JPS59126730A - Manufacture of aluminum or aluminum alloy by refining - Google Patents

Manufacture of aluminum or aluminum alloy by refining

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Publication number
JPS59126730A
JPS59126730A JP75983A JP75983A JPS59126730A JP S59126730 A JPS59126730 A JP S59126730A JP 75983 A JP75983 A JP 75983A JP 75983 A JP75983 A JP 75983A JP S59126730 A JPS59126730 A JP S59126730A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
furnace
aluminum
reduction
gas
carbon
Prior art date
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Pending
Application number
JP75983A
Other languages
Japanese (ja)
Inventor
Nobuo Tsuchitani
槌谷 暢男
Hisao Hamada
浜田 尚夫
Toshihiro Inatani
稲谷 稔宏
Toshihiko Emi
江見 俊彦
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
Application filed by Kawasaki Steel Corp filed Critical Kawasaki Steel Corp
Priority to JP75983A priority Critical patent/JPS59126730A/en
Publication of JPS59126730A publication Critical patent/JPS59126730A/en
Pending legal-status Critical Current

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Abstract

PURPOSE:To lower advantageously the temp. of a reducing environment when alumina is refined by a blast furnace method, by diluting generated CO with H2 or an inert gas to accelerate reduction. CONSTITUTION:Al2O3 or natural and/or artificial minerals contg. Al2O3 are used as a starting material, and the starting material and a solid carbon-base reducing agent are heated to 1,400-2,000 deg.C in a furnace. CO generated by the reduction of the starting material is diluted with H2 or an inert gas to reduce the partial pressure of CO in the furnace. The temp. at which the reduction of Al2O3 with C begins can be lowered under the reduced partial pressure of CO, so Al or an Al alloy such as Al-Fe or Al-Si can be obtd. by advantageous reduction at a relatively low temp.

Description

【発明の詳細な説明】[Detailed description of the invention]

(技術分野) この発明は、アルミニウム又はアルミニウム合金の製錬
方法に関し、とくにアルミニウム酸化物もしくはこれを
含有する天然、又は/及び人工鉱物を原料とし、ことに
比較的低温下で有利な還元によって、アルミニウム又は
、アルミニウムー鉄、アルミニウムーけい素およびアル
ミニウム〜けい素−鉄などのアルミニウム合金を得るこ
とについての開発成果を、開示するものである。 この発明による製錬目的物は、アルミニウムや、アルミ
ニウムーけい素合金のように、そのまま金属材料として
またたとえば鉄uA精錬の際の脱酸剤の如き独立の使途
ないしは用途を有するものも含め、さらに精錬を加えて
使用に供する、いわゆる粗金属ないしは粗合金なども当
然に包合するものとする。 (在来技術) これまでにアルミニウムは専ら、ホールエルー法、つま
り溶融氷晶石にアルミナを溶解し、これを電解浴として
ほぼ950℃にて電解を行なう溶融塩電解によって、溶
融AAを得る方法が主流であり、ここにぼう大な電力消
費を伴う決定的な欠陥があった。 その故に最近、アルミニウム製造に関し国際競争力が喪
失されるに及び己むなく、電気エネルギーを用いない、
アルミニウム製錬技術の開発が各方面で進められ、たと
えば特開昭56−150142号公報のような、−提案
がなされるに至っている。 しかるにこのような、いわゆる溶鉱炉法では、とくにそ
の還元製錬で得られるアルミニウムーけい素合金を生成
後直ちに溶融鉛に吸収させ、その冷却中溶融状態での2
層分離をもって溶融浴より、アルミニウムの回収を行な
うことで、アルミニウムの揮散と再酸化が巧妙に回避さ
れるものの、元来、還元製錬過程で還元剤として炭素を
用い、ことにアルミニウム窒化物の生成を嫌って羽口か
ら、鉄製錬の場合におけるような空気に代え、@酸素の
吹込みを行なっているので、炉内では約1気圧またはそ
れ以上の圧力のCOを生成するので、次のように反応温
度環境の面C1実操業上困難を伴う。 すなわち、上記条件ではアルミナの還元反応が次式 %式%(1) のように進行するには、約2030″C以上の超高温を
要することである。 このような#Ei高温下で、鉱物またはコークスに含ま
れる脈石中の各種酸化物、たとえば3i 02、さらに
原料アルミナそれ自体からも5iO1Aρ20およびA
βOなどの亜酸化物が生成揮散し、炉内の還元ガスとと
もに炉上方に帯同され、炉損低渇部に至り再酸化されて
凝縮する。このような凝集物は、還元剤に用いた炭素つ
まりコークスと、原料鉱物および溶剤などによる、装入
充てん層の空隙を閉塞し、炉内にお(プる円滑なガス流
動を阻害し、炉の順調な操業を不能ならしめ、さらに超
高温における炉壁耐大物の溶損による消耗も著しいので
、操業寿命に関しても甚しく不利なのは、明らかである
。 ちなみに耐溶損性耐火物、たとえば炭化タンタル、炭化
ジルコニウム、炭化チタンなどの使用は高価につき、設
備コストが嵩む。 従って、通常の金属製錬でこれまでにもすでに馴致され
た2000℃以下の温度域にて、もとより過大な電力消
費を伴うことのない、アルミニウムの溶融製錬を実現す
ことの技術的意義は、まさに重かつ大といわな
(Technical Field) The present invention relates to a method for smelting aluminum or an aluminum alloy, in particular, using aluminum oxide or a natural or/and artificial mineral containing the same as a raw material, particularly by an advantageous reduction at a relatively low temperature. Developments in obtaining aluminum or aluminum alloys such as aluminum-iron, aluminum-silicon and aluminum-silicon-iron are disclosed. The objects of smelting according to the present invention include those that have independent uses or applications, such as aluminum and aluminum-silicon alloys, as metal materials as they are, and as deoxidizing agents in iron uA refining, and Naturally, the term also includes so-called crude metals or crude alloys that are refined and used. (Conventional technology) Up until now, aluminum has been produced exclusively by the Hall-Herou method, that is, by molten salt electrolysis, in which alumina is dissolved in molten cryolite and electrolysis is carried out at approximately 950°C using this as an electrolytic bath. This is the mainstream, but it has a crucial flaw in that it consumes a huge amount of electricity. Therefore, recently, as international competitiveness in aluminum production has been lost, it has been forced to stop using electrical energy.
The development of aluminum smelting technology has been progressing in various fields, and proposals have been made, for example, as in Japanese Patent Application Laid-open No. 150142/1983. However, in this so-called blast furnace method, the aluminum-silicon alloy obtained through reduction smelting is absorbed into molten lead immediately after its formation, and the molten lead is absorbed into the molten lead during cooling.
Although the volatilization and re-oxidation of aluminum can be cleverly avoided by recovering aluminum from the molten bath through phase separation, carbon is originally used as a reducing agent in the reduction smelting process, especially for aluminum nitride. In order to avoid the formation of CO, oxygen is blown into the furnace through the tuyere instead of air as in the case of iron smelting, so CO is generated at a pressure of about 1 atm or more in the furnace, so the following As such, the reaction temperature environment C1 is difficult in actual operation. In other words, under the above conditions, an extremely high temperature of approximately 2030"C or higher is required for the reduction reaction of alumina to proceed as shown in the following formula % formula % (1). Under such #Ei high temperatures, mineral Alternatively, various oxides in the gangue contained in coke, such as 3i 02, and even 5iO1Aρ20 and A
Suboxides such as βO are generated and volatilized, carried along with the reducing gas in the furnace to the upper part of the furnace, and reach the furnace loss reduction section where they are reoxidized and condensed. Such aggregates block the voids in the charged charging layer due to the carbon used as the reducing agent, coke, raw material minerals, solvent, etc., and obstruct the smooth flow of gas into the furnace. It is clear that this is extremely disadvantageous in terms of operational life, as the smooth operation of the refractories is not possible, and the wear and tear caused by the erosion of large furnace wall materials at extremely high temperatures is significant. The use of zirconium carbide, titanium carbide, etc. is expensive and increases equipment costs.Therefore, in the temperature range of 2000℃ or less, which has already been used in ordinary metal smelting, excessive power consumption is required. The technical significance of realizing aluminum melting and smelting without aluminum is extremely important.

【プれば
ならない。 (発明の目的) この発明はこのような要請に有利に応えることを目的と
する開発研究の成果を開示するものであって、その発想
の基礎は、還元環境温度を有利に低下させる方途の確立
に基いている。 (発明の構成) すなわちこの発明は、アルミニウム酸化物もしくはこれ
を含有する天然又は/及び人工鉱物を原料として固体炭
素系還元剤と共に、1400〜2000℃以下の温度範
囲に昇温し、該原料の還元により発生する一酸化炭素を
水素又は/及び不活性気体により希釈して該温度におけ
る還元を促進することから成るアルミニウム又はアルミ
ニウム合金の製錬方法である。 またこの発明に従う還元は、外熱式シャフト炉中で行う
ことが、最適実m態様として椎間され、さらに、原料が
、鉄の酸化物を含有または配合したものであることが、
実施上とくに好適である。 上記構成に従い、この発明で所期した目的を有利に達成
することができる製錬挙動の詳細につ(1て以F具体的
に説明する。 さてこの発明において供用づる出発原料は、例えばコラ
ンダムのように主としてアルミナよりなる粒状鉱物や、
各種ボーキサイ1−その他粘土、とくに蛙目粘土、本節
粘土、さらには頁ととくにばん土頁岩などの人産物はも
ちろんのこと、アルミナ質、ムライト質磁器組成の耐火
材やれんが屑のような、人工鉱物類の破砕物の如きを、
無差別に用いることができ、従来のホールエル−法に供
されるAJ2原鉱について、ボーキサイトのうちジアス
ボーア(α−AJ2z03ト120)、ついでベーマイ
ト(γ−Aぶ20:1H20)が、使用され難かったこ
とと無関係な点で有利である。 さて一般にアルミニウム酸化物もしくはこれを含有する
天然、又は/及び人工鉱物は、そのうち、コランダムや
れんが屑破砕片のように粒状を呈する場合を除いて、多
くは粉末形態をとるので上記したところについての適宜
な選択、又はそれらの配合をした上で塊成化することが
望ましい。 ここに製錬目的物の組成、さらには製錬過程で生成する
溶滓の組成などに応じる配合割合いの調節や、また必要
によっては、りい石、石灰石、生石灰、消石灰ないしは
セメント類など、ざらには還元反応の一層の助成を目積
してどきに固体炭素系還元剤も加え適量の水および適宜
粘結剤を用いて混練し、ブリケラ1〜状に加圧成形をす
るか、またはポーリングドラムによりペレットに成形を
した上で養生を行ない、必要強度になるように固化させ
、団鉱とする。この際養生は、高温又は/及び高圧の水
蒸気やこれを含む空気などを用いて促進させることがで
きる。 かくして得られる団鉱は、すでに触れた粒状を呈する原
料についてももとより同様であるが、以下単に原料と呼
ぶことにしてこれを固体炭素系還元剤たとえばコークス
、石炭、グラフフィトなどどともに、次にのべる外熱式
シャフト炉の炉頂から、逐次に装入するのであり、ここ
に該炉についてはその図示の簡便化のために省略をした
が炉頂装入装置を、二重シール手段により外気から炉内
をしや蔽した密閉方式にする。 第1図に外熱式シャフト炉の断面をスケルトン図であら
れし、1はシャフト炉の本体、2は該本体を取囲む燃焼
室、3は耐熱隔壁であり、4はスラグ層、5はメタル層
、そして6は耐熱、耐滓性火格子、またイは原料の装入
口、口は出湯口を示し、さらにaは希釈用気体の入口、
bは排ガス出口、そしてCは焼料用ガスおよび支燃ガス
入口、dは燃焼排ガス出口である。 これに対してさきに触れた溶鉱炉法ではいわする銑鉄の
製錬における高炉とほぼ同様な送風羽口にから、純酸素
を吹込むことにより、炉頂でアルミナとともに装入され
る還元剤のコークス、または原鉱と粉炭の混ねつ物の団
塊をコークス化した赤熱団塊との燃焼反応熱を、アルミ
ナの還元に利用し、ここに純酸素を用いているのは、空
気だと生成したアルミニウムが窒化してしまうのを防ぐ
ためである。 このような内熱方式では酸素と炭素との反応で発生ずる
COの分圧は、大気圧に近い圧力での操業にあっても、
はぼ1気圧に達し、上掲(1)式に示される反応を右向
きに進めるためには、ΔG6=316900−137.
39T=0より、T=2307に=2034℃ を要し、これよりも高い超高温でなければならないわけ
である。 ところがこの00分圧をかりに10−8気圧程度に制御
ilI′tJることができれば ΔG’ =316900−137.39T+(−a)X
a RTJ2n 10    =0 より、T=1775に=1502℃ の温度から、Aぶの生成が可能になる。 つまり00分圧を下げ得る還元炉形式により、超高温に
よる制約から解放され得るわ【プであり、ここにたとえ
ば送風羽目から多聞のアルゴン、ヘリウムなどの不活性
気体や水素などを吹込み、炉内のco′a度を希釈覆る
ことが想起されるわけであるが、この場合希釈用ガス流
量が過大になり、コスト上昇の不利を伴う。 しかし外熱式シャフト炉は、内熱方式の場合のような0
0分圧の問題を生ぜずして、内熱に伴われる制約から独
立して雰囲気調整がはるかに容易に行える。つまり具体
的には、 ■炉内を排気減圧すること、 ■炉内にアルゴン、ヘリウムなどの不活性気体を流通さ
せること、 ■炉内に水素を流通させること ■炉内に不活性気体と水素を適切な混合比率で流通さゼ
ること かまたはさらに、 ■炉内に炭化水素系ガスを流通させることなどを挙げる
ことができる。 これらのうち■についCは炉の減圧保持が厄介であり、
それ故とくに■、■および■の場合には炉内に装入する
原料として上記のように、団鉱に固体炭素系の還元剤を
含ませるか、又は団鉱も含めて原料とともに固体炭素系
の還元剤を同時に装入しておく必要があるのはいうまで
もなく、そして■の場合には必ずしも固体炭素系還元剤
を用いないで炭化水素による還元作用を生じるけれども
、その分解により生成するき水素を希釈用気体に活用し
て原料の還元促進を期待するときには当然固体炭素系還
元剤を原料とともに同時装入することが矢張り必要であ
る。 上記各項目のうち、この発明では、■、■および■すな
わち、たとえばシャフト炉内で式(1)に掲げ!ご反応
によって発生ずる一酸化炭素の濃度を水素又は/及び不
活性気体によって希釈し、炉内での00分圧を低下させ
る。炉内での00分圧の低下に伴ない反応(1)が開始
する温度はっぎのように低下させることができる。 (1)式の反応に関与する物質のうち AA203.0およびA℃を純物質と考えると、化学熱
力学の理論より −RTJ2n K−ΔG°   ・・・(2)ここに に:平衡定数 R:ガス定数 王:絶対温度 が成立するから −RTJ2n K=−RTJ2n Pco8−ΔG。 であり、反応(1)の標準自由エネルギー変化。 ΔG°の値を用いると(3)式は 316900− (137,39−13,731ogP
co) T−〇 ・・・(4) となる。 いま(4)式において00分圧、Pcoを1゜1 10.10−2および10 気圧とおくと、(1)式の
反応開始温度は下表のようになる。 co分圧(気圧)1  10−110−210−8式(
1)の反応 開始温度(℃)  2034 1824  1649 
 1502つまり、還元炉内での00分圧を0.1気圧
未満に制御出来れば、Al2O2の還元によるAJ2の
生成温度を約1800℃以下にすることが容易にできる
。 以上のべたところにおいて固体炭素系還元剤を原料とし
ての団鉱中に含ませ、又は団鉱ないし原料とともに還元
炉内に装入することは、粘土、ボーキサイトのように鉄
分を含む原料を用いて、Fe −AJ2あるいはFe−
AA−8i系合金を製造する場合にも適している。すな
わち、高温の炉内においてアルミナは炭素により還元さ
れてAJ2を生成しかつ次式(5)のようにへβ20ガ
スを発生する。 AA203+2C,=Aβ20+2GO・・・(5)一
方、原料中に含まれる鉄分は酸化鉄の形態をもっている
が、この酸化鉄はアルミナよりも一層容易に還元されて
金属鉄となる。この場合、炉内に固体炭素が存在すると
、金属鉄はただちに炭素を吸収し、伏素飽和状態になる
が、この金属鉄中の炭素によってガス状のA1120が
次式〈6)に従い AJ220+ (C)=2 (AJり+GO・ (6)
還元されて鉄中に八λが溶は込む。このアルミニウムの
還元溶解反応(6)は鉄合金を形成することによってア
ルミニウムの活量が1以下になるために一層容易に進行
する。 さて、シャフト炉内の温度であるが、水素や不活性気体
を流通させるこの発明では、反応(1)。 (5)および(6)が容易に進行する温度範囲1400
〜2000℃に調節される。この温度調節は第1図の燃
焼室での燃焼状態の制御によって行なわれる。第1図に
示した燃焼室2での燃料としては、COガス、ト12ガ
ス、炭化水素系ガス(天然ガスも含む)、重油、コーク
ス炉ガス、高炉ガス、さらにはこの発明の還元により発
生するガスおよびこれらの混合ガスなどを用い酸素を含
む気体との混合化によって燃焼状態を制御する。 な6、この燃焼室2を固体炭素系燃料、例えばコークス
、石炭、木炭、チャーなどを上部から装入するか、ある
いは上記燃料を微粉状にして吹込む構造とし、酸素を含
む気体を吹込むことによってこれらの燃料を燃焼させて
熱を得ることもできる燃焼室2で発生した熱は第1図の
隔壁3によってシャフト炉本体1内に伝達される。 この発明で希釈用気体の炉内への流し方はつぎのように
する。ずなわち炉下部から上部に向(プで流してもよい
が炉内で還元製錬の結果生成するアルミニウムは還元炉
内の温度を1400〜2000℃の範囲に調節しである
ため揮散し易(、炉内のガス流れが下方から上方に向か
っている場合には炉内上方に移動し、そこで凝縮し操業
の妨げとなるおそれがある。したがって、希釈用気体の
流れを少くともその還元反応帯域において上方から下部
に向(プることにより揮散したアルミニウムを炉下部の
湯だまり部5で凝縮させることが好ましい。 シャフト−炉本体1内で生成したアルミニウム、アルミ
ニウムー珪素系合金、あるいは鉄−アルミニウム系合金
、さらには鉄〜珪素−アルミニウム系合金は還元炉温だ
まり部に蓄積され間欠的に炉外に排出される。 ところで、希釈用気体を用いる水素あるいは不活性ガス
はいずれも高価であり、排ガスとして廃棄するのは明ら
かに不利である。したがってこの発明では、シャフト炉
からの排ガス、これは主としてCOと希釈用気体とから
なっているが、これをPSA (圧力スウィング吸着法
)に代表される吸着分離法などを用いてCOと希釈用気
体とに分離した上で、希釈ガスはシャフト炉へ循環使用
し、GOは還元炉の加熱用などの燃料として、あるいは
C1化学の原料として用いる。 第2図にゼオライト5Aを用いた場合の水素、アルゴン
、−酸化炭素混合ガスの吸着分離状態(破過曲線)を示
しこの方法が有効であることがわかる。 さらに、この発明では熱利用を効率的に行なうことかの
ぞましく、ここにシャフト炉の基本型を第1図に示した
が、熱利用をより有効にするための変形例を第3図と第
4図に示した。 両図の各装置ともに燃焼室壁からの外気への熱放散を抑
制する目的でコークス炉の如く燃焼室2とシャフト炉本
体1を交互に並列さゼる炉構造を採用した。並列する炉
室と燃焼室の数は生産量に応じて任意に選択することが
できる。各図に炉の正面を示したように炉はコークス炉
の如く奥ゆきを持っている。したがって、第1図の形式
の炉に比較して、燃焼室2側面からの熱損失を大1】に
低減できる。なお、この場合シャフト炉本体1にテーパ
ーを設ければ装入物の降下を容易ならしめることができ
るのはいうまでもない。 シャフト炉から出る排ガスは、希釈用気体として不活性
気体を用いる場合には、−酸化炭素と不活性気体から成
り、希釈ガスとして水素を用いる場合には、−酸化炭素
と水素から成っている。また、シャフト炉から排出され
る排ガスは高温であるので、特に−酸化炭素と不活性ガ
スから成る排ガスの場合には還元炉から排出後、ただち
に燃料ガスとして燃焼室2に導入すればその顕熱を有効
に活用できる。13図はこの点を考慮した装置である。 この場合、助燃剤としての酸素含有気体は系統<f>よ
り供給し、またシャフl〜炉排ガス中の一酸化疾素瀾度
が低いなど、燃焼に不都合が生じる場合には、系統(e
)より燃料を供給することも可能である。 第3図の反応装置では燃焼室上端(d )から排出され
る燃焼室排ガスは二酸化炭素、水蒸気、不活性気体のう
ち2種または3種を含み、従つ′Cカス分離装置7にお
いて脱水、又は/及び脱炭酸した後、不活性気体は希釈
用気体入口(a )よりシャフト炉本体1間に戻して循
環使用することができる。なお、この場合、燃焼室排ガ
スを利用した熱交換至を炉上部8に設けて希釈用気体入
口<a >からシャフト炉本体1間に送り込む不活性気
体を、予熱するのが有利である。なお図中Qは燃焼室2
から炉上部8への通気孔である。 以上のべ、たところに対し第4図に承り一反応装置では
、シャフト炉から出る排ガスは出口すから排出されるが
、これを先ず熱交換室9に導き、ここで燃焼室2に系統
([)より供給して送られる燃料と同じく系統(e )
より供給する酸素含有気体などの助燃剤とを予熱し、つ
いで熱交換室9を出た排ガス分離装置10に送り、希釈
用気体(水素あるいは活性気体〉とCOとに分離した後
に、COは燃料として燃焼室2に送り、希釈用気体はシ
ャフト炉本体1に送り循環再使用する。燃焼至排ガスは
Qから熱交換室8に導かれ、循環使用のためシャフト炉
本体1内に送り込まれる希釈ガスを予熱した後に排出口
(d )より炉外に排出される。 以上のべたように、第3図あるいは第4図の如き形式の
炉を採用すれば、十分予熱利用と高価な希釈ガスの循環
使用が可能である。 実施例 粉末状原料としてつぎの組成の2種類のボーキサイト混
合物を用いた。 成  分   Al2O8SiO□  Fe2O8Ti
02(重量%)   45.2  10.3  20.
7   4.4このボーキサイト原料100重量部に対
して8重量部のポルトランドセメントを添加、ざらに水
7重量部を加え、良く混練した後に、ポーリング・ディ
スクを用いて5〜13■のペレーットに成形し、27日
間常温で放置し、十分固化させた。 このペレットの強度は107kg/個であった。 この同化ペレットを6〜8關の黒鉛粒とともに1760
℃に加熱した内径9.6an、高さ80印の還元炉内に
14cn+の層高、となるように装入した。 このときのペレットと黒鉛粒の混合比は重但比で1=1
とした。 この条件下で希釈用気体としてアルゴンを14NJ2/
minで1−20分流通させ、ボーキサイトを還元した
。この場合、希釈用気体は炉上部から下方に向けて流し
た。さらに黒鉛製の容器を炉下部の約1300℃の温度
領域に設置し、生成溶融金属の滴下を受けた。 実躾後、取り出した生成金属の岱はボーキサイトペレッ
ト1.00重量部に対して23.6重量部であり、その
化学組成はつぎのとおりであった。 成  分   AI  Si  Fe  Ti重量% 
  54.2 12.9 31.5 1.4(発明の効
果) この発明によれば、アルミニウム酸化物またはこれを含
有する天然又は/及び人工鉱物につき、殆ど無差別的に
原料として利用し、従来の溶鉱炉法で必要とした超高温
の不利なしに、効果的な還元製錬を、電力依存なくまた
熱源原単位の格別な悪化を伴なわずして有利に実現する
ことができる。
[You have to pull it. (Purpose of the invention) This invention discloses the results of development research aimed at advantageously meeting such demands, and the basis of the idea is the establishment of a method for advantageously lowering the reducing environment temperature. It is based on (Structure of the Invention) That is, the present invention uses aluminum oxide or a natural or/and artificial mineral containing aluminum as a raw material, and heats the raw material together with a solid carbon-based reducing agent to a temperature range of 1400 to 2000°C or less. This is a method for smelting aluminum or aluminum alloys, which comprises diluting carbon monoxide generated by reduction with hydrogen or/and an inert gas to promote reduction at the temperature. In addition, the reduction according to the present invention is carried out in an externally heated shaft furnace as the most practical mode, and furthermore, the raw material contains or is blended with iron oxide.
This is particularly suitable for implementation. In accordance with the above configuration, the details of the smelting behavior that can advantageously achieve the intended purpose of the present invention will be explained in detail below. Granular minerals mainly composed of alumina,
Various bauxites 1 - Man-made materials such as refractory materials of aluminous and mullite porcelain compositions and brick shavings, as well as other clays, especially frog's-eye clay, Honbushi clay, and even pavilion and especially clay shale. Like crushed minerals,
Regarding the AJ2 raw ore that can be used indiscriminately and is subjected to the conventional whole-el method, diasboer (α-AJ2z03t120) of bauxite, followed by boehmite (γ-Abu20:1H20) are used. It's an advantage in a way that has nothing to do with what was difficult. In general, aluminum oxide and natural and/or artificial minerals containing aluminum are mostly in powder form, except in cases where they are granular, such as corundum or crushed brick chips, so the above-mentioned information is not applicable. It is desirable to make appropriate selections or mix them before agglomerating. Here, the blending ratio is adjusted according to the composition of the object to be smelted and the composition of the slag produced during the smelting process, and if necessary, silica, limestone, quicklime, slaked lime, or cement, etc. In order to further support the reduction reaction, a solid carbon-based reducing agent is added to the grains, and the mixture is kneaded with an appropriate amount of water and an appropriate binder, and then pressure-molded into a shape of Briquella. After being formed into pellets using a polling drum, they are cured, solidified to the required strength, and made into briquettes. At this time, curing can be promoted using high-temperature and/or high-pressure steam, air containing steam, or the like. The briquette thus obtained is originally the same as the granular raw material mentioned above, but hereafter it will be simply referred to as the raw material, and it will be treated with a solid carbon-based reducing agent such as coke, coal, graphite, etc. Charging is carried out sequentially from the top of an externally heated shaft furnace, and although the furnace is omitted for simplicity of illustration, the furnace top charging device is connected to outside air using a double sealing means. The inside of the furnace is sealed and sealed. Figure 1 shows a skeleton diagram of the cross section of an external heating type shaft furnace, where 1 is the main body of the shaft furnace, 2 is a combustion chamber surrounding the main body, 3 is a heat-resistant partition wall, 4 is a slag layer, and 5 is a metal 6 is a heat-resistant, slag-resistant grate, A is a raw material charging port, and a port is a spout, and a is a dilution gas inlet.
b is an exhaust gas outlet, C is a combustion gas and combustion supporting gas inlet, and d is a combustion exhaust gas outlet. On the other hand, in the blast furnace method mentioned earlier, pure oxygen is blown into the blast tuyere, which is similar to the blast furnace used in the smelting of pig iron, and coke, a reducing agent, is charged together with alumina at the top of the furnace. Alternatively, the heat of combustion reaction between coke of red-hot nodules made from a mixture of raw ore and powdered coal is used to reduce alumina, and pure oxygen is used here because the aluminum produced when air is used. This is to prevent nitriding. In such an internal heating method, the partial pressure of CO generated by the reaction between oxygen and carbon is, even when operating at a pressure close to atmospheric pressure,
In order for the pressure to reach approximately 1 atm and for the reaction shown in equation (1) above to proceed to the right, ΔG6=316900-137.
Since 39T=0, T=2307 requires =2034°C, which means that the temperature must be higher than this. However, if it is possible to control ilI'tJ to about 10-8 atmospheres using this 00 partial pressure, ΔG' = 316900-137.39T+(-a)X
Since a RTJ2n 10 =0, it becomes possible to generate oil from a temperature of T=1775=1502°C. In other words, by using a reducing furnace type that can lower the 00 partial pressure, it is possible to be freed from the constraints caused by extremely high temperatures. It is conceivable to dilute the CO'a content within the tank, but in this case, the flow rate of the diluent gas becomes excessive, resulting in an increase in cost. However, an externally heated shaft furnace has a
Atmosphere adjustment is much easier without zero partial pressure problems and independent of constraints associated with internal heat. In other words, specifically: ■ exhausting and depressurizing the inside of the furnace, ■ circulating an inert gas such as argon or helium inside the furnace, ■ circulating hydrogen inside the furnace, and ■ circulating inert gas and hydrogen inside the furnace. In addition, (1) circulating hydrocarbon gas in the furnace may be mentioned. Among these, regarding C, it is difficult to maintain the reduced pressure in the furnace.
Therefore, especially in the case of ■, ■, and ■, as the raw material charged into the furnace, as mentioned above, it is necessary to include a solid carbon-based reducing agent in the briquette, or to add a solid carbon-based reducing agent together with the raw materials including the briquette. Needless to say, it is necessary to simultaneously charge the reducing agent (2), and in the case of (2), the reducing action of hydrocarbons is produced without necessarily using a solid carbon-based reducing agent, but the When using hydrogen as a diluent gas to promote the reduction of raw materials, it is of course necessary to simultaneously charge a solid carbon-based reducing agent with the raw materials. Among the above items, in this invention, ■, ■, and ■, that is, for example, in a shaft furnace, are listed in formula (1)! The concentration of carbon monoxide generated by the reaction is diluted with hydrogen and/or an inert gas to lower the partial pressure in the furnace. As the partial pressure in the furnace decreases, the temperature at which reaction (1) starts can be lowered rapidly. Considering AA203.0 and A℃ as pure substances among the substances involved in the reaction in equation (1), from the theory of chemical thermodynamics -RTJ2n K-ΔG°...(2) Here: equilibrium constant R : Gas constant king: Since absolute temperature holds, -RTJ2n K=-RTJ2n Pco8-ΔG. is the standard free energy change of reaction (1). Using the value of ΔG°, equation (3) becomes 316900− (137,39−13,731ogP
co) T-〇...(4) Now, in equation (4), if we set 00 partial pressure, Pco as 1°1 10.10-2 and 10 atm, the reaction initiation temperature of equation (1) becomes as shown in the table below. co partial pressure (atmospheric pressure) 1 10-110-210-8 formula (
1) Reaction initiation temperature (°C) 2034 1824 1649
1502 That is, if the 00 partial pressure in the reduction furnace can be controlled to less than 0.1 atm, the temperature at which AJ2 is produced by reduction of Al2O2 can be easily reduced to about 1800° C. or lower. As mentioned above, incorporating a solid carbon-based reducing agent into the briquette as a raw material or charging it into a reduction furnace together with the briquette or raw materials is a method using raw materials containing iron such as clay and bauxite. , Fe-AJ2 or Fe-
It is also suitable for producing AA-8i alloys. That is, in a high-temperature furnace, alumina is reduced by carbon to produce AJ2 and to generate β20 gas as shown in the following equation (5). AA203+2C,=Aβ20+2GO (5) On the other hand, iron contained in the raw material is in the form of iron oxide, and this iron oxide is more easily reduced than alumina to become metallic iron. In this case, if solid carbon is present in the furnace, the metal iron will immediately absorb carbon and become saturated with forurine, but due to the carbon in the metal iron, gaseous A1120 will be converted to AJ220+ (C )=2 (AJri+GO・ (6)
It is reduced and 8λ dissolves into the iron. This reduction and dissolution reaction (6) of aluminum proceeds more easily because the activity of aluminum becomes 1 or less by forming an iron alloy. Now, regarding the temperature inside the shaft furnace, in this invention where hydrogen and inert gas are circulated, reaction (1) occurs. Temperature range 1400 in which (5) and (6) readily proceed
The temperature is adjusted to ~2000°C. This temperature adjustment is performed by controlling the combustion state in the combustion chamber shown in FIG. The fuel in the combustion chamber 2 shown in FIG. The combustion state is controlled by mixing gas containing oxygen and gases containing oxygen. 6. This combustion chamber 2 has a structure in which a solid carbon fuel such as coke, coal, charcoal, char, etc. is charged from the top, or the above fuel is blown into fine powder, and a gas containing oxygen is blown into the combustion chamber 2. The heat generated in the combustion chamber 2, which can also obtain heat by burning these fuels, is transferred into the shaft furnace body 1 by the partition wall 3 shown in FIG. In this invention, the dilution gas is flowed into the furnace as follows. Aluminum may be flowed from the lower part of the furnace to the upper part, but the aluminum produced as a result of reduction smelting in the furnace is easily volatilized because the temperature inside the reduction furnace is adjusted to a range of 1400 to 2000°C. (If the gas flow in the furnace is from the bottom to the top, it may move to the top of the furnace and condense there, interfering with the operation. Therefore, the flow of diluent gas is at least It is preferable to condense the volatilized aluminum in the molten pool 5 in the lower part of the furnace by pouring the aluminum from the top to the bottom in the zone. Aluminum-based alloys, as well as iron-silicon-aluminum alloys, accumulate in the hot-spot area of the reduction furnace and are intermittently discharged outside the furnace. By the way, hydrogen or inert gas used as diluting gases are both expensive. Therefore, in this invention, the exhaust gas from the shaft furnace, which mainly consists of CO and diluent gas, is treated by PSA (pressure swing adsorption method). After separating CO and diluent gas using an adsorption separation method, the diluent gas is recycled to the shaft furnace, and GO is used as a fuel for heating the reduction furnace or as a raw material for C1 chemistry. Figure 2 shows the adsorption/separation state (breakthrough curve) of hydrogen, argon, and carbon oxide mixed gas when using zeolite 5A, and it can be seen that this method is effective. In order to be efficient, the basic type of shaft furnace is shown in FIG. 1, and modified examples for more effective heat utilization are shown in FIGS. 3 and 4. Both devices in both figures adopt a furnace structure in which combustion chambers 2 and shaft furnace bodies 1 are alternately arranged in parallel, similar to a coke oven, in order to suppress heat dissipation from the combustion chamber walls to the outside air.Parallel furnace chambers The number of combustion chambers can be arbitrarily selected depending on the production volume.As shown in the front view of the furnace in each figure, the furnace has a depth like a coke oven.Therefore, the type shown in Figure 1 Compared to a furnace, the heat loss from the side surface of the combustion chamber 2 can be reduced by 1].In this case, if the shaft furnace body 1 is provided with a taper, it is possible to make the descent of the charge easier. Needless to say, the exhaust gas emitted from the shaft furnace consists of carbon oxide and inert gas when an inert gas is used as the diluent gas, and consists of carbon oxide and hydrogen when hydrogen is used as the diluent gas. It consists of In addition, since the exhaust gas discharged from the shaft furnace has a high temperature, especially in the case of exhaust gas consisting of carbon oxide and inert gas, if it is immediately introduced into the combustion chamber 2 as fuel gas after being discharged from the reduction furnace, the sensible heat of the exhaust gas can be increased. can be used effectively. Figure 13 shows a device that takes this point into consideration. In this case, the oxygen-containing gas as a combustion improver is supplied from the system <f>, and if there is a problem with combustion, such as a low monoxide concentration in the shaft l~furnace exhaust gas, the oxygen-containing gas is supplied from the system (e).
) can also be supplied with fuel. In the reactor shown in FIG. 3, the combustion chamber exhaust gas discharged from the upper end (d) of the combustion chamber contains two or three of carbon dioxide, water vapor, and inert gas, and is therefore dehydrated in the carbon sludge separator 7. Or/and after decarboxylation, the inert gas can be returned to the shaft furnace main body 1 through the dilution gas inlet (a) and used for circulation. In this case, it is advantageous to provide a heat exchanger using combustion chamber exhaust gas in the upper part of the furnace 8 to preheat the inert gas sent between the shaft furnace main body 1 from the dilution gas inlet <a>. In addition, Q in the figure is combustion chamber 2.
This is a ventilation hole from the upper part of the furnace to the upper part 8 of the furnace. In contrast to the above, in the reactor shown in FIG. 4, the exhaust gas from the shaft furnace is discharged from the outlet, but is first led to the heat exchange chamber 9, where it is sent to the combustion chamber 2 through the system ( The same system (e) as the fuel supplied and sent from [)
A combustion improver such as an oxygen-containing gas supplied from a combustion chamber is preheated, and then sent to an exhaust gas separation device 10 that exits the heat exchange chamber 9, where it is separated into a diluent gas (hydrogen or active gas) and CO. The dilution gas is sent to the shaft furnace main body 1 for circulation and reuse.The combustion exhaust gas is led from Q to the heat exchange chamber 8, and the dilution gas is sent into the shaft furnace main body 1 for circulation. After preheating, it is discharged from the furnace through the discharge port (d).As described above, if a furnace of the type shown in Fig. 3 or 4 is adopted, sufficient preheating and circulation of expensive diluent gas can be achieved. Example: Two types of bauxite mixtures with the following compositions were used as powdered raw materials.Component Al2O8SiO□ Fe2O8Ti
02 (wt%) 45.2 10.3 20.
7 4.4 Add 8 parts by weight of Portland cement to 100 parts by weight of this bauxite raw material, add 7 parts by weight of water to the colander, mix well, and then form into pellets of 5 to 13 cm using a polling disk. The mixture was left at room temperature for 27 days to fully solidify. The strength of this pellet was 107 kg/piece. These assimilated pellets are combined with 6 to 8 graphite grains at 1760
It was charged into a reduction furnace heated to 14° C. with an inner diameter of 9.6 ann and a height of 80 marks so that the bed height was 14 cn+. The mixing ratio of pellets and graphite particles at this time is 1=1
And so. Under these conditions, argon was used as dilution gas at 14NJ2/
The mixture was allowed to flow for 1 to 20 minutes at min. to reduce bauxite. In this case, the dilution gas was flowed downward from the top of the furnace. Further, a graphite container was placed in a temperature region of about 1300° C. in the lower part of the furnace to receive dripping of the produced molten metal. After the practical training, the amount of produced metal taken out was 23.6 parts by weight based on 1.00 parts by weight of bauxite pellets, and its chemical composition was as follows. Ingredients AI Si Fe Ti weight%
54.2 12.9 31.5 1.4 (Effects of the invention) According to the present invention, aluminum oxide or natural and/or artificial minerals containing the same can be used almost indiscriminately as a raw material, Effective reductive smelting can be advantageously achieved without the disadvantage of ultra-high temperatures required in the blast furnace method, without dependence on electric power, and without any particular deterioration in the heat source unit consumption.

【図面の簡単な説明】[Brief explanation of the drawing]

第1図は、この発明の実施例で使用したシャフト炉のス
プル1−ン図、 第2図は圧力スウィング吸着法による水素、アルゴン、
−酸化炭素の分離状の一例を示す破過曲線図、 第3図、第4図は反応装置の変形例を示すスケルトン図
である。 第1図 イ 第2図 晴間(掬 第3図
Figure 1 is a sprue diagram of the shaft furnace used in the examples of this invention. Figure 2 shows hydrogen, argon, and
- A breakthrough curve diagram showing an example of the separation state of carbon oxide. Figures 3 and 4 are skeleton diagrams showing modified examples of the reaction apparatus. Figure 1 A Figure 2 Clear space (Screen Figure 3

Claims (1)

【特許請求の範囲】 1、アルミニウム酸化物もしくはこれを含有する天然又
は/及び人工鉱物を原料として固体炭素系還元剤と共に
、1400〜2000℃の温度範囲に昇温し、該原料の
還元により発生する一酸化炭素を水素又は及び不活性気
体により希釈して該温度における還元を促進することを
特徴とするアルミニウム又はアルミニウム合金の製錬方
法。 2、−酸化炭素の希釈による還元の促進が、外熱式シャ
フト炉中で生起するものである1記載の方法。 3、−酸化炭素の希釈による還元の促進が、外熱式シャ
フト炉中、少なくともその還元反応帯域における希釈用
気体の下向き流過によるものである1又は2記載の方法
。 4、原料が、鉄酸化物を含有又は配合したちのである1
〜4の何れか一つに記載の方法。
[Scope of Claims] 1. Generated by reducing the raw material by heating aluminum oxide or a natural or/and artificial mineral containing it to a temperature range of 1400 to 2000°C together with a solid carbon-based reducing agent. A method for smelting aluminum or an aluminum alloy, which comprises diluting carbon monoxide with hydrogen or an inert gas to promote reduction at the temperature. 2.-The method according to 1, wherein the promotion of reduction by dilution of the carbon oxide takes place in an externally heated shaft furnace. 3. The method according to 1 or 2, wherein the promotion of the reduction by dilution of the carbon oxide is by means of a downward flow of a diluting gas in the externally heated shaft furnace, at least in its reduction reaction zone. 4. The raw material contains or contains iron oxide.1
The method described in any one of ~4.
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