підвищення перемішування. Згідно з даним винаходом LCSiMn нагрівають в печі-ковші, перевантажують в ківш, додають до нього флюс, такий як негашене вапно і флюорит, а потім посилено перемішують за допомогою лопаті, таким чином регулюючи вміст Р в SiMn. Завдяки таким діям регулюють склад шлаку і здійснюють дефосфоризацію, забезпечуючи вміст Р, рівний 0,03% ваг. або менше. Негашене вапно містить ефективну кількість Са для регулювання вмісту Р і тому впливає на регулювання вмісту Р в SiMn, а флюорит (СаF2) забезпечує рідинотекучість шлаку (забезпечує реакційноздатну межу між металевим розплавом SiMn і шлаком), таким чином створюючи умови для полегшення дефосфоризації. Крім того, для ефективного здійснення дефосфоризації може бути додана подвійна кількість флюсу в залежності від ступеня дефосфоризації. Зокрема, в тому випадку, коли рідинотекучість утруднена через низьку температуру дефосфоризації, може бути відрегульовано відношення негашеного вапна до флюориту, забезпечуючи таким чином рідинотекучість шлаку і тим самим підвищуючи ефективність дефосфоризації. Більш того, процес дефосфоризації LCSiMn може бути, переважно, здійснений при підвищенні температури і основності, які є його основними параметрами; ефективність дефосфоризації може 94887 6 бути також підвищена пропорційно підвищенню вмісту Si в LCSiMn. Одержання розплавленого Мn шлаку, який придатний для процесу знекремнювання, включає змішування в електричній печі пилу Мn, що містить 62-68% ваг. Мn, 8-13% ваг. негашеного вапна, що містить 93% ваг. СаО, шлаку виробництва FeMn з високим вмістом С, який містить 26% ваг. Мn, і рециркульованого шлаку виробництва FeMn з високим вмістом С, який містить 12-18% ваг. Мn, для одержання розплавленого Мn шлаку, що містить 28% ваг. Мn. Причина, по якій використовують пил Мn, який містить 62-68% ваг. Мn, полягає в тому, що пил Мn, діє як матеріал, що підвищує вміст Мn в шлаку, і причина використання негашеного вапна полягає в регулюванні основності (CaO/SiO2), в результаті чого активність Мn в шлаку підвищується, таким чином полегшуючи відновлення Мn. Однак точка плавлення використовуваного СаО висока, через що він не може бути остаточно розплавлений в шлаку. Тому СаО завантажують до порогового рівня (приблизно CaO/SiO2). Причина, по якій шлак виробництва FeMn з високим вмістом С використовують як основний матеріал, полягає в тому, що оскільки вміст Р, який повинен регулюватися згідно з даним винаходом, підтримується на низькому рівні у вищеописаного шлаку, і тому готовий продукт, який отримують в результаті знекремнювання, має низький вміст Р. Звичайно, оскільки Р виявляє сильну тенденцію мігрувати в метал і слабку тенденцію мігрувати в шлак, SiMn, в якому вміст Р зведений до мінімуму, і одержаний шлак (який має низький вміст Р) змішують і перемішують, здійснюючи реакцію знекремнювання. Тому ULPC FeMn може бути легко одержаний. Приготований для одержання ULPC FeMn розплавлений Мn шлак і дефосфорований LCSiMn, який має низький вміст Р, змішують разом, таким чином здійснюючи реакцію знекремнювання. Як така, реакція знекремнювання являє собою процес відновлення Мn в шлаку, використовуючи компонент Si з SiMn як відновник. Звичайно на початку такої реакції виділяється тепло, тому реакція відновлення відбувається безперервно, викликаючи необхідність поправки на зниження температури. Згідно з даним винаходом розплавлений Мn шлак і LCSiMn, що має низький вміст Р, змішують при співвідношенні, що дорівнює 70-72:28-30, в ковші. У тому випадку, якщо дане співвідношення виходить за рамки вищезгаданого діапазону, ефективність розплавленого Мn шлаку і LCSiMn, який має низький вміст Р, погіршується, небажаним чином знижуючи економічні переваги продукту. Таким чином, здійснення процесу в межах вищезгаданого діапазону є оптимальним. Згідно з даним винаходом LCSiMn, що має низький вміст Р, і розплавлений Мn шлак, які отримані окремо, завантажують в реактор, після чого в результаті реакції знекремнювання відбувається потрібна реакція, представлена нижче реакцією 3. Реакція 3: MnO+Si=SiO2+2Mn У цьому випадку реакція знекремнювання є екзотермічною, тому теплоту, що виділяється, використовують для мінімізації зниження температу 7 ри таким чином, щоб реакція відновлення відбувалася безперервно. При одночасному змішуванні всієї кількості розплавленого Мn шлаку і відновника, необхідної для реакції і при здійсненні реакції, її ефективність є низькою, що ускладнює одержання економічної вигоди. Теоретично, в тому випадку, якщо вищеописану реакцію здійснюють, використовуючи розраховану подачу потоку, може бути досягнута висока ефективність реакції. Однак насправді застосування даного способу з використанням теоретичної системи є складним. Як альтернатива, при здійсненні реакції в декілька стадій такий процес дійсно можливий, і його ефективність може наблизитися до ефективності процесу з використанням розрахованої подачі потоку. Для забезпечення задовільної ефективності реакції попередньо одержаний розплавлений Мn шлак повинен бути підданий взаємодії з LCSiMn, одержаним в результаті процесу дефосфоризації. Як така, реакція дефосфоризації відбувається згідно з реакцією 3. Після регулювання кількості розплавленого Мn шлаку і дефосфорованого LCSiMn і їх взаємодії кількість Мn в одержаному шлаку мінімізують як можна більше, тому вміст Si в одержаному FeMn нижчий вмісту Si в вихідному LCSiMn. Потім Si, що міститься в металевому розплаві FeMn, одержаному на попередній стадії, використовують як безвуглецевий відновник і змішують з одержаним розплавленим Мn шлаком, після чого здійснюють реакцію знекремнювання згідно з реакцією 3, здійснюючи такий же процес, як і на попередній стадії. У цьому випадку вміст Si в одержаному FeMn набагато нижчий вмісту Si в FeMn, одержаному на попередній стадії. Після достатньої тривалості таких ступінчастих реакцій вміст Si в остаточно одержаному FeMn знижується до 1% ваг. або менше. Кількість відновленого Мn розраховують таким чином, щоб відновити С і Р, що містяться в вихідному матеріалі, що призводить до одержання бажаного ULPC FeMn. Звичайно в тому випадку, якщо вищеописана реакція знекремнювання включає 3-4 стадії, вміст Si в FeMn знижується до 1% ваг. або менше, а вмісти С і Р відповідно становлять 0,1% ваг. і 0,03% ваг. Як резервуар, що використовується для реакції знекремнювання згідно з даним винаходом, використовують ківш, який виготовлений з вогнестійкого матеріалу, такого як периклазо-вуглець. Далі, з метою максимізації реакції знекремнювання розплавленого Мn шлаку і LCSiMn, який має низький вміст Р, необхідно збільшити зусилля перемішування. Для цього здійснюють фізичне перемішування. Звичайно перемішування здійснюють за допомогою вдування інертного газу в ківш або перемішування в ковші, таким чином змішуючи і перемішуючи завантажені матеріали. Для одержання сильнішої перемішуючої дії більш ефективним є фізичне перемішування з використанням лопаті. Тому згідно з даним винаходом для одержання сильнішої перемішуючої дії використовують лопать, виготовлену з алюмінію, крім того, визначають розташування занурення лопаті, забезпечуючи таким чином сильнішу перемішуючу дію. Якщо лопать розташована за межами центра 94887 8 ковша таким чином, що лопать виявляється навантаженою ексцентрично для здійснення ексцентричної дії, можна чекати більш ефективної реакції знекремнювання, в порівнянні з випадком здійснення перемішування з використанням лопаті, яка розташована в центрі ковша. Для сильнішого змішування, крім фізичного перемішування, як гази для перемішування можуть бути також використані азот або аргон і повітря, таким чином збільшуючи інтенсивність перемішування. Реакція знекремнювання, що використовується в даному винаході, включає двоступінчасте змішування і перемішування або три- або чотириступінчасте змішування і перемішування. При використанні триступінчастого змішування і перемішування відновлення Мn складає близько 86%, що нижче за рівень відновлення Мn при чотириступінчастому змішуванні (92%) і перемішуванні, але є переважним, оскільки процес спрощується і його тривалість скорочується, таким чином вирішуючи проблеми, пов'язані з зниженням температури. Однак при зменшенні кількості стадій змішування і перемішування виникають проблеми, пов'язані із збільшенням розміру ковша, оскільки велика кількість шлаку, який використовується за один раз, погіршує ефективність реакції. Таким чином, кількість стадій, переважно, встановлюють в залежності від умов реакції. Вміст Мn в шлаку, одержаному після реакції знекремнювання, нижчий такої ж кількості до реакції. У тому випадку, якщо вміст Мn в шлаку складає менше 10%, необхідність рециркуляції шлаку відсутня. І, навпаки, в тому випадку, якщо вміст Мn становить 10% або більше, шлак може бути знову завантажений в шлакову піч і таким чином рециркульований. Розплавлений Мn шлак, який призначений для використання в процесі знекремнювання, складається в основному з розплавленого Мn шлаку з наднизьким вмістом РІС. При необхідності підвищення вмісту Мn може бути використаний Мn пил з високим вмістом Мn, одержаний із заводу для рафінування FeMn, а також може бути використаний рециркульований шлак, одержаний в результаті даного процесу. Для підвищення ефективності взаємодії між шлаком і металом додають СаО таким чином, щоб основність (CaO/SiO2) складала близько 1,0. Отримувані результати Згідно з даним винаходом розплавлений Мn шлак і ULPC SiMn змішують і перемішують таким чином, що відбувається реакція знекремнювання, що забезпечує легке і ефективне одержання високоякісного ULPC FeMn. До того ж, шлак, який частково рециркулюють або викидають при здійсненні традиційного способу одержання SiMn, може бути рециркульований, таким чином, забезпечуючи економічні переваги. Переважні варіанти Кращому розумінню даного винаходу служать наступні приклади, які призначені для ілюстрації, а не обмеження даного винаходу. Приклад 1 Для того, щоб визначити умови дефосфоризації для одержання LCSiMn, який має низький вміст 9 94887 Р, із SiMn в електричній печі був проведений наступний експеримент. LCSiMn, який містить 59% ваг. Мn, 29% ваг. Si і 0,06% ваг. С, вміщують у вуглецевий тигель, плавлять при 1350°С і змішують з флюсом при спів 10 відношенні CaO/CaF2=1,75. Флюс, як такий, додають двічі у верхню частину розплаву. Результати експерименту представлені нижче в таблиці 1. Таблиця 1 Результати дефосфоризації LCSiMn Мn 59,40 59,20 59,59 Вихідний LCSiMn 1-е додавання флюсу 2-е додавання флюсу Si 29,83 29,52 28,72 Вміст Р знизився з 0,092% ваг. до 0,025% ваг. Приклад 2 6 Тонн LCSiMn, що має низький вміст Р і температуру плавлення, що дорівнює 1400°С, завантажують в ківш, після чого до них додають 12,2 тонни розплавленого Мn шлаку при температурі 1400°С, який одержали в печі. Шлак і метал в ковші перемішують в достатній мірі таким чином, щоб відбулася реакція знекремнювання. Після закінчення процесу перемішування одержаний шлак відділяють, а метал, який залишився в ковші, використовують як безвуглецевий відновник на наступній стадії. Під час процесу шлак, який утворився на стадіях 1 і 2, містить менше 10% ваг. Мn, тому його викидають. Шлак, який утворився на Р 0,092 0,049 0,025 Fe 9,51 9,85 10,07 С 0,05 0,11 0,21 стадіях 3 і 4, містить 12% ваг. Мn і 16% ваг. Мn відповідно, тому його завантажують в шлакову піч для рециркуляції. Завершивши стадію 4, отримують 10 тонн ULPC FeMn, що містить 92% ваг. Мn, 0,85% ваг. Si, 0,034% ваг. С і 0,029% ваг. або менше Р. Для ефективного здійснення реакції знекремнювання, що відбувається на стадіях 1-4, основність (CaO/SiO2) розплавленого Мn шлаку, який завантажується в ківш, підтримують на рівні 1,01,1. Кількість матеріалів, що використовуються на відповідних стадіях, і зміни в складі до і після реакції вказані нижче. Таблиця 2 Зміни в складі протягом 4-ступінчастого додавання шлаку - зміни в складі шлаку До 1-ої реакції Після 1-ої реакції До 2-ої реакції Після 2-ої реакції До 3-ї реакції Після 3-ї реакції До 4-ої реакції Після 4-ої реакції Маса, кг 12220 10609 8750 7743,65 12790 11458 15680 14806 %Мn 21,65 4,81 21,65 7,23 24,82 12,4 22,48 16,14 % Fe 0,22 0,05 0,22 0,07 0,41 0,2 0,57 0,41 % SiO2 23,95 38,71 23,95 36,58 22,42 33,53 24,42 30,16 % CaO 26,31 30,30 26,31 29,73 24,66 27,52 26,89 28,48 %С 0,033 0,038 0,033 0,038 0,033 0,038 0,035 0,038 %Р 0,004 0,003 0,004 0,004 0,006 0,003 0,007 0,002 Таблиця 3 Зміни в складі протягом 4-ступінчастого додавання шлаку - зміни в складі металу До 1-ої реакції Після 1-ої реакції До 2-ої реакції Після 2-ої реакції До 3-ї реакції Після 3-ї реакції До 4-ої реакції Після 4-ої реакції Маса, кг 6000 7428,96 7428,96 8432,79 8432,79 9760 9760 10628 %Мn 58 75,6 75,6 82,42 82,42 89,18 89,18 92,58 Приклад 3 Використовуючи таку ж методику, як і в прикладі 1, визначену кількість призначеного для завантаження розплавленого шлаку рівномірно підт %Fe 10 8,37 8,37 7,54 7,54 6,81 6,81 6,53 %Si 29 16 16 10,01 10,01 3,96 3,98 0,85 %С 0,060 0,048 0,048 0,043 0,043 0,037 0,037 0,034 %Р 0,025 0,022 0,022 0,021 0,021 0,023 0,023 0,029 римують на відповідних стадіях, і процес здійснюють тільки до стадії 3. Шлак, який утворився на стадіях 1 і 2, містить 10% ваг. або менше Мn, тому його викидають. Шлак, який утворився на стадії 3, містить 18% ваг. 11 94887 Мn, тому його завантажують в шлакову піч для рециркуляції. Завершивши стадію 3, отримують близько 10,7 тонн металу, що містить 93% ваг. або більше Мn, 12 0,6% ваг. Si, 0,034% ваг. С і 0,028% ваг. або менше Р. Таблиця 4 Зміни в складі протягом 3-ступінчастого додавання шлаку - зміни в складі шлаку До 1-ої реакції Після 1-ої реакції До 2-ої реакції Після 2-ої реакції До 3-ї реакції Після 3-ї реакції Маса, кг 13000 11074,60 13000 11509,76 13000 11511,70 % Мn 24,29 5,39 24,29 10,23 31,49 18,61 % Fe 0,18 0,04 0,18 0,07 0,63 0,37 % SiO2 22,42 39,05 22,42 34,80 18,98 30,89 % CaO 24,52 28,78 24,52 27,69 20,83 23,52 %С 0,036 0,043 0,036 0,041 0,037 0,042 %Р 0,004 0,003 0,004 0,003 0,009 0,001 Таблиця 5 Зміни в складі протягом 3-ступінчастого додавання шлаку - зміни в складі металу До 1-ої реакції Після 1-ої реакції До 2-ої реакції Після 2-ої реакції До 3-ї реакції Після 3-ї реакції Маса, кг 6000 7743,09 7743,09 9228,61 9228,61 10712,06 Комп’ютерна верстка Л. Ціхановська % Мn 58 78,02 78,02 86,92 86,92 93,10 % Fe 10 7,99 7,99 6,87 6,87 6,29 Підписне % Si 29 13,95 13,95 6,18 6,18 0,58 %С 0,060 0,047 0,047 0,039 0,039 0,034 %Р 0,025 0,022 0,022 0,022 0,022 0,028 Тираж 24 прим. Міністерство освіти і науки України Державний департамент інтелектуальної власності, вул. Урицького, 45, м. Київ, МСП, 03680, Україна ДП “Український інститут промислової власності”, вул. Глазунова, 1, м. Київ – 42, 01601