CN107385205A - 一种生产硅铬合金的方法和系统 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种生产硅铬合金的方法，步骤如下：将铬精矿粉、还原剂粉按配比添加粘结剂和水进行混匀，得到混合料；然后对混合料进行压球或造球处理使混合料成型得到成型球团；之后进行烘干得到干燥球团；之后进行还原焙烧得到焙烧球团；将焙烧球团和硅石、焦炭一起加入电炉内进行深还原，获得硅铬合金；还公开了生产硅铬合金的系统，包括：混料装置、制球装置、生球筛分装置、烘干装置、转底炉装置、加料装置和电炉装置。本发明直接利用铬精矿粉生产硅铬合金，降低了硅铬合金冶炼的操作技术难度，与传统硅铬合金二步法(高碳铬铁‑硅铬)相比，降低了吨硅铬合金冶炼的电耗1％～7％，提高了硅铬合金冶炼的铬金属回收3％～5％。

Description

一种生产硅铬合金的方法和系统
技术领域
本发明涉及铁合金领域，尤其涉及一种生产硅铬铁合金的方法及系统。
背景技术
硅铬合金是电硅热法生产中、低、微碳铬铁不可缺少的还原剂。生产硅铬合金的方法有两种：一步法(有渣法)和二步法(无渣法)。一步法是将铬矿、硅石和焦炭直接加入一台电炉内进行冶炼。二步法的第一步是将铬矿和焦炭加入第一台电炉内，冶炼出高碳铬铁，第二步将高碳铬铁块与硅石、焦炭一起加入第二台电炉内进行冶炼硅铬合金。目前，我国在工业生产中主要采用的是二步法，一步法则只是在少数厂进行过试验。这主要是因为相较于一步法，二步法的操作技术简单，容易掌握，吨产品电耗较低(约7200kWh)，但该方法工序多，高碳铬铁经破碎、运输、储存后损耗大，致使铬金属的回收率低(约87％)，经济效益差。一步法的特点是工艺流程短，金属的回收率高，经济效益好。因此在瑞典、德国的一些铁合金企业采用一步法生产硅铬合金，但其要求入炉铬矿必须是块矿或球团矿，对铬矿以及硅石、焦炭等粒度要求严格。我国的铬矿主要来源于进口，进口铬矿中粉矿占了70％以上，块矿仅占30％左右，且并不是所有粒度的块矿都适用，受原料条件的限制，导致我国一直无法实现硅铬合金的一步法工业化生产。
发明内容
本发明所要解决的技术问题在于提出一种生产硅铬合金的方法，使用铬粉矿一步法冶炼硅铬合金的同时降低冶炼操作技术难度和电耗并增加铬金属回收率，提高了经济效益。
为此本发明公开了一种生产硅铬合金的方法，包括以下步骤：
S1、将铬精矿粉、还原剂粉，添加粘结剂和水进行混匀，得到混合料；
S2、然后对混合料进行压球或造球处理使所述混合料成型得到成型球团；
S3、将所述成型球团进行烘干得到干燥球团；
S4、将所述干燥球团进行还原焙烧得到焙烧球团；
S5、将所述焙烧球团和硅石、焦炭一起加入电炉内进行深还原，获得硅铬合金。
更进一步地，所述混合料中各粉料的粒度小于1mm，当采用造球方式成型时，要求其中粒度小于0.074mm占85％以上，当采用压球方式成球时，则要求其中粒度小于1mm占95％以上。
更进一步地，所述成型球团粒径为8～30mm，粒径过小，炉料透气性差，不利于电炉生产，粒径过大，还原焙烧难度大，容易出现还原不彻底的情况。
更进一步地，所述铬精矿粉要求铬含量与铁含量的质量比值不小于1.30，优选范围为1.5～2.0，MgO含量与Al2O3含量的质量比值不小于1，优选范围为1.2～1.8。
可采用配矿的方式获得符合要求的铬精矿粉。由此保证所得硅铬合金产品的铬含量达标，同时有利于降低炉渣熔点，保证电炉冶炼时炉渣流动性好，容易出渣，降低操作技术难度。
更进一步地，所述混合料中还包括白云石粉，所述白云石粉重量占铬精矿粉重量的0％～20％，白云石是非必要的，其目的在于提高混合料中MgO含量与Al2O3含量的比值，减少MgO含量与Al2O3含量的比值高且昂贵的铬精矿粉的使用量，此外，白云石在还原焙烧阶段会发生分解，产生CO2气体，增加球团的孔隙率，有利于增加还原焙烧后球团的金属化率，可以提高综合金属化率2％～9％。
更进一步地，所述还原剂粉为碳质还原剂，所述还原剂粉的总的固定碳的摩尔量为所述铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.3-1.6倍。
固定碳过少不利铬和铁的还原，且适当的剩余碳有利于形成铬和铁的碳化物，如Fe3C和Cr7C3，此两种物质可与后续电炉冶炼过程中还原出Si反应生成CrSi或FeSi，从而促进电炉冶炼过程中碳对SiO2的还原，所发生的反应如式(1)和式(2)所示；过多则球团强度会变差，且烧损也会增加，还原效果变差，还不利于降低成本。
Cr7C3+7Si＝7CrSi+3C (1)
Fe3C+3Si＝3FeSi+3C (2)
更进一步地，更所述粘结剂为膨润土或膨润土与淀粉的混合物，所述粘结剂的添加量为所述铬精矿粉重量的3％～8％，所述粘结剂的添加量为所述铬精矿粉重量的3％～8％；和/或，
步骤S5中所述焦炭的添加量为所述铬精矿粉重量的40％～60％，
所述硅石的添加量为所述铬精矿粉重量的80％～120％。
更进一步地，所述烘干温度为100-150℃，所述还原焙烧过程的还原焙烧温度在1400℃～1550℃，优选范围为1450℃～1500℃，温度过低，不利于铬和铁的还原，每提高50℃，铬和铁的金属化率可提高10％～25％，在1450℃～1500℃温度范围内，综合金属化率可达70％～85％。
更进一步地，所述还原焙烧过程替代了传统二步法中的第一步，生产出金属化率高的球团替代高碳铬铁，与硅石和焦炭在电炉内反应生成硅铬合金。相较于传统的二步法工艺，步骤S2、S3、S4中的混合料成型、烘干、还原焙烧工序包括运输和粒度筛分工序，且成型和焙烧过程中的损失料可作为返回物料再次被利用，物料损失小，铬回收率大于90％，提高了3％～5％。此外，与电炉冶炼不同，还原焙烧属于低温还原，因此本采用本方法生产吨硅铬合金电耗降低了1％～7％。
本发明还公开了一种生产硅铬合金的系统，其特征在于，包括：
混料装置、制球装置、生球筛分装置、烘干装置、转底炉装置、加料装置和电炉装置；
所述混料装置包括配料缓存仓，混料仓，以及连通至所述配料缓存仓的进料口的铬精矿粉料仓、白云石粉料仓、还原剂粉料仓、粘结剂料仓、返料仓；所述混料仓包括粉料入口、加水口及出料口，所述混料仓的粉料入口与所述配料缓存仓的出料口相连；
所述制球装置包括与所述混料仓的出料口相连的混合料入口、水入口、造球盘和生球出口，用于将混合料制备成合适粒度的生球；
所述生球筛分装置包括大粒度筛分装置、小粒度筛分装置以及连接所述大粒度筛分装置筛下物出口和小粒度筛分装置入口的运输皮带，所述大粒度筛分装置包括生球入口、筛上物出口和筛下物出口，所述小粒度筛分装置包括入口、筛上物出口和筛下物出口，所得大粒度筛上物和小粒度筛下物返回所述制球装置的混合料入口进行重新造球；
所述烘干装置包括链篦机、干球出口和与所述小粒度筛分装置的筛上物出口相连的生球入口，用于将符合粒度要求的含水球团进行干燥处理；
所述转底炉装置包括呈环状依次布置的进料口、预热区、还原区、冷却区和出料口，所述进料口与所述干球出口相连通，所述转底炉装置用于将干球还原焙烧，得到焙烧球团；
所述加料装置，包括与所述转底炉的出料口相连的焙烧球团缓存仓，硅石料仓，焦炭料仓，进料仓，所述焙烧球团缓存仓、硅石料仓、焦炭料仓连通至所述进料仓，所述加料装置用于往电炉中输送物料；
所述电炉装置包括电炉本体、出铁口和出渣口，所述电炉装置上方连接所述进料仓，所述电炉装置用于冶炼硅铬合金产品，出铁口用于排出冶炼的合金产品，出渣口用于排出冶炼过程中的废渣。
本发明的有益效果在于：
(1)实现了直接利用铬精矿粉生产硅铬合金，降低了硅铬合金的操作技术难度。
(2)与传统的硅铬合金的二步法(高碳铬铁-硅铬)相比，降低了吨硅铬合金冶炼的电耗1％～7％，提高了硅铬合金冶炼的铬金属回收3％～5％。
附图说明
本发明的上述和/或附加的方面和优点从下面结合附图对实施例的描述中将变得显而易见和容易理解，其中：
图1是本发明中生产硅铬合金的系统的结构示意图。
图2是本发明中生产硅铬合金的方法的流程示意图。
具体实施方式
下面详细描述本发明的实施例，实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，仅用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。
根据本发明的附图1，示出了一种生产硅铬合金的系统，具体包括：
混料装置1、制球装置2、生球筛分装置3、烘干装置4、转底炉装置5、加料装置6和电炉装置7；
所述混料装置1包括配料缓存仓15，混料仓16，以及连通至所述配料缓存仓15的进料口的铬精矿粉料仓10、白云石粉料仓11、还原剂粉料仓12、粘结剂料仓13、返料仓14；所述混料仓16包括粉料入口、加水口17及出料口，所述混料仓16的粉料入口与所述配料仓15的出料口相连；
所述制球装置2包括与所述混料仓16的出料口相连的混合料入口、水入口、造球盘和生球出口；
所述生球筛分装置3包括大粒度筛分装置、小粒度筛分装置以及运输皮带，所述大粒度筛分装置包括生球入口、筛上物出口和筛下物出口，所述小粒度筛分装置包括入口、筛上物出口和筛下物出口，所述大粒度筛分装置筛下物出口和小粒度筛分装置入口通过运输皮带连接，所得大粒度筛分装置的筛上物出口和小粒度筛分装置的筛下物出口连接制球装置2的混合料入口，将此两处筛出的过大、过小的生球返回所述制球装置2的混合料入口进行重新造球；
所述烘干装置4包括链篦机、干球出口和与所述小粒度筛分装置的筛上物出口相连的生球入口，用于将符合粒度要求的含水球团进行干燥处理；
所述转底炉装置5包括呈环状依次布置的进料口、预热区、还原区、冷却区和出料口，所述进料口与所述干球出口相连通，所述进料口处设有小球筛分装置，小球筛分装置筛下物出口经研磨装置连接返料仓，用于筛去转运过程中的破碎的小颗粒，筛下的小颗粒经研磨后返回所述混料装置1的返料仓14，所述转底炉装置5用于将干球还原焙烧，得到焙烧球团；
所述加料装置6包括与所述转底炉装置5的出料口相连的焙烧球团缓存仓61，还包括硅石料仓62，焦炭料仓63，进料仓64，所述焙烧球团缓存仓61、硅石料仓62、焦炭料仓63连通至所述进料仓64，所述加料装置6用于往电炉装置7中输送物料；
所述电炉装置7包括电炉本体、出铁口和出渣口，所述电炉装置7上方连接所述进料仓64，所述电炉装置7用于冶炼硅铬合金产品，出铁口用于排出冶炼的合金产品，出渣口用于排出冶炼过程中的废渣。
本发明还提供了一种采用上述系统生产硅铬合金的生产方法，参见图2，方法具体包括以下步骤：
S1、将铬精矿粉、白云石粉(可不加)、还原剂粉按一定的配比，添加一定量的粘结剂和水进行混匀，得到混合料；铬精矿粉、白云石粉(可不加)、还原剂粉、粘结剂分别放入铬精矿粉料仓10、白云石粉料仓11、还原剂粉料仓12、粘结剂料仓13，与返料仓14中的返料按一定的配比称重后进入配料缓存仓15缓存，之后经混料仓16的粉料入口进入混料仓16，混料一段时间后，通过加水口17添加一定量的水混匀后得到混合料；
S2、然后对混合料进行压球或造球处理使所述混合料成型得到成型球团；混合料经制球装置2的混合料入口，运输到造球盘上进行造球，同时通过制球装置2的水入口向混合料不断洒水，经造球盘运转一段时间后得到生球，所得生球经生球筛分装置3的生球入口进入大粒度筛分装置，筛下物经皮带运输至小粒度筛分装置进行粒度筛分，得到的满足粒度要求的生球，大粒度筛分装置处的筛上物和小粒度筛分装置处的筛下物返回制球装置2的混合料入口，用于将不符合粒度要求的含水球团破碎后重新进行造球；
S3、将所述成型球团进行烘干得到干燥球团；小粒度筛分装置的筛上物出口与烘干装置4的生球入口相连，用于将符合粒度要求的含水球团进行干燥处理；生球经干燥后得到干燥球团从干球出口排出。
S4、将所述干燥球团进行还原焙烧得到焙烧球团；烘干装置4的干球出口与转底炉装置5的进料口相连，用于将烘干装置4烘干得到的干燥球团进行还原焙烧；
S5、将所述焙烧球团和硅石、焦炭一起加入电炉内进行深还原，获得硅铬合金；加料装置6的焙烧球团缓存仓与转底炉装置5的出料口相连以承接焙烧球团，之后与硅石料仓62、焦炭料仓63中的硅石和焦炭一起送入进料仓64中混合，进料仓64中混合后的物料送入电炉装置7中。
更具体地，所述混合料中各粉料的粒度小于1mm，当采用造球方式成型时，要求其中粒度小于0.074mm占85％以上，当采用压球方式成球时，则要求其中粒度小于1mm占95％以上。
更具体地，所述成型球团粒径为8～30mm，粒径过小，炉料透气性差，不利于电炉生产，粒径过大，还原焙烧难度大，容易出现还原不彻底的情况。
更具体地，所述铬精矿粉要求铬含量与铁含量(以质量份计)的比值不小于1.30，优选范围为1.5～2.0，MgO含量与Al2O3含量的比值不小于1，优选范围为1.2～1.8。可采用配矿的方式获得符合要求的铬精矿粉。由此保证所得硅铬合金产品的铬含量达标，同时有利于降低炉渣熔点，保证电炉冶炼时炉渣流动性好，容易出渣，降低操作技术难度。
更具体地，所述白云石粉重量占铬精矿粉重量的0％～20％(白云石的量可以最少到不加，加了更好)，其目的在于提高混合料中MgO含量与Al2O3含量的比值，减少MgO含量与Al2O3含量的比值高且昂贵的铬精矿粉的使用量，此外，白云石在还原焙烧阶段会发生分解，产生CO2气体，增加球团的孔隙率，有利于增加还原焙烧后球团的金属化率，可以提高综合金属化率2％～9％。
更具体地，所述还原剂粉为焦炭、兰炭、无烟煤等碳质还原剂中的一种，所配还原剂总的固定碳的摩尔量为铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.3-1.6倍，过少不利铬和铁的还原，且适当的剩余碳有利于形成铬和铁的碳化物，如Fe3C和Cr7C3，此两种物质可与后续电炉冶炼过程中还原出Si反应生成CrSi或FeSi，从而促进电炉冶炼过程中碳对SiO2的还原，所发生的反应如式(1)和式(2)所示；过多则球团强度会变差，且烧损也会增加，还原效果变差，还不利于降低成本。
Cr7C3+7Si＝7CrSi+3C (1)
Fe3C+3Si＝3FeSi+3C (2)
更具体地，所述粘结剂为膨润土或膨润土与淀粉的混合物，所述粘结剂的添加量为铬精矿粉重量的3％～8％。
步骤S5中所述焦炭的添加量为所述铬精矿粉重量的40％～60％，
所述硅石的添加量为所述铬精矿粉重量的80％～120％。
更具体地，所述烘干温度为100-150℃，所述还原焙烧过程的还原焙烧温度在1400℃～1550℃，优选范围为1450℃～1500℃，温度过低，不利于铬和铁的还原，每提高50℃，铬和铁的金属化率可提高10％～25％，在1450℃～1500℃温度范围内，综合金属化率可达70％～85％。
更具体地，所述还原焙烧过程替代了传统二步法中的第一步，生产出金属化率高的球团替代高碳铬铁，与硅石和焦炭在电炉内反应生成硅铬合金。相较于传统的二步法工艺，步骤S2、S3、S4中的混合料成型、烘干、还原焙烧工序包括运输和粒度筛分工序，且成型和焙烧过程中的损失料可作为返回物料再次被利用，物料损失小，铬回收率大于90％，提高了3％～5％。此外，与电炉冶炼不同，还原焙烧属于低温还原，因此本采用本方法生产吨硅铬合金电耗降低了1％～7％。
具体实施例：
实施例1：
铬铁比为1.30，MgO/Al2O3为1.00的铬精矿粉100份，兰炭粉27份(固定碳的摩尔量为铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.3倍)，白云石20份，膨润土2份，淀粉1份，水8份在混料机中混匀，混匀后进行造球，球粒度为8～12mm，所得湿球在100-150℃左右烘干，烘干后球团进行还原焙烧，还原焙烧温度为1400℃，焙烧后球团的综合金属化率约60％，焙烧后球团抗压强度约550N/球。将焙烧后球团100份，与焦炭40份，硅石80份一起放入电炉中进行冶炼，冶炼后可得到铬含量35.18％，硅含量35.02％的硅铬合金，较传统工艺，冶炼电耗降低了2.3％，铬回收率为90.2％，提高了3.2％。
实施例2：
铬铁比为1.88，MgO/Al2O3为1.72的铬精矿粉100份，焦炭粉23份(固定碳的摩尔量为铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.4倍)，白云石5份，膨润土4份，淀粉1.2份，水11份在混料机中混匀，混匀后进行造球，球粒度为8～10mm，所得湿球在100-150℃左右烘干，烘干后球团进行还原焙烧，还原焙烧温度为1450℃，焙烧后球团的综合金属化率约70％，焙烧后球团抗压强度约500N/球。将焙烧后球团100份，与焦炭50份，硅石100份一起放入电炉中进行冶炼，冶炼后可得到铬含量36.05％，硅含量42.36％的硅铬合金，较传统工艺，冶炼电耗降低了3.5％，铬回收率为91.2％，提高了4.8％。
实施例3：
铬铁比为1.50，MgO/Al2O3为1.20的铬精矿粉100份，兰炭粉27份(固定碳的摩尔量为铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.3倍)，白云石15份，膨润土8，水10份在混料机中混匀，混匀后进行造球，球粒度为10～30mm，所得湿球在100-150℃左右烘干，烘干后球团进行还原焙烧，还原焙烧温度为1500℃，焙烧后球团的综合金属化率约78％，焙烧后球团抗压强度约450N/球。将焙烧后球团100份，与焦炭60份，硅石120份一起放入电炉中进行冶炼，冶炼后可得到铬含量31.59％，硅含量45.17％的硅铬合金较传统工艺，冶炼电耗降低了4.6％，铬回收率为91％，提高了4.5％。
实施例4：
铬铁比为2.00，MgO/Al2O3为1.80的铬精矿粉100份，无烟煤25份(固定碳的摩尔量为铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.6倍)，膨润土6份，淀粉2份，水10份在混料机中混匀，混匀后进行造球，球粒度为8～12mm，所得湿球在100-150℃左右烘干，烘干后球团进行还原焙烧，还原焙烧温度为1550℃，焙烧后球团的综合金属化率约90％，焙烧后球团抗压强度约400N/球。将焙烧后球团100份，与焦炭48份，硅石100份一起放入电炉中进行冶炼，冶炼后可得到铬含量36.11％，硅含量44.12％的硅铬合金较传统工艺，冶炼电耗降低了6.9％，铬回收率为91.5％，提高了5.2％。
实施例5：
铬铁比为2.00，MgO/Al2O3为1.80的铬精矿粉100份，无烟煤20份(固定碳的摩尔量为铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.3倍)，膨润土3份，水10份在混料机中混匀，混匀后进行造球，球粒度为8～12mm，所得湿球在100-150℃左右烘干，烘干后球团进行还原焙烧，还原焙烧温度为1500℃，焙烧后球团的综合金属化率约85％，焙烧后球团抗压强度约400N/球。将焙烧后球团100份，与焦炭48份，硅石100份一起放入电炉中进行冶炼，冶炼后可得到铬含量36.15％，硅含量43.85％的硅铬合金较传统工艺，冶炼电耗降低了6.2％，铬回收率为91.3％，提高了4.9％。
实施例6：
铬铁比为1.50，MgO/Al2O3为1.20的铬精矿粉100份，无烟煤21份(固定碳的摩尔量为铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.3倍)，白云石15份，膨润土3，水10份在混料机中混匀，混匀后进行造球，球粒度为10～30mm，所得湿球在100-150℃左右烘干，烘干后球团进行还原焙烧，还原焙烧温度为1500℃，焙烧后球团的综合金属化率约80％，焙烧后球团抗压强度约400N/球。将焙烧后球团100份，与焦炭60份，硅石120份一起放入电炉中进行冶炼，冶炼后可得到铬含量33.32％，硅含量42.43％的硅铬合金较传统工艺，冶炼电耗降低了4.6％，铬回收率为91.1％，提高了4.5％。
尽管已经示出和描述了本发明的实施例，本领域的普通技术人员可以理解：在不脱离本发明的原理和宗旨的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型，本发明的范围由权利要求及其等同物限定。

Claims (10)

1.一种生产硅铬合金的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、将铬精矿粉、还原剂粉，添加粘结剂和水进行混匀，得到混合料；
S2、然后对混合料进行压球或造球处理使所述混合料成型得到成型球团；
S3、将所述成型球团进行烘干得到干燥球团；
S4、将所述干燥球团进行还原焙烧得到焙烧球团；
S5、将所述焙烧球团和硅石、焦炭一起加入电炉内进行深还原，获得硅铬合金。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，当采用造球方式成型时，要求所述混合料中各粉料的粒度小于0.074mm占85％以上，当采用压球方式成球时，则要求所述混合料中各粉料的粒度小于1mm占95％以上。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述成型球团粒径为8～30mm。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述铬精矿粉要求铬含量与铁含量的质量比值不小于1.30，MgO含量与Al2O3含量的质量比值不小于1。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述混合料中还包括白云石粉，所述白云石粉重量占铬精矿粉重量的0％～20％。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述还原剂粉为碳质还原剂，所述还原剂粉的总的固定碳的摩尔量为所述铬精矿粉中铁氧化物和铬氧化物中氧的摩尔量的1.3-1.6倍。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述粘结剂为膨润土或膨润土与淀粉的混合物，所述粘结剂的添加量为所述铬精矿粉重量的3％～8％；和/或，
步骤S5中所述焦炭的添加量为所述铬精矿粉重量的40％～60％，所述硅石的添加量为所述铬精矿粉重量的80％～120％。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述烘干温度为100-150℃，所述还原焙烧温度为1400℃～1550℃。
9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述混合料成型和所述还原焙烧过程中的返料均再次利用。
10.一种生产硅铬合金的系统，其特征在于，包括：
混料装置、制球装置、生球筛分装置、烘干装置、转底炉装置、加料装置和电炉装置；
所述混料装置包括配料缓存仓，混料仓以及连通至所述配料缓存仓的进料口的铬精矿粉料仓、白云石粉料仓、还原剂粉料仓、粘结剂料仓、返料仓；所述混料仓包括粉料入口、加水口及出料口，所述混料仓的粉料入口与所述配料缓存仓的出料口相连；
所述制球装置包括与所述混料仓的出料口相连的混合料入口，水入口，造球盘和生球出口；
所述生球筛分装置包括大粒度筛分装置、小粒度筛分装置以及连接所述大粒度筛分装置筛下物出口和小粒度筛分装置入口的运输皮带，所述大粒度筛分装置包括生球入口、筛上物出口和筛下物出口，所述小粒度筛分装置包括入口、筛上物出口和筛下物出口，所得大粒度筛上物和小粒度筛下物返回所述制球装置的混合料入口进行重新造球；
所述烘干装置包括链篦机、干球出口和与所述小粒度筛分装置的筛上物出口相连的生球入口；
所述转底炉装置包括呈环状依次布置的进料口、预热区、还原区、冷却区和出料口，所述进料口与所述干球出口相连通，所述进料口处设有小球筛分装置，用于筛去转运过程中的破碎的小颗粒，筛下的小颗粒经研磨后返回返料仓；
所述加料装置，包括与所述转底炉的出料口相连的焙烧球团缓存仓，硅石料仓，焦炭料仓，进料仓，所述焙烧球团缓存仓、硅石料仓、焦炭料仓连通至所述进料仓；
所述电炉装置包括电炉本体、出铁口和出渣口，所述电炉装置上方连接所述进料仓。
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