CN1165540A - 铬矿的冶炼还原方法 - Google Patents

铬矿的冶炼还原方法 Download PDF

Info

Publication number
CN1165540A
CN1165540A CN96191143A CN96191143A CN1165540A CN 1165540 A CN1165540 A CN 1165540A CN 96191143 A CN96191143 A CN 96191143A CN 96191143 A CN96191143 A CN 96191143A CN 1165540 A CN1165540 A CN 1165540A
Authority
CN
China
Prior art keywords
carbonaceous material
slag
reaction vessel
smelting reducing
granularity
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Granted
Application number
CN96191143A
Other languages
English (en)
Other versions
CN1042444C (zh
Inventor
会田公治
竹内秀次
别所永康
寺畠知道
岸本康夫
西川广
数士文夫
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
JFE Steel Corp
Original Assignee
Kawasaki Steel Corp
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from JP25082695A external-priority patent/JPH0987716A/ja
Application filed by Kawasaki Steel Corp filed Critical Kawasaki Steel Corp
Publication of CN1165540A publication Critical patent/CN1165540A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN1042444C publication Critical patent/CN1042444C/zh
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Lifetime legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/005—Manufacture of stainless steel
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C5/00—Manufacture of carbon-steel, e.g. plain mild steel, medium carbon steel or cast steel or stainless steel
    • C21C5/28—Manufacture of steel in the converter
    • C21C5/30—Regulating or controlling the blowing
    • C21C5/35—Blowing from above and through the bath
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00—Obtaining refractory metals
    • C22B34/30—Obtaining chromium, molybdenum or tungsten
    • C22B34/32—Obtaining chromium
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21C—PROCESSING OF PIG-IRON, e.g. REFINING, MANUFACTURE OF WROUGHT-IRON OR STEEL; TREATMENT IN MOLTEN STATE OF FERROUS ALLOYS
    • C21C7/00—Treating molten ferrous alloys, e.g. steel, not covered by groups C21C1/00 - C21C5/00
    • C21C7/0006—Adding metallic additives

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)
  • Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)

Abstract

本发明通过将碳素物以一定的量装炉，即总表面积不小于60m2/吨炉渣可以高效率地实现冶炼还原操作。此外，含碳物质在反应容器内部的高温大气下通过热碎被精细粉碎以作为碳素物，由此当控制碳素物的散射时可以稳定地实现冶炼还原，并且磨蚀特别是冶炼还原炉中耐火材料的局部磨蚀，其作为常规技术的严重问题可显著降低，从而大大地延长了耐火材料的使用寿命。

Description

铬矿的冶炼还原方法
技术领域
本发明涉及一种铬矿的冶炼还原方法，更具体而言，本发明涉及一种直接利用廉价的铬矿代替昂贵的合金铁以高效率达到稳定冶炼还原的方法。
背景技术
到目前为止，不锈钢的生产是利用在电炉中铬矿等的碳还原得到的铁铬合金实现的。然而，铁铬合金的生产需消耗大量电能且因而生产费用很高，因此不锈钢的生产费用也很高。
已经研究出一种所谓的冶炼还原方法来作为解决上述问题的对策，其中铬矿、或者经过预处理的铬矿的未还原或半还原颗粒在不需要电能的冶金反应容器、如转炉等中进行碳还原以制备含铬的熔融金属(例如日本专利A-58-9959和日本专利A-55-91913)。
然而，上述的铬矿冶炼还原方法还存在下述问题。
1)铬矿包含大量的脉石成分(MgO，Al2O3等等)，因为脉石成分包含在燃料和作为还原剂的碳素物中，所以在冶炼还原过程中产生了大量的炉渣。
2)除了大量的炉渣之外，如果还原反应效率低，耐火材料将会因具有高氧化性能的金属氧化物成分(Cr2O3，FeO)而显著损失，且冶炼时间也更长。
3)当碳素物仅依据由碳平衡和热平衡计算的需要量来装料时，会引起炉渣起泡和喷溅，因而操作变得不稳定。
4)因此，在冶炼还原中装入过量的碳素物。然而，当碳素物被过量使用时，在吹炼结束后残留在炉渣中的碳量增大，这将会降低碳素物的利用并且对炉渣的有效利用施加了不利的影响。
发明内容
本发明的目的是有利地解决上述问题并且提供一种铬矿的冶炼还原方法，其中(1)炉渣量的增长可以得到控制，(2)铬矿的还原反应效率可以得到提高以获得减轻的耐火材料冲蚀、减少的操作时间以及稳定的操作，以及(3)可以在冶炼还原步骤中有效地利用炉渣，并因此可以廉价且有效地获得含铬的熔融金属以作为不锈钢的基底金属。
那就是说，本发明的基本点和结构如下所述。
1.一种铬矿的冶炼还原方法，通过将碳素物和铬矿装入容纳在例如转炉等冶金反应容器内的热金属中，供入氧气以燃烧碳素物并通过燃烧的热量而实现铬矿的熔化与还原，从而产生含铬的熔融金属，其特征在于，一种哈德格罗夫可磨性指数(HGI)不超过45且挥发物(VM)不超过10％的含碳物质被用作碳素物。
2.一种按照第一条所述的冶炼还原方法，其中装入冶金反应容器中的碳素物具有这样的粒度组成，即：大于由下列等式(1)计算出的给定粒度(dp)的粒度率不小于80％：
    dp＝0.074·((Q+0.04·VM·W)/D2)2/3    (mm)……(1)其中VM：碳素物中的挥发物(％)
W：碳素物的供给速率(kg/min)
Q：由于氧的供给而从反应容器内部产生(CO+CO2)的速率
   (Nm3/min)
D：反应容器的开口直径(m)
3.一种按照第1或2条所述的冶炼还原方法，其中所述碳素物以一定的量被装入冶金反应容器中，所述装入碳素物的总表面积不小于60m2/吨存在于反应容器中的炉渣。
4.一种按照第1、2或3条所述的冶炼还原方法，其中粒度小于由等式(1)计算出的粒度的一部分碳素物发生结块。
5.一种按照第1、2、3或4条所述的冶炼还原方法，其中所述反应容器是采用MgO-C砖的转炉，至少在反应容器与炉渣接触部分的局部该MgO-C砖的C含量为8-25％。
6.一种按照第1、2、3、4或5条所述的冶炼还原方法，其中所述反应容器内部的二次燃烧比不大于30％。
下面将具体描述本发明。
发明人已经在小型熔炼炉中利用各种碳素物来研究冶炼还原状态，以便于更详细地研究冶炼还原时碳素物的作用。
结果证明当采用的含碳物质具有较少的脉石成分和较少的挥发物时，铬矿的还原反应效率得以提高。
随后，发明人作了实验：实际上将上述含碳物质加入碳饱和的熔融金属以阐明上述原因。
因此，已经发现当加入的含碳物质被热碎以形成细微颗粒时，尤其可以得到好的结果。
那就是说，已经发现装入反应容器后通过热碎而被精细粉碎的碳素物其反应表面积的增加可以非常有效地提高冶炼还原步骤中的还原反应效率。
图1中示出了冶炼还原完成后每吨炉渣(测量值考虑到粒度分布)的碳素物的总表面积与炉渣中总的铬浓度(T.Cr)二者关系的研究结果。
由图1可见，与采用的碳素物的种类无关，当碳素物的反应表面积增加时，促进了还原反应并由此当冶炼还原结束后炉渣中的Cr浓度降低了。
因此，利用碳素物使铬从熔渣中的还原可以由碳素物的总表面积表示。  当所述总表面面积不小于60m2/吨炉渣时，炉渣中总的铬浓度(T.Cr)不大于1％，由此可以理解能得到约100％的还原。
因此在本发明中，碳素物的总表面积被限制到不小于60m2/吨炉渣。
此外，为了获得如上所述的总表面积不小于60m2/吨炉渣这一特征，考虑到装入的碳素物与同时装入的氧气以及炉渣中存在的氧化铬发生还原反应而被瞬时消耗，始终提供碳素物就是必需的。即：控制碳素物的供给速率是重要的，以便于根据考虑了碳燃烧(一次和二次燃烧)的反应热、氧化铬的还原吸热等等全面的热平衡和质量平衡、通过确定氧气的供给速率和碳的供给速率，从而始终保持上述条件。
那么，因为当粒度很小时，装入反应容器的碳素物的利用率降低，故在碳素物的装炉中其粒度是重要的。
由于用于冶炼还原的反应容器内部温度非常高，装入的碳素物被剧烈加热以使其中包含的挥发物迅速气化。产生的气体被加入到由碳素物的一次和二次燃烧而产生的CO和CO2气体中，由此反应容器开口处的气体流速提高了，因而碳素物向反应容器外侧的散射率增加了而碳素物的利用率降低了。当粒度变得更小时，这种趋势是明显的。
另一方面，当粒度大时，利用率没有问题。但是，为了实现先前提到的总表面积，与利用碳素物的细微颗粒相比就需要非常大量的碳素物。因此，吹炼后炉渣中残留了较大量的碳，从而碳素物的废料量增加了且不能获得炉渣的有效利用。
在这个方面，当装入反应容器的碳素物具有并未由于从反应容器开口流出的气体而散射的粒度且该碳素物在装入反应容器后通过热碎而被精细粒化时，在利用率和所需的碳量方面不存在问题，因此可以达到有效的冶炼还原。
因此，发明人就各种碳素物作出进一步研究，以便找到能满足上述性能的碳素物。
首先，当研究通用煤时，已经证实在通用煤中只有挥发物膨胀且并未具体引起热碎。
其次，当研究焦碳时，已经证实煤包含的气体成分例如氢等等在煤的焦化步骤中挥发，该步骤是焦碳的生产步骤，因此焦碳的孔隙度变高，但是煤包含的脉石成分例如SiO2、Al2O3等等作为一种集合体导致无法热碎。
另一方面，比较致密的煤具有较少的脉石成分和较少的挥发物，与通用煤相比，其气体挥发量较少且集合体的量较少，因而已经发现当这些煤暴露于高温大气下时，它们迅速受热而引起挥发物或蒸汽的剧烈膨胀，因此当挥发物或蒸汽从系统中逸出时很容易引起热碎。
当这样的一种含碳物质被用作冶炼还原的碳素物时，它在反应容器中被热碎以增加用于还原反应的碳素物的表面积，由此提高了还原反应效率。
此外，当铬矿被装入小型试验转炉时，对磨蚀原理和耐火材料通过炉渣的速率进行研究。结果是，当铬矿从铬装料枪进行装料时，通常已经认为铬矿以颗粒组的形式而不是以单个颗粒的形式垂直下降且基本上未受到图2所示上升气流的影响而进入炉渣中，然后其熔于渣中并被渣包含的碳素物还原。然而事实上已经证实，如图3所示，一部分铬矿到达耐火材料壁且氧化物、具体是铬矿中包含的氧化铁与耐火材料的碳发生反应而促进了MgO-C砖的磨蚀。而且，已经证实：在顶吹氧枪的高二次燃烧比的条件下，炉渣的过氧化状态变得非常大。
在图2和3中，标号1是转炉，标号2是顶吹氧枪，标号3是铬装料枪，标号4是煤。
因此，促进铬在炉渣中的还原这一特点是有效的，这不仅提高了反应效率也降低了耐火材料的磨蚀。
然后，对显示了显著改善结果的煤的性能进行研究，已经发现：满足由JIS M8801定义哈德格罗夫可磨性指数(HGI)不大于45且挥发物(VM)不大于10％的含碳物质作为一种提高铬矿还原反应效率和耐火材料使用寿命的碳素物是有效的。
术语HGI是根据JIS M8801定义的并作为可磨性的一个指标，当一给定的试样(具有约1mm粒度的粉料约50g)在哈德格罗夫试验机中被粉碎且通过给定的细筛(74μm)筛分之后，通过将一个细粒质量(W)代入下列等式而计算出哈德格罗夫可磨性指数HGI：
         HGI＝13+6.93W
为了研究上升煤显示出显著改善效果这一情况，煤4从位于转炉上方的料斗装入，如图3所示，并且在转炉内从气体中取出试样。
图4(a)示出装料前煤的粒度分布，而图4(b)示出装料后从转炉中的气体回收的煤的粒度分布。
从这些图可见，满足上述条件的煤在装入转炉后在转炉内被迅速且精细地粉碎。
对于具有低还原反应率的焦炭和具有大于45的HGI的含碳物质进行类似的实验。结果是，装料前后粒度稍稍降低，但未观察到热碎。
首先，具有不大于45的HGI和不大于10％的VM的煤装入转炉后通过热碎而被精细地粉碎，以增加还原反应中最重要的反应表面积。因此，可以认为在冶炼还原步骤中还原反应效率得以提高。
其次，一部分经过热碎的煤促使在转炉内通过二次燃烧形成的CO2还原以降低气体温度。因此，可以认为通过CO2的还原而使气体温度的降低与如前所述的炉渣中金属氧化物的迅速还原一起减轻了耐火材料的磨蚀。
此外，对于具有不大于45的HGI和约30％VM的通用煤进行了类似的实验。结果是，装料后观察到了精细的粉碎，但是在操作中存在下列问题。
首先，碳素物到粉尘的散射增加了且装料效率变得极低。结果是，熔渣中残留的碳素物减少且矿石的还原反应效率降低。这是由于下述事实，即：当VM高时，在将碳素物装入转炉内的时刻挥发物产生了反应，因此废气量迅速增长而提高了碳素物到系统外部的散射。
其次，耐火材料的使用寿命显著缩短，这是由于下述事实，即：当VM高时，废气温度升高，特别是炉渣表面的温度伴随着二次燃烧比的升高而升高。
因此按照本发明，采用满足挥发物(VM)不大于10％且HGI不大于45的煤作为碳素物，其在被装入转炉时通过热碎而在转炉内部在气体中被精细地粉碎。
此外，当使用的煤具有大于45的HGI时，耐火材料使用寿命的提高并未达到预期效果。这是基于下述事实，即：已经证实在废气试样中没有引起碳素物的热裂，可以认为煤不会产生热碎直到它与炉渣·金属接触，因而不能达到降低废气温度的效果。
而且，冶炼还原步骤中的炉渣起泡与喷溅主要是由于熔渣的不良还原引起的。在这种情况下，引起这一问题的原因是CO气体，该CO气体是由具有高氧化性的熔渣与金属中的〔C〕反应生成。因此，如果熔渣的还原受到碳素物的促进，那么熔渣的氧化性被降低且由此可以控制上述问题。
至此，将过量的碳素物加入到熔渣中已作为解决方法。如本发明所说明的，如果碳素物本身的反应性被提高，就会促进熔渣的还原，由此碳素物的装入量被减少且吹炼后残留在炉渣中的碳量减少，从而可以有效地利用炉渣。
由于在冶炼还原步骤中熔渣的氧化性降低了，耐火材料的磨蚀得以减轻且作为耐火材料主要原材料的MgO在熔渣的夹杂得到控制，这在冶炼还原处理后在炉渣的回收利用中防止炉渣膨胀方面发挥了作用。
如上所述，当装料时采用的碳素物具有一定的粒度且在装料后被精细地粉碎时，炉渣中的碳素物的总表面积增加了，从而提高了还原反应效率且由此延长了耐火材料寿命并防止了炉渣的起泡与喷溅。
另外，发明人已经检测了装料中未发生散射的碳素物的粒度。
碳素物的粒度与反应容器开口处的气体流速是决定碳素物散射率的物理因素。气体流速是由产生的气体量及反应容器的开口面积决定的。另一方面，产生的气体量除了通过供入氧进行一次燃烧和二次燃烧而产生的CO和CO2气体之外，还应考虑由于碳素物中挥发物的气化而产生的气体。
在对碳素物的粒度进行了各种试验之后，得出了下列等式(1)，其中该碳素物在反应容器开口处由操作条件决定的气体流速下没有发生散射：
  dp＝0.074·((Q+0.04·VM·W)/D2)2/3    (mm)……(1)其中：VM：碳素物中的挥发物(％)
W：碳素物的供给速率(kg/min)
Q：由于氧的供给而从反应容器内部产生(CO+CO2)的速率
   (Nm3/min)
D：反应容器的开口直径(m)
图5示出了大于上述dp指标的粒度率与添加的碳素物的利用率〔(装入的碳素物的总量-碳素物的散射量)/(装入的碳素物的总量)〕之间的关系。
图5示出，当大于dp的粒度率不小于80％时，碳素物的利用率显著提高。
尽管原因不是显而易见的，但是可以认为当小粒度的比率超过一定程度(在这种情况下不小于20％)时，在到达反应容器开口处之前随烟尘中的废气夹带碳素物的比率增加了等等。因此，当根据碳素物中的挥发物利用上述等式选择碳素物的粒度时，加入反应容器内的碳素物的散射率得到有效控制。
如上所述，当装料前选择碳素物使得按照上述等式标准选择的粒度被保持在大气温度下且装料后在更高的大气温度下通过热碎进行精细粉碎时，通过控制碳素物向反应容器外部的散射而使反应容器中碳素物的表面积增加，因此可以提高矿石的还原反应效率。
而且，通过将满足于前述条件的含碳物质的小粒度部分集合可以制造出上述的碳素物。
从抵抗炉渣氧化和剥落的观点来看，用MgO-C砖、特别是C≥8％的MgO-C砖作为冶炼还原炉的耐火材料砖是有利的。但是如前所述，至此铬矿中的氧化物与耐火材料中的C发生的反应促进了MgO-C砖的磨蚀。
反之，使用本发明的碳素物解决了上述问题。因此，在本发明中可以使用C≥8％的MgO-C砖。实验结果表明可以使用C含量高达25％的MgO-C砖。而且，从致密度对于抗磨蚀性和抵抗氧化气体侵蚀是重要的这一观点而言，使用C含量超过上述水平的砖是不利的。
图6示出砖的C含量与渣线(参见图3)的磨蚀率之间的关系。
从图6可见，当C含量处于8-25％之间、优选地是13-20％之间时，可以得到极好的效果。
此外，如上所述的抵抗剥落与抵抗氧化气体侵蚀的重要性随在炉中的不同位置而不同，所以最好是根据位置而适当选用具有不同C含量的砖。
而且，当二次燃烧比变高时，渣线的磨蚀率变大，这是由于下述事实，即：当二次燃烧比增加时，传递到铁水的热效率降低且因此熔渣的表面温度和废气的温度升高。在这种情况下，熔渣中的氧化物使得砖产生氧化。
在这个方面，如果使用HGI不大于45的煤，那么如前所述还原率提高且废气温度降低，因而利于防止砖的氧化。即使在这种情况下，在高二次燃烧比的条件下，耐火材料的保护仍然是不利的。
图7示出二次燃烧比与渣线(渣与气相之间的界面)磨蚀率之间的关系。在这种情况下，采用越南煤(HGI＝35，VI＝5.8％)作为碳素物，其中6-50mm的粒度不少于80％。
图7示出，当二次燃烧比超过30％时，磨蚀率迅速增加。
因此，最好是在二次燃烧比不大于30％的条件下进行操作。
从研究结果来看，可以认为当二次燃烧比超过30％时，废气温度迅速升高且二次燃烧效率降低而促进了耐火材料的磨蚀。
在本发明中对冶金反应容器并未作具体限制，可以毫无问题的使用顶吹炉、底吹炉和侧吹炉，但顶底复合吹炉是特别优选地。
附图简述
图1示出炉渣中碳素物的总表面积与炉渣中铬的总浓度的关系；
图2是当从铬装料枪装入铬矿时，铬矿下落状态的示意图；
图3是当通过上述方法装入铬矿时，反应容器壁上耐火材料磨蚀状态的示意图；
图4(a)、(b)分别是装料前和装入反应容器后碳素物的粒度分布图；
图5示出碳素物粒度分布与碳素物利用率的关系；
图6示出砖的C含量与渣线磨蚀率之间的关系；
图7示出二次燃烧比与渣线磨蚀率之间的关系；
图8是实施例中使用的冶炼还原炉的示意图。
实施本发明的最佳方式
实施例1
在这个实施例中，如图8所示，采用160吨的顶底复合吹转炉进行一个实验。图8中，标号5为底吹风口，标号6为含铬的熔融金属，标号7为炉渣。
通过将如表格1所示的碳素物和铬矿从上侧加入气体搅拌熔融液(炉渣和金属)中而实现操作。
在这个试验中，炉渣的一般组成为：CaO：59％，SiO2：22％，Al2O3：15％，MgO：3％，Fe的总浓度：0.7％，及Cr的总浓度：0.2％；金属的一般组成为C：5.1％，Si：0.02％，P：0.025％，S：0.004％及Cr：10.5％；出渣温度为1560℃。
通过测量装料后碳素物有无热碎、恰好完成还原后每吨炉渣的碳素物总表面积、炉渣起泡和喷溅的状态、耐火材料的磨蚀量以及冶炼还原后炉渣中Cr的浓度而得到表格1中所示的结果。
表格1中，实例1-3为可接受的实施例，实例4-6为比较实施例。
从表格1可见，当按照本发明的方法实施冶炼还原时，没有发生炉渣的起泡与喷溅，耐火材料的磨蚀量很小，并且冶炼还原后炉渣中Cr的浓度低至约0.2-0.3wt％，从而可以获得良好的冶炼还原。
此外，已经证实将产生的炉渣有效地回收利用为路基面等等是没有问题的。实施例2
已经通过采用与实施例1中图8所示相同的转炉型冶炼还原炉进行了一次试验。本发明的一个实施例是采用VM为7％的无烟煤作为装入的碳素物，采用基本上无挥发物的焦炭和VM为20％的通用煤作为比
                             表1
  实例   铬矿的装入量(kg/ton)   矿素物的种类 碳素物的装入量(kg/ton)   O2的装入量(Nm3/ton)   装料后有无出现碳素物的热碎 操作后碳素物的总表面积(m3) 炉渣的起泡与喷溅状态  耐火材料的磨蚀指数 冶炼还原后炉渣中的Cr浓度(％) 备注
    1     220 无烟煤     440     280     有     195     无     200     0.2 可接受的实施例
    2     230 无烟煤     448     295     有     300     无     185     0.3   ＂
    3     210 无烟煤     425     280     有     185     无     200     0.3   ＂
    4     205 无烟煤     465     285     有     55     无     620     4.8 比较实施例
    5     212 焦炭     475     280     无     50   发生，暂时停止     700     7.2   11
    6     200 焦炭     440     280     无     45   发生     800     3.5   ＂
*耐火材料的磨蚀指数：当C＝13％的MgO-C砖的磨蚀率为100时的磨蚀率较实施例。作为粒度分布，无烟煤中大于由上述等式(1)计算出的粒度的粒度率不小于80％，而比较实施例中采用的焦炭和通用煤具有与无烟煤基本上相同的粒度分布。
通过使氧气供给速率、二次燃烧比和碳素物供给速率处于相同水平而实现操作以便于产生基本上等量的CO和CO2气体。
操作中，在上述条件下的碳素物的散射率与铬矿的产率被测量以获得表格2中所示的结果。
而且，通过对从炉子向外排出的粉尘取样以确定碳素物的散射率，而铬矿的产率是由装入的铬矿量及冶炼还原后含铬的熔融金属中的铬含量决定的。
                                 表2
比较实施例1 比较实施例2 可接受的实施例
碳素物的种类     焦炭     通用煤     无烟煤
    VM(％)     ＜1     30     7
    dp(mm)     1.0     1.9     1.2
碳素物的装入量(kg/ton)     530     750     540
碳素物的散射率(％)     5     33     8
铬矿的产率(％)     80     85     95
有无出现热碎     无     有     有
从表格2可见，通用煤中碳素物的散射率高达33％，而无烟煤中的散射率可被控制为与焦碳中的相同或不大于10％。关于铬矿的产率，使用无烟煤时可达95％的最高值，而使用焦炭和通用煤则为80-85％。
那就是说，焦碳中碳素物的散射率与无烟煤中的基本上相同，但其中铬矿的产率并未增至与无烟煤中的相同，而通用煤中碳素物的散射率大于无烟煤中碳素物的散射率，且通用煤中铬矿的产率并未增至无烟煤中的相同水平。反之，当无烟煤作为满足本发明限定条件的碳素物时，铬矿的冶炼还原可以经济且有效地实现。实施例3
利用150吨的顶底复合吹冶炼还原炉进行一个试验。在将30吨废钢装入冶炼还原炉后，预先经过脱硅、脱磷处理的130吨铁水经鱼雷车输送并装入炉中。装铬矿的喷枪和供给氧气的顶吹氧枪被设置，如图3所示。碳含量为13-20％的MgO-C砖被安装在相应于渣线的部位。
顶吹氧枪2距静态钢水液面的高度为4.2m，而装料枪距静态钢水液面的高度为5.2m。在顶吹氧气量为400-800Nm3/min、底吹氧气量为80Nm3/min、底吹氧气量为40Nm3/min的条件下实现吹炼。各种煤(A种(越南)：HGI＝35，VM＝5.8％，B种(俄罗斯)：HGI＝38，VM＝3.7％，C种(中国)HGI＝42，VM＝9％)以1.60kg/Nm3-O2的比率被供给作为碳素物直到熔融金属的温度从1550℃升至1600℃。而且使用预先经过筛分和除去小于5mm细小颗粒的碳素物。因此，当装入原始材料供给装置时，碳素物中不小于5mm的粒度率不小于90％。
当熔融金属的温度达到一给定值时，实现铬矿的供料。供给量是：1.35kg/Nm3-O2的铬矿与1.25-1.4kg/Nm3-O2的碳素物的比值。在吹炼过程中对炉渣周期性地取样且测量温度，由此将温度保持在1570℃-1600℃之间。炉渣中的铬浓度在2-4％的范围内变化。
在一给定的时间后(约70-80分钟)，氧枪被升起以停止供给铬矿，且只有氧气的吹炼被继续进行5-7分钟。在约25％的二次燃烧比下实现这一操作。在吹炼完成之后立即将硼酸钙装入炉中以便于在冶炼还原反应后改善炉渣的性能。
这样的操作被连续重复约100炉，在这期间借助于一个激光轮廓仪测量耐火材料的磨蚀部位。
得到的结果在表格3中示出。
由这一表格可见，在铬的不小于89％的高还原反应效率条件下，使用本发明的碳素物可以将耐火材料的磨蚀率降低到不大于1.2mm/ch。
至于比较实施例1-2，除了二次燃烧比被相应提高到35％和45％之外，以与可接受实施例相同的方式实施所述操作。
在这种情况下，提高了铬的还原反应效率，但也显著引起了渣线处耐火材料的磨蚀。
                               表3
              可接受的实施例         比较实施例
    1     2     3     1     2     3     4     5     6     7
碳素物的种类     A种     B种     C种     A种     A种     D种     E种     F种     G种    焦炭
    HGI     35     38     42     35     35     49     75     68     70     -
    VM     5.8     3.7     9     5.8     5.8     9.9     18     20     25     -
 铬矿(kg/t)     350     350     350     350     350     350     350     350     350     350
铬的还原反应效率(％)     92     91     89     92     92     89     77     72     68     72
二次燃烧比(％)     25     24     27     35     45     27     19     21     24     23
渣线的最大磨蚀率(mm/ch)     1.3     1.4     1.5     3.8     7     4     4.5     4.3     5     5
渣线的平均磨蚀率(mm/ch)     1.2     1.1     1.2     2.7     4.5     1.9     2     2.1     1.8     1.7
在比较实施例3-7中，D种(中国，HGI＝49，VM＝9.9％)，E种(俄罗斯，HGI＝75，VM＝18％)，F种(澳大利亚，HGI＝68，VM＝20％)，G种(澳大利亚，HGI＝70，VM＝25％)和高炉焦碳被分别作为碳素物。操作条件与可接受实施例中的相同。然而，焦碳的装料系数与先前提到的煤的装料系数相同，但如果使用俄罗斯和澳大利亚煤，从抵抗喷溅和温度控制的观点而言操作是困难的，除非温度升高期的装料量为1.8kg/Nm3-O2而冶炼还原期的装料量为1.6kg/Nm3-O2。
而且，已经尝试采用通用煤(HGI＝40，VM＝30％)，但它向粉尘的散射很大且实际上操作是不可能的。
在比较实施例3-7中，进行了约80炉的连续操作，在此期间借助于一个激光轮廓仪测量耐火材料的磨蚀部位，结果是，在位于供给铬矿喷枪侧的出渣侧局部存在大的磨蚀部位并由此被迫修补这种部位。
并且，铬的还原反应效率也降低了。
工业应用性
根据本发明，作为常规冶炼还原中最大问题的熔渣还原反应效率可以被大大地提高，从而可以以高效率实现冶炼还原，这具有很大的工业价值。
此外，根据本发明，当控制碳素物的散射时，通过在高温大气下利用碳素物的热碎作用可以稳定地实现冶炼还原，同时也可以在降低熔融耐火材料损失和炉渣的有效利用方面取得大的效果。

Claims (6)

1、一种铬矿的冶炼还原方法，通过将碳素物和铬矿装入容纳在例如转炉等冶金反应容器内的灼热金属中、供给氧气以燃烧碳素物并且通过燃烧热实现铬矿的熔化与还原，从而产生含铬的熔融金属，其特征在于，一种哈德格罗夫可磨性指数(HGI)不超过45且挥发物(VM)不超过10％的含碳物质被用作碳素物。
2、一种按照权利要求1所述的冶炼还原方法，其特征在于，装入冶金反应容器的碳素物具有这样的粒度组成，即：大于由下列等式(1)计算出的给定粒度(dp)的粒度率不小于80％：
dp＝0.074·((Q+0.04·VM·W)/D2)2/3    (mm)……(1)其中VM：碳素物中的挥发物(％)
W：碳素物的供给速率(kg/min)
Q：由于氧的供给而从反应容器内部产生(CO+CO2)的速率
   (Nm3/min)
D：反应容器的开口直径(m)。
3、一种按照权利要求1或2所述的冶炼还原方法，其特征在于，所述碳素物以一定的量被装入冶金反应容器中，即装入的碳素物的总表面积不小于60m2/吨存在于反应容器中的炉渣。
4、一种按照权利要求1、2或3所述的冶炼还原方法，其特征在于，粒度小于由等式(1)计算出的粒度的一部分碳素物发生结块。
5、一种按照权利要求1、2、3或4所述的冶炼还原方法，其特征在于，所述反应容器是采用MgO-C的转炉，至少在反应容器与炉渣接触部分的局部该MgO-C砖的C含量为8-25％。
6、一种按照权利要求1、2、3、4或5所述的冶炼还原方法，其特征在于，所述反应容器内部的二次燃烧比不超过30％。
CN96191143A 1995-09-28 1996-09-27 铬矿的冶炼还原方法 Expired - Lifetime CN1042444C (zh)

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP250826/95 1995-09-28
JP25082695A JPH0987716A (ja) 1995-09-28 1995-09-28 クロム鉱石の溶融還元方法
JP324522/95 1995-12-13
JP32452295 1995-12-13

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN1165540A true CN1165540A (zh) 1997-11-19
CN1042444C CN1042444C (zh) 1999-03-10

Family

ID=26539937

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN96191143A Expired - Lifetime CN1042444C (zh) 1995-09-28 1996-09-27 铬矿的冶炼还原方法

Country Status (8)

Country Link
US (1) US5882377A (zh)
EP (1) EP0799899B1 (zh)
KR (1) KR100257213B1 (zh)
CN (1) CN1042444C (zh)
AU (1) AU685713B2 (zh)
BR (1) BR9606660A (zh)
DE (1) DE69622529T2 (zh)
WO (1) WO1997012066A1 (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1329537C (zh) * 2003-01-07 2007-08-01 株式会社神户制钢所 还原含铬材料的方法
CN105483316A (zh) * 2016-01-19 2016-04-13 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 转炉炉内铬矿直接合金化的方法

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AT407263B (de) * 1999-04-22 2001-02-26 Holderbank Financ Glarus Verfahren zum aufarbeiten von stahlschlacken
US7651559B2 (en) * 2005-11-04 2010-01-26 Franklin Industrial Minerals Mineral composition

Family Cites Families (16)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3383199A (en) * 1967-08-23 1968-05-14 Allied Chem Processing of iron oxide values
JPS5211906B2 (zh) * 1973-10-17 1977-04-02
JPS5344129B2 (zh) * 1973-11-21 1978-11-27
JPS5130504A (zh) * 1974-09-09 1976-03-15 Showa Denko Kk
JPS6031834A (ja) * 1983-08-03 1985-02-18 株式会社日立製作所 石炭の軟化方法
JPS6167708A (ja) * 1984-09-10 1986-04-07 Nippon Steel Corp 鉄合金の精錬方法
US4565574A (en) * 1984-11-19 1986-01-21 Nippon Steel Corporation Process for production of high-chromium alloy by smelting reduction
JPS61166910A (ja) * 1985-01-18 1986-07-28 Nippon Steel Corp クロム含有合金の製造方法
JPS62224619A (ja) * 1986-03-25 1987-10-02 Nippon Steel Corp 溶融還元炉への炭材供給方法
US4765828A (en) * 1987-06-19 1988-08-23 Minnesota Power & Light Company Method and apparatus for reduction of metal oxides
DE3850381T2 (de) * 1987-08-13 1994-10-20 Nippon Kokan Kk Ofen und verfahren zur reduktion eines chromvorproduktes durch schmelzen.
JPH01162714A (ja) * 1987-12-18 1989-06-27 Kawasaki Steel Corp 転炉
JPH03271310A (ja) * 1990-03-20 1991-12-03 Nippon Steel Corp クロム鉱石の溶融還元法
US5262367A (en) * 1992-11-25 1993-11-16 Indresco Inc. MgO-C brick containing a novel graphite
JPH07216425A (ja) * 1994-02-03 1995-08-15 Nippon Steel Corp 溶融鉄合金の製造方法
JPH0916425A (ja) * 1995-06-30 1997-01-17 Fujitsu Ltd 情報処理システム

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1329537C (zh) * 2003-01-07 2007-08-01 株式会社神户制钢所 还原含铬材料的方法
CN105483316A (zh) * 2016-01-19 2016-04-13 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 转炉炉内铬矿直接合金化的方法
CN105483316B (zh) * 2016-01-19 2017-08-25 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 转炉炉内铬矿直接合金化的方法

Also Published As

Publication number Publication date
AU7096596A (en) 1997-04-17
EP0799899A4 (en) 1997-12-03
WO1997012066A1 (fr) 1997-04-03
CN1042444C (zh) 1999-03-10
KR970707311A (ko) 1997-12-01
EP0799899B1 (en) 2002-07-24
BR9606660A (pt) 1997-09-30
KR100257213B1 (ko) 2000-05-15
EP0799899A1 (en) 1997-10-08
DE69622529T2 (de) 2002-11-07
US5882377A (en) 1999-03-16
DE69622529D1 (de) 2002-08-29
AU685713B2 (en) 1998-01-22

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP4819187B2 (ja) 精錬剤および精錬方法
CN1233850C (zh) 直接熔炼转炉和直接熔炼方法
CN1796577A (zh) 一种炉渣调节料组合物,制造方法和在钢铁生产中的使用方法
CN1019136B (zh) 制备炼钢用生铁的方法和设备
KR100370920B1 (ko) 용선의 정련방법 및 그 용선을 제조하기 위한 용융환원 제련방법
CN1620516A (zh) 铁液的制造方法
Agrawal et al. Productive recycling of basic oxygen furnace sludge in integrated steel plant
CN1208475C (zh) 直接熔炼方法
CN1042444C (zh) 铬矿的冶炼还原方法
US20070051200A1 (en) Composite briquettes for electric furnace charge, and in their method of use
CN101831525B (zh) 一种铁水脱磷方法
JPH06271919A (ja) 溶融還元炉用の石炭、鉱石の前処理方法
JP4779585B2 (ja) 竪型スクラップ溶解炉用固体燃料及び竪型スクラップ溶解炉の操業方法
JP4479541B2 (ja) 高クロム溶鋼の溶製方法
JP5446505B2 (ja) 溶融還元方法
JP2011006745A (ja) 溶融還元方法
JP4630031B2 (ja) 酸化鉄含有鉄原料の還元・溶解方法
JP2007009240A (ja) 転炉ダストの再利用方法
JP5082678B2 (ja) 竪型スクラップ溶解炉を用いた溶銑製造方法
JP4639943B2 (ja) 溶銑の脱硫方法
CN112195299B (zh) 基于电弧炉镍铁渣冶炼硅铝铁的装置及方法
JP2005281749A (ja) 金属酸化物含有鉱石の溶融還元方法
JP2006316292A (ja) 転炉スクラップ増配方法
JP3806282B2 (ja) 含鉄冷材の溶解方法
JP2023055665A (ja) 精錬炉又は反応炉に投入する粉原料の事前処理方法及び精錬炉又は反応炉の操業方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
CX01 Expiry of patent term

Granted publication date: 19990310

EXPY Termination of patent right or utility model