JPS6021218B2 - Ferrochrome manufacturing method - Google Patents
Ferrochrome manufacturing methodInfo
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- JPS6021218B2 JPS6021218B2 JP14722077A JP14722077A JPS6021218B2 JP S6021218 B2 JPS6021218 B2 JP S6021218B2 JP 14722077 A JP14722077 A JP 14722077A JP 14722077 A JP14722077 A JP 14722077A JP S6021218 B2 JPS6021218 B2 JP S6021218B2
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Description
【発明の詳細な説明】
本発明は溶鉱炉におけるフェロクロムの製造法に関する
ものであり、さらに詳しく述べるならば特に製品価値が
高いクロム分が40%以上、好ましくは50%以上、の
フェロクロムを製造する方法に関するものである。Detailed Description of the Invention The present invention relates to a method for producing ferrochrome in a blast furnace, and more specifically, a method for producing ferrochrome with a chromium content of 40% or more, preferably 50% or more, which has a particularly high product value. It is related to.
一般にフェロクロムはクロム鉱石、コークスの還元材及
び石灰等の造建材を電気炉に菱入し、製錬することによ
って製造されている。Generally, ferrochrome is manufactured by charging chromium ore, coke reducing agent, building materials such as lime into an electric furnace, and smelting it.
この製造方法は製造設備に多くの投資を必要とするばか
りでなく、最大の欠点は高価な電気エネルギーを使用し
なければならないことである。最近はこの電気エネルギ
ーの一部を安価な重油等で置き換えた技術、即ちクロム
鉱石をロータリーキルン等で部分的に予備還元し電気炉
で最終還元する技術も企業化されている。This manufacturing method not only requires a large investment in manufacturing equipment, but its biggest drawback is that it requires the use of expensive electrical energy. Recently, a technology that replaces a portion of this electrical energy with inexpensive heavy oil or the like, that is, a technology that partially reduces chromium ore in a rotary kiln or the like and finally reduces it in an electric furnace, has been commercialized.
しかし、この技術ではロータリーキルンと言う新たにプ
ロセスが加わるため、その付帯設備も含めると諸設備が
かさみ、さらに修繕費もふえることになる。However, this technology adds a new process called a rotary kiln, which increases the cost of equipment and repair costs when including the auxiliary equipment.
しかも高価な電気エネルギーも全面的に削減できるわけ
でなく、50%弱は必要としている。またこの工程が増
えた分だけ稼動率の低下がある。古くはフェロクロムを
溶鉱炉で製造する技術が研究されたことがあるが、酸化
クロムは非常に遼元これ難〈且つクロム鉱石は簸溶性で
あるために、工業的に溶鉱炉でフェロクロムを製造する
ことには成功していない。Moreover, expensive electrical energy cannot be completely reduced; just under 50% is required. In addition, the operation rate decreases due to the increase in this process. In the past, research was conducted on the technology to produce ferrochrome in a blast furnace, but since chromium oxide is extremely difficult to produce and chromium ore is elutritic, it has not been decided to produce ferrochrome industrially in a blast furnace. has not been successful.
特に、クロム分が40%以上のようにクロム分の高いフ
ェロクロムの溶鉱炉による製造は困難であった。溶鉱炉
で鉄鉱石を製錬する裸炉が容易である理由は、鉄鉱石の
CO及び日2ガスによる間鞍遼元が岡相領域において起
り、そして禾還元鉄鉱石の溶解も容易であることにある
。In particular, it has been difficult to manufacture ferrochrome with a high chromium content, such as 40% or more, in a blast furnace. The reason why it is easy to use an open furnace to smelt iron ore in a blast furnace is that the iron ore's carbon dioxide and carbon dioxide gases occur in the Okada area, and the melting of the reduced iron ore is also easy. be.
したがって袋入物の炉内の溶解に伴う降下と鉄鉱石の還
元が順調に行われる。本発明者はクロム鉱石の挙動につ
いて多くの研究を行った結果、クロム含有量が高いフェ
ロクロム、例えばCr40%以上、さらにはCr50%
以上を含有するフェロクロムを溶鉱炉で工業的に製造し
得る製造条件を見出して本発明を完成した。Therefore, the descent of the bags as they melt in the furnace and the reduction of the iron ore occur smoothly. As a result of much research into the behavior of chromium ore, the present inventor found that ferrochrome with a high chromium content, for example 40% or more Cr, and even 50% Cr.
The present invention was completed by discovering production conditions that allow ferrochrome containing the above to be industrially produced in a blast furnace.
クロム鉱石は主として、Cら03,Fe0.Aそ203
,Mg0,Si02成分からなり、その融点は極めて高
く、通常の溶鉱炉操業法ではクロム鉱石の溶融は困難で
ある。本発明者の研究によると溶鉱炉でクロム鉱石を溶
融滴下させるためには、鉱石中のCr203濃度をある
値以下に下げる必要があるこ3とが分った。Cr203
濃度をこのように低下させないと、仮に炉内温度が充分
高く、鉱石が軟化或いは半敵しても粘度が高く、原料鉱
石は溶鉱炉下部に事実上流れない。クロム鉱石中のCr
2Qの間接還元は鉱石が固体で存在する温度領域では殆
んど3起らないから、還元反応を進行させるためには通
常の溶鉱炉操業の場合多量のコークスを装入し鉱石を溶
融してコ−クスと接触させ、園‐固及び固−液の反応に
よって鉱石中のCr203濃度を低下させる必要がある
。しかるに鉱石を溶融しても装入4原料中のCr2Q濃
度が高いため原料の円滑な炉内**降下が得にくいので
反応が進行し‘こくく、そうなるとCら03濃度が高い
ままで降下するので棚吊りや適性なコークス供給をさま
たげ、熱量供聯合不足をまねく。こうした悪循環がクロ
ム塊鉱石をコ−クスとともに溶鉱炉に入れた場合起るわ
けである。以上のような理由から、クロム鉱石の還元度
を塊状帯及び軟化帯の上部において高めることがフェロ
クロムの溶鉱炉製造を成功させるために不可欠であるこ
とを本発明者は見出したのである。Chromium ore is mainly C03, Fe0. Aso203
, Mg0, and Si02, and its melting point is extremely high, making it difficult to melt chromium ore using normal blast furnace operating methods. According to research conducted by the present inventors, it has been found that in order to melt and drip chromium ore in a blast furnace, it is necessary to lower the Cr203 concentration in the ore to a certain value or less3. Cr203
If the concentration is not reduced in this manner, even if the temperature inside the furnace is sufficiently high and the ore is softened or partially softened, the viscosity will be so high that the raw ore will not actually flow into the lower part of the blast furnace. Cr in chromium ore
2Q indirect reduction hardly occurs in the temperature range where the ore exists in solid form, so in normal blast furnace operation, a large amount of coke is charged and the ore is melted to make the reduction reaction proceed. It is necessary to bring the ore into contact with Cr203 to reduce the Cr203 concentration in the ore through solid-solid and solid-liquid reactions. However, even if the ore is melted, the high Cr2Q concentration in the charged 4 raw materials makes it difficult for the raw materials to fall smoothly into the furnace**, so the reaction progresses slowly, and if this happens, the Cr03 concentration remains high and falls. This hinders shelf hanging and proper coke supply, leading to a lack of heat supply. This vicious cycle occurs when chromium lump ore is put into a blast furnace with coke. For the above reasons, the present inventor has discovered that it is essential to increase the degree of reduction of chromium ore in the upper part of the lumpy zone and the softened zone in order to successfully produce ferrochrome in a blast furnace.
このような観点からみると、塊鉱石をコークスとともに
溶鉱炉に装入しただけでは、Cr203が還元されない
から鉱石が溶融滴下し‘こく〈、鉱石を含む原料が溶鉱
炉下部の高温域に入らず、結局原料に鉄源を充分に添加
して原料の融点を下げた場合を除き、溶鉱炉製錬が困難
なことは首肯できる。このような困難性は高Cr含有フ
ェ。クロムを得ようとすればするほど大きくなることは
いうまでもない。本発明によるクロム鉱石還元過程の特
色は、溶鉱炉内の鉱石の塊状帯及び軟化帯の上部におい
て、鉱石の酸化クロムの一部を炭素と化合したクロムバ
イドとして還元生成し、且つこれを溶融滴下させるとと
もに、残部鉱石中の酸化クロムの濃度が、該鉱石の溶融
滴下を可能にする値以下になるように、軟化帯における
還元度を高くしたことにある。From this point of view, if you just charge lump ore into a blast furnace with coke, Cr203 will not be reduced, so the ore will melt and drip, and the raw material including ore will not enter the high temperature area at the bottom of the blast furnace, and eventually It can be agreed that smelting in a blast furnace is difficult unless a sufficient amount of iron source is added to the raw material to lower the melting point of the raw material. Such difficulties arise in high Cr-containing ferrite. Needless to say, the more you try to get chromium, the bigger it will become. The feature of the chromium ore reduction process according to the present invention is that in the upper part of the lumpy zone and softened zone of the ore in the blast furnace, part of the chromium oxide in the ore is reduced and produced as chromiumbide combined with carbon, and this is melted and dripped. , the degree of reduction in the softening zone is increased so that the concentration of chromium oxide in the remaining ore is below a value that allows melting and dripping of the ore.
そのために本発明は次の‘1ぬいし‘3}の手段を採用
する。For this purpose, the present invention employs the following means '1 stitch' 3}.
m クロム団鉱内に炭素還元剤を特定量内装させて団鉱
内でかなりの程度の反応を進行させる。(m) A specific amount of carbon reducing agent is incorporated into the chromium briquette to allow a considerable degree of reaction to proceed within the chrome briquette.
その反応の程度は還元されないで軟化帯に残っている鉱
石も溶融滴下し得るのに十分なものとする。■ 羽口先
の理論燃焼温度(羽口先温度)を2000〜2600℃
にする。The extent of the reaction is sufficient so that the unreduced ore remaining in the softened zone can also be melted and dripped. ■ The theoretical combustion temperature at the tuyere tip (tuyere tip temperature) is 2000 to 2600℃.
Make it.
羽口先温度は空気の子熱温度、空気に酸素を富化した場
合は酸素富化率、空気の湿分含有量によって定められる
。羽口先温度は高温領域における最高温度を規定する。
羽口先温度はRAMMの式:TgaS=36.7十Tb
last{0.3605十0.595W+0.0松&Q
)} ‐1728W+滋97の2)0.斑6十0.01
902)十0.716W但しTblastは熱風温度(
℃)Wは空気1〆当りの水分(kg)
(Q)は空気に対する酸素の容積比
で算出される。The tuyere tip temperature is determined by the child heat temperature of the air, the oxygen enrichment rate if the air is enriched with oxygen, and the moisture content of the air. The tuyere tip temperature defines the maximum temperature in the high temperature region.
The temperature at the tuyere tip is the RAMM formula: TgaS=36.70Tb
last {0.3605 10.595W + 0.0 Matsu&Q
)} -1728W + Shigeru 97 no 2) 0. Spot 60.01
902) 100.716W However, Tblast is the hot air temperature (
°C) W is moisture (kg) per 1 liter of air. (Q) is calculated by the volume ratio of oxygen to air.
羽口先温度は酸化クロムの還元を終了させて、最終的に
溶融スラグと高融点のフェロクロム溶湯とを生成させる
領域の熱源となるものであり、高温を必要とするもので
あるが高過ぎても種々のトラブル発生の原因となる。本
発明者による実験結果によれば望ましい羽口先温度は約
2000ないし2600℃の範囲である。200ぴ0未
満では先に述べた熱量と溶湯の流動性が十分でない。The tuyere tip temperature is the heat source for the area where the reduction of chromium oxide is completed and finally produces molten slag and high-melting-point ferrochrome molten metal, and it requires a high temperature, but it cannot be heated too high. This may cause various troubles. According to experimental results by the present inventors, the desirable tuyere tip temperature is in the range of about 2000 to 2600°C. If it is less than 200 p0, the above-mentioned amount of heat and fluidity of the molten metal will not be sufficient.
また2600q0を越えるとSiの蒸気発生が多くなり
、これが塊コークスの表面で酸化し、シリカとなってコ
ークスに付着し、魂コークス表面同志が融着したりして
いわゆる棚づり現象を起こす。さらに溶鉱炉内の耐火内
張材の侵食等操炉上のトラブルが発生する。羽口先温度
は前述の如くTblast,W,及び(02)の三つの
変数で定められ、これらを適宜選択して所定の温度範囲
になるようにすればよい。実用上好ましい範囲を上げる
と送風温度(Thlast)200〜1200二0の空
気が使用される。空気に酸素を富化する場合は酸素含有
量が41容量%以下がよい。この場合の湿分は3ないし
50夕/わがよい。{3’熱風量を羽口水準炉内断面積
当り、3〜30わ/min・れに定める。Moreover, when it exceeds 2600q0, Si vapor generation increases, and this oxidizes on the surface of the lump coke, becomes silica, and adheres to the coke, and the surfaces of the lump coke are fused together, causing a so-called shelving phenomenon. Furthermore, troubles occur in the operation of the blast furnace, such as erosion of the refractory lining material inside the blast furnace. As described above, the tuyere tip temperature is determined by the three variables Tblast, W, and (02), and these may be appropriately selected to maintain a predetermined temperature range. In a practically preferable range, air having a blowing temperature (Thlast) of 200 to 120020 is used. When enriching air with oxygen, the oxygen content is preferably 41% by volume or less. In this case, the humidity is 3 to 50 m/s. {3' Set the hot air flow rate to 3 to 30 w/min·re per cross-sectional area inside the tuyere level furnace.
クロム鉱石の還元にあっては間接還元は殆んど起こらな
いから、送風量は炉内の雰囲気に関係するがこれによっ
て還元ガス量が増減する意義は少ない。In the reduction of chromium ore, almost no indirect reduction occurs, so although the amount of air blown is related to the atmosphere in the furnace, it has little significance in increasing or decreasing the amount of reducing gas.
本発明の送風の意義は軟化帯の位置でクロム鉱石の還元
が充分に進行するように、炉内温度を整えることにある
。送風量が3〆/min・め未満では所望の炉内温度分
布が得られない。また30〆/min・めを越えると原
料のべレツト類のフラツデイングがおこり、良好な操業
ができない。本発明によると上記【1’一‘3’の手段
によって軟化帯における反応を進行させるとともに、軟
化帯で未還元のCr203等は後述する溶融滴下帯及び
湯溜り部で還元を完結させてクロムを高収率で得るとと
もにクロム分の高いフェロクロムの製造を可能にしたも
のである。The purpose of the present invention is to adjust the temperature inside the furnace so that the reduction of the chromium ore can proceed sufficiently at the softening zone. If the air flow rate is less than 3 mm/min., the desired temperature distribution within the furnace cannot be obtained. Moreover, if the speed exceeds 30 m/min, flattening of the raw material pellets will occur and good operation will not be possible. According to the present invention, the reaction in the softening zone proceeds by the means of [1'-3'] above, and the reduction of unreduced Cr203, etc. in the softening zone is completed in the melt dripping zone and the sump section, which will be described later, to convert chromium. This made it possible to produce ferrochrome with high yield and high chromium content.
次に、本発明者が炉床径(炉底内径)100仇舷、羽口
から炉項までの高さ400仇舷、内容競約3.2あの試
験熔鉱炉の操業を停止して菱入物の状態を調査した炉内
状況及び炉内温度分布を説明する。Next, the present inventor has determined that the diameter of the hearth (inner diameter of the hearth bottom) is 100 m, the height from the tuyere to the furnace head is 400 m, We will explain the condition inside the furnace where the condition of the contents was investigated and the temperature distribution inside the furnace.
第1図に炉内の温度分布を示す。第1図には溶鉱炉の輪
郭が縮小して示されており、この輪郭内の○印の点は温
度を推定するために行なったサンプリング位置、この隣
りに温度推定値が記されている。Figure 1 shows the temperature distribution inside the furnace. In FIG. 1, the outline of the blast furnace is shown in a reduced size, and the points circled within this outline are the sampling positions taken to estimate the temperature, and the estimated temperature value is written next to this.
温度の推定はコークスの黒鉛化度の測定により行った。
炉内状況から判断して、炉内は炉項から下降するに従っ
て次の4つの区分帯に分けることができる。【1’塊状
帯
図中Aで表わされている溶鉱炉の上部は塊状帯であり、
ここではFe○の一部が間接還元されるが団鉱は菱入前
の維持している。Temperature was estimated by measuring the degree of graphitization of coke.
Judging from the situation inside the furnace, the inside of the furnace can be divided into the following four zones descending from the furnace section. [1' Block zone The upper part of the blast furnace, indicated by A in the diagram, is a block zone,
Here, some of the Fe○ is indirectly reduced, but the briquette remains as it was before it was entered.
塊状帯の温度は1650qo以下である。‘21 軟化
帯(図中Bで表わされている)この軟化帯の温度は17
00〜1800午0であるため、団鉱の軟化が起こるが
、団鉱中のCr203濃度が高いとその溶融滴下を起こ
させるような高温ではない。The temperature of the massive zone is below 1650 qo. '21 Softening zone (represented by B in the figure) The temperature of this softening zone is 17
Since the temperature is from 00 to 1800 o'clock, softening of the briquette occurs, but the temperature is not such a high temperature as to cause melting and dripping if the Cr203 concentration in the briquette is high.
一方、軟化帯の温度はクロムカーバィドの融点以上であ
るから、還元されたクロムは溶融滴下する。解体の結果
、還元されたクロムカーバィドは軟化帯に見られず、未
還元団鉱及びスラグが若干残存していた。操業をさらに
継続すればこの団鉱の還元が進行し、溶融滴下すること
は容易に推論される。‘3} 滴下帯(図中Cで表わさ
れている)滴下帯は炉内の最高温度帯域であり、190
0〜2200午0の温度になっている。On the other hand, since the temperature of the softening zone is higher than the melting point of chromium carbide, the reduced chromium melts and drips. As a result of demolition, no reduced chromium carbide was found in the softened zone, and some unreduced briquettes and slag remained. It is easily inferred that if the operation continues further, the reduction of this briquette will progress and it will melt and drip. '3} Dripping zone (represented by C in the figure) The dripping zone is the highest temperature zone in the furnace, and is 190
The temperature is between 0 and 2200 o'clock.
滴下帯はほぼ塊コークスから成立つてし、た。The drip zone was made up mostly of lump coke.
これは、メタル及びスラグは塊コークスの間を溶融滴下
してしまい、溶鉱炉の操業を停止してから解体するまで
に滴下帯からすべて流れ落ちてしまったからである。【
4} 湯溜り部(図中Dで表わされている)濠溜部は羽
口より下部の溶融物が溜る部分であり、温度は滴下帯よ
りもやや低く1800〜2100℃である。This is because the metal and slag melted and dripped between the lump coke, and all of them had flowed down from the dripping zone between the time the blast furnace was shut down and the time it was dismantled. [
4} Reservoir section (represented by D in the figure) The moat section is the section below the tuyere where the molten material accumulates, and its temperature is slightly lower than that of the dripping zone, at 1800 to 2100°C.
湯溜り部には多少のコークス塊が残存しており、また湯
はフェロクロムメタルと、5%以下のOCr203を含
むスラグとから成立つてし、た。Some coke lumps remained in the pool, and the hot water consisted of ferrochrome metal and slag containing less than 5% OCr203.
したがって、軟化帯から送られて来るスラグ中の未還元
酸化クロムは滴下帯のコークスで殆んど還元され、また
僅かに残った酸化クロムは湯溜り部の残存コークスでさ
らに還元され、最終的にスラグ中の酸化ク。ムは極く少
量になっていると考えられる。以上の如き炉内の装入物
の状態から分かることは、軟化帯上部までで団鉱内の還
元をかなりの程度進め溶融滴下させることによって、残
存の未還元のCr203を含むスラグの粘度を下げてこ
れらの原料を滴下帯を通過させることが原料の連続的流
れを確保するうえで必要なことである。Therefore, most of the unreduced chromium oxide in the slag sent from the softening zone is reduced by the coke in the dripping zone, and the small amount of chromium oxide that remains is further reduced by the residual coke in the sump, and finally Oxidized chlorine in slag. It is thought that the amount of water is extremely small. What can be seen from the condition of the charge in the furnace as described above is that reduction in the briquette progresses to a considerable extent up to the upper part of the softening zone, and by melting and dripping, the viscosity of the slag containing the remaining unreduced Cr203 is reduced. It is necessary to pass these materials through the drip zone to ensure continuous flow of the materials.
このような連続運転を可能にするための軟化帯における
、酸化クロムの割合は充分に低下していなければならな
い。軟化帯におけるクロムの還元度は鉱石中の酸化クロ
ムの重量に対して80%以上であることが必要である。
次に、以上の如きクロム鉱石の溶鉱炉における還元反応
過程を実現するための上記‘1ぬいし{3}以外の条件
について説明する。The proportion of chromium oxide in the softening zone must be sufficiently reduced to enable such continuous operation. The degree of reduction of chromium in the softening zone needs to be 80% or more based on the weight of chromium oxide in the ore.
Next, conditions other than the above-mentioned '1 stitch {3} for realizing the reduction reaction process of chromium ore in the blast furnace as described above will be explained.
クロム鉱石は塊状又は粉状で産出されるが、前者の場合
は塊状鉱石を粉鉱にした後団鉱を作る。Chrome ore is produced in lump or powder form, but in the former case, the lump ore is turned into powder and then briquettes are made.
クロム鉱石は通常電気炉等の製錬で使用されているCr
/Fe=1.5〜3.5のものが使用されるが、フェロ
クロム中のCr分を高めるためにCr/Fe比はこの範
囲に制限されず、より高いものを使用することができる
。クロム鉱石の代表的な1例を挙げれば、重量%で下記
組成:Cr2〇3Fe〇A〆2〇3Mg〇Si〇2Ca
〇44.618.813.09.77.30aceであ
る。Chromium ore is Cr, which is usually used in smelting in electric furnaces, etc.
/Fe=1.5 to 3.5 is used, but in order to increase the Cr content in ferrochrome, the Cr/Fe ratio is not limited to this range, and a higher Cr/Fe ratio can be used. A typical example of chromium ore has the following composition in weight percent: Cr203Fe〇A〆203Mg〇Si〇2Ca
〇44.618.813.09.77.30ace.
クロム鉱石粉末の粒度はその軟化帯における滴下を容易
にするために、45メッシュ以下の紬粒が適し、望まし
くは150メッシュ以下の細粒にする。The particle size of the chromium ore powder is preferably pongee grains of 45 mesh or less, preferably 150 mesh or less, in order to facilitate dripping in the softened zone.
本発明において使用される炭素質粉末は周知の石炭コー
クス、石油コークス、仮焼された無煙炭などの含炭素物
質の粉末が使用される。The carbonaceous powder used in the present invention is a well-known powder of carbon-containing substances such as coal coke, petroleum coke, and calcined anthracite.
炭素質粉末の粒度は45メッシュ以下の紬粒が適し、1
50メッシュ以下の縦粒が望ましい。クロム鉱石粉末と
炭素買物質粉末とを良く混合する。Pongee grains with a particle size of 45 mesh or less are suitable for the carbonaceous powder, and 1
Vertical grains of 50 mesh or less are desirable. Thoroughly mix the chromium ore powder and the carbonaceous material powder.
勿論クロム鉱石塊と炭素買物質塊とを混合した後粉砕し
てもよい。クロム鉱石に対する炭素の割合は団鉱の強度
にも溶鉱炉内の団鉱の還元反応しやすさにも影響する。Of course, the chromium ore lump and the carbon material lump may be mixed and then crushed. The ratio of carbon to chromium ore affects both the strength of the briquette and the ease with which the briquette undergoes reduction reactions in the blast furnace.
団鉱の還元反応のしやすさの面から炭素割合を決定する
ためにクロム鉱石の炭素による反応式を検討する必要が
ある。In order to determine the carbon proportion from the viewpoint of ease of reduction reaction of briquette, it is necessary to study the reaction formula of carbon in chromium ore.
この反応式には種々の形があるが、ここではその中の最
も主反応と見られる次の反応式を想定し、理論炭素量算
出の基準とする。7Cr203十27C→2Cr7C3
十21C0 ・・・‘1’‘1’式による炭素
はCr14モルに対して27モル必要でありCrlモル
当り27/14モルの炭素が必要である。There are various forms of this reaction formula, but here we assume the following reaction formula, which is considered to be the most main reaction among them, and use it as the standard for calculating the theoretical carbon content. 7Cr203 127C → 2Cr7C3
121C0... 27 moles of carbon according to the '1''1' formula are required per 14 moles of Cr, and 27/14 moles of carbon are required per mole of Cr.
重量に換算するとCrlk9に対して約0.45k9の
炭素に相当する。クロム鉱石中のFe○(Fe203)
は間接還元されるので固体状の炭素を配合をする必要は
ないが、軟化帯までにCr203の80%を還元する必
要があり、炭素量は{1)式の理論量の0.8倍が下限
である。In terms of weight, it corresponds to about 0.45k9 of carbon per Crlk9. Fe○ (Fe203) in chromium ore
Since Cr203 is indirectly reduced, there is no need to mix solid carbon, but it is necessary to reduce 80% of Cr203 before the softening zone, and the amount of carbon is 0.8 times the theoretical amount in equation {1). This is the lower limit.
又本発明においては、含炭素団鉱を溶鉱炉内に菱入しし
かも団鉱の加熱による強化は行わずに炉内を薮入するた
めに加熱による炭素の損失を考えずに最高炭素量を定め
てよい。In addition, in the present invention, in order to inject the carbon-containing briquette into the blast furnace without strengthening the briquette by heating, the maximum amount of carbon is determined without considering the loss of carbon due to heating. It's fine.
団鉱内の最高炭素量は溶鉱炉の大きさによっても異なる
が、一般には前記{1}式の理論量の1.4倍好ましく
は1.2倍である。最高炭素量を越えると団鉱の強度が
低下し粉化して棚吊り等溶鉱炉のトラブルの原因となる
。換言すると上述の割合以下に炭素量が制限されている
と、団鉱が炭素を含んでいてもトラブルなく溶鉱炉の操
業が実施される。還元炭素の不足分は溶鉱炉に同時に供
V給されるコークスによって補われる。炭素粉末として
石炭コークス等が使用される場合にはm式の炭素は勿論
固定炭素分である。混合粉末から団鉱をつくるには、ベ
ントナィト、水ガラス及びセメント等の無機質結合剤、
あるいは澱粉、CMC(カルボキシメチルセルロース)
及びPVA等の有機質結合剤を無機又は有機物の単独又
は併合で添加し、パンベレタィザ一等による造粒、ある
いはブリケットマシーン、ェクストルーダー等によって
塊状にする。団鉱の形状は特に球状に限定されるもので
はない。団鉱の大きさは炉内径によって異なるが、軟化
帯における溶融滴下を容易にするため10〜5仇肋が適
当である。The maximum amount of carbon in the briquette varies depending on the size of the blast furnace, but is generally 1.4 times, preferably 1.2 times, the theoretical amount of the formula {1}. If the maximum carbon content is exceeded, the strength of the briquette decreases and it becomes powder, causing problems with the blast furnace such as hanging on shelves. In other words, if the amount of carbon is limited to below the above-mentioned ratio, the blast furnace can be operated without trouble even if the briquette contains carbon. The lack of reduced carbon is compensated by coke which is simultaneously supplied to the blast furnace. When coal coke or the like is used as the carbon powder, the m-type carbon is of course a fixed carbon component. To make briquette from mixed powder, inorganic binders such as bentonite, water glass and cement,
Or starch, CMC (carboxymethyl cellulose)
and an organic binder such as PVA, alone or in combination with an inorganic or organic substance, and the mixture is granulated using a bread pelletizer or the like, or made into a lump using a briquette machine, an extruder, or the like. The shape of the briquette is not particularly limited to a spherical shape. The size of the briquette varies depending on the inner diameter of the furnace, but 10 to 5 briquettes is appropriate in order to facilitate melt dripping in the softening zone.
この範囲内において充填団鉱粒間の通気性をよくするた
めに団鉱の大きさが揃っていて密充填にならないように
することが好ましい。造粒等によって得られた生団鉱を
次に乾燥あるいは養生(セメントの場合)する。この乾
燥工程は溶鉱炉上部の原料予熱城で行ってもよいが、特
に強度の大さし、団鉱が要求される場合や結合剤の種類
によって別に乾燥工程を設け、そこで予じめ乾燥するこ
とが望ましい。その場合乾燥温度は炭素粉末が実質的に
燃焼しない温度、例えば約500℃以下、である。乾燥
装置として公知のグレートキルン等がある。団鉱ととも
に溶鉱炉に装入される塊コークスは銑鉄製錬の場合と同
様強度が大きいものが望ましいが、銑鉄の場合とは異な
って間接還元が極めて少ないため溶鉱炉の高さを高くす
る必要がないので、銑鉄の場合ほど強度が厳格に要求さ
れない。Within this range, in order to improve the air permeability between the packed briquette grains, it is preferable that the briquettes are uniform in size to avoid dense packing. The green briquette obtained by granulation etc. is then dried or cured (in the case of cement). This drying process may be performed in the raw material preheating chamber at the top of the blast furnace, but depending on the strength, briquette, or type of binder, a separate drying process may be provided and the drying process may be carried out in advance. is desirable. In that case, the drying temperature is a temperature at which the carbon powder is not substantially combusted, for example, about 500° C. or less. There is a known drying device such as a grate kiln. It is desirable that the lump coke that is charged into the blast furnace together with the briquettes be of high strength, as in the case of pig iron smelting, but unlike in the case of pig iron, indirect reduction is extremely low, so there is no need to increase the height of the blast furnace. Therefore, strength is not required as strictly as in the case of pig iron.
塊コークスの大きさは特に制限なく溶鉱炉のサイズによ
って変わるが、一般的には30ないし100風が適当で
ある。その範囲でできるだけ粒度が翻っていることが望
ましい。塊コークスの量は団鉱内の炭素量にも関係する
が、団鉱1トンに対して概略150〜500k9が適当
である。塊コークスの量が150k9未満になると熱源
が不足して、軟化帯の溶鉱炉内の垂直位置が低下すると
ともにクロム鉱石の還元も進行せず、本発明の還元過程
が実現されなくなる。造蓬剤は主として石灰(生石灰又
は石灰石)であり、場合によりケィ石を加えることもで
きる。The size of the lump coke is not particularly limited and varies depending on the size of the blast furnace, but generally 30 to 100 mm is appropriate. It is desirable that the particle size varies as much as possible within that range. The amount of lump coke is also related to the amount of carbon in the briquette, but approximately 150 to 500 k9 per ton of briquette is appropriate. When the amount of lump coke is less than 150 k9, the heat source is insufficient, the vertical position of the softening zone in the blast furnace is lowered, and the reduction of chromium ore does not proceed, making it impossible to realize the reduction process of the present invention. The toning agent is mainly lime (quicklime or limestone), and silica stone may be added in some cases.
この際、また一般にフェロクロムの電気炉製錬でスラグ
の流動性を高めるのに用いられたり、ロータリーキルン
での予備還元において固相還元を促進するために用いら
れる、アルカリ金属やアルカリ士類金属の弗化物、炭酸
塩等添加剤の造蓬剤の中に含めることも可能である。ま
た、石灰、ケィ石、添加剤は先に述べた団鉱内に含める
ことも勿論可能である。したがって造漣剤は団鉱とは別
に単独装入されるか、又は団鉱の中に含めて菱入される
か、あるいはこれらの装入方式の組合せにより用いられ
る。造漣剤の組成は電気炉製錬では蟹気抵抗にも関係す
るのでかなり厳しく制限されるが、本発明方法では生成
するスラグの粘性及び融点を考慮して定めればよい。生
成するスラグのCa○/Si02(以中、C/Sと称す
る)が0.4ないし1.3:A夕203十Mや/Ca0
十Si02十Mg0十A〆203(以下AMFと称する
)が0.4ないし0.8になるように定めるのが好まし
い。その理由はAM円を0.4未満にするとスラグの容
量が増大し、スラグの特出す顕熱の増加を招くほか有効
成分(炭素、酸化クロム、酸化鉄)の接触の面からマイ
ナスになり、軟化帯及びその下方における反応が不十分
になる。AMFを0.8より高くするとスラグの融点が
高くなり、溶解のうえで好ましくなくまた溶湯の流動性
が悪化しメタルとスラグの分離についても問題がでて来
る。C/Sについては低融点、低粘度のスラグになるよ
うに選ぶが一般的には0.4〜1.3の範囲が好ましい
。In this case, alkali metal and alkali metal fluorophores, which are generally used to increase the fluidity of slag in electric furnace smelting of ferrochrome, and to promote solid-state reduction in preliminary reduction in rotary kilns, are also used. It is also possible to include additives such as compounds and carbonates in the forming agent. Furthermore, it is of course possible to include lime, silica stone, and additives in the aforementioned briquette. Therefore, the ripple-forming agent may be charged separately from the briquette, or may be included in the briquette and included in the briquette, or a combination of these charging methods may be used. In electric furnace smelting, the composition of the slag-forming agent is quite strictly limited because it is also related to the gas resistance, but in the method of the present invention, it can be determined by taking into account the viscosity and melting point of the slag to be produced. Ca○/Si02 (hereinafter referred to as C/S) of the generated slag is 0.4 to 1.3:A2030M or /Ca0
It is preferable to set 10Si020Mg01A203 (hereinafter referred to as AMF) to be 0.4 to 0.8. The reason for this is that if the AM circle is less than 0.4, the capacity of the slag will increase, which will lead to an increase in the sensible heat produced by the slag, and will also be negative in terms of contact between the active ingredients (carbon, chromium oxide, iron oxide). The reaction in and below the softening zone becomes insufficient. If the AMF is higher than 0.8, the melting point of the slag will become high, which is not favorable for melting, and the fluidity of the molten metal will deteriorate, causing problems in the separation of metal and slag. C/S is selected so as to provide a slag with a low melting point and low viscosity, but is generally preferably in the range of 0.4 to 1.3.
フェロクロムの製造の際のスラグの粘性を低下させる成
分として知られているMn0は本発明において使用する
必要がない。Mn0, which is known as a component that reduces the viscosity of slag during the production of ferrochrome, does not need to be used in the present invention.
軟化帯におけるスラグはAそ203,Mg○,Si02
及びCa○が団鉱中の主要成分であるCr203をスラ
グに溶かし込むことが考えられる。したがって、スラグ
の粘性は造津村として溶鉱炉に加えられたCa○(Ca
C03が分解してCa0になる)などと、団鉱から生じ
るMg○,A〆203,Si02及びCr203(未反
応)の酸化物によって影響をうける。スラグが軟化帯に
おいて溶融滴下するに足る低い粘性をもつためには、次
式の条件が満たされるように、軟化帯における酸化クロ
ムの還元が充分に進行しているのがよい。Cr203(
%)AZ203(%)十Mgq%)+sio2(%)十
cao(%)≦0.05ちなみに好ましいスラグ組成範
囲はA〆203:26〜29 Mg○:21〜24,S
i02:27〜37,Ca○:15〜30,Cr203
:3〜4,Fe○:1〜1.5(いずれも重量%)であ
る。The slag in the softened zone is Aso203, Mg○, Si02
It is conceivable that Ca○ dissolves Cr203, which is the main component in the briquette, into the slag. Therefore, the viscosity of slag is
C03 decomposes to become Ca0), and is affected by oxides of Mg○, A〆203, Si02, and Cr203 (unreacted) generated from briquettes. In order for the slag to have a viscosity low enough to melt and drip in the softening zone, reduction of chromium oxide in the softening zone should proceed sufficiently so that the following condition is satisfied. Cr203(
%) AZ203 (%) 10Mgq%) + sio2 (%) 10cao (%) ≦0.05 Incidentally, the preferred slag composition range is A〆203: 26-29 Mg○: 21-24, S
i02:27-37, Ca○:15-30, Cr203
: 3 to 4, Fe○: 1 to 1.5 (all weight %).
熱風は先に述べたように袋入物の溶解及び装入物の各成
分間の反応に必要な熱量に影響するので、溶鉱炉の生産
性を高めるためには熱風量(熱量)を多くしてやらなけ
ればならない。そうするとガスの通過流速が早くなる。
ガスの流速が極端に早くなるとフラッディングなどの周
知の現象が生じる。このような不都合の現象が生じない
範囲でガス流速が早いならば鉄鉱石の還元ではガスによ
る間接還元がかなりの程度まで行われるのでガス流速と
ともに還元反応速度が高くなり、生産性もあがるが、ク
ロム鉱石の還元では直接還元が主であるため還元反応速
度が高くならず、溶解を早めるのみである。したがって
、クロム鉱石において生産性を高めるためには熱風量を
、必要供給熱量を越えて、多くすることは有効ではない
。さらに、クロム鉱石の直接還元によってCOガスが発
生し、この発明ガスは全体のガス量を20%程度増大さ
せ、さらに還元により発生するガスはコークスの燃焼熱
により熱せられ膨張する。このようにクロム鉱石の還元
においては、熱風童を多くするのと同じようなガス流量
の増大及びガス体積の増大が炉内で起こっているために
、熱風量(容積)を多くすることは上述の不都合な現象
を招く恐れがある。以上のような理由によって、炉内で
菱入物に移される熱量を多くするためには熱風量を多く
するのではなく高圧、好ましくは炉頂圧で測定し、絶対
圧でlk9/仇以上、3【9/仇以下、で操業を行うべ
きである。As mentioned earlier, hot air affects the amount of heat required for melting the bags and the reactions between the components of the charge, so in order to increase the productivity of the blast furnace, the amount of hot air (heat amount) must be increased. Must be. This increases the gas flow rate.
When the gas flow rate becomes extremely high, well-known phenomena such as flooding occur. If the gas flow rate is high enough to avoid such inconvenient phenomena, indirect reduction by gas will occur to a considerable extent in the reduction of iron ore, and the reduction reaction rate will increase with the gas flow rate, increasing productivity. Since the reduction of chromium ore mainly involves direct reduction, the reduction reaction rate does not increase, and only accelerates dissolution. Therefore, in order to increase the productivity of chromium ore, it is not effective to increase the amount of hot air beyond the required amount of heat to be supplied. Furthermore, CO gas is generated by direct reduction of chromium ore, and this invention gas increases the total gas amount by about 20%, and furthermore, the gas generated by reduction is heated by the combustion heat of coke and expands. In this way, in the reduction of chrome ore, an increase in the gas flow rate and an increase in the gas volume occur in the furnace, similar to increasing the amount of hot air, so increasing the amount (volume) of hot air is not necessary as described above. This may lead to inconvenient phenomena. For the reasons mentioned above, in order to increase the amount of heat transferred to the metal in the furnace, instead of increasing the amount of hot air, measure at a high pressure, preferably at the top pressure of the furnace. 3. Operations should be carried out with no more than 9/enemies.
すなわち、送風の観点からみると本発明の特徴は、送風
量(容量)を低くして高圧のガスを送りまた先に述べた
ように羽口先理論燃焼温度を高くすることにあると言え
る。かかる送風上の特徴が、クロム含有量の高い(40
%Cr以上、また50%Cr以上もの)フェロクロムを
溶鉱炉で製造するために重要であると思われる。高圧の
採用によって羽口と炉頂との圧力差が大きくなり炉内ガ
スが充填された袋入物の間を通過し易くなり、小寸法の
団鉱の使用が可能になる。即ち団鉱の一部が粉化しても
溶鉱炉の操炉が可能である。本発明の方法による溶鉱炉
炉内状況の特色は、既に述べたとおり、酸化クロムの間
接還元が殆んど起こらず、軟化帯近くまで袋入物が降下
して始めてその直接還元が起こることである。That is, from the viewpoint of air blowing, it can be said that the characteristics of the present invention are that the blowing amount (capacity) is reduced to send high-pressure gas, and as described above, the theoretical combustion temperature at the tuyere tip is increased. Such air blowing characteristics are due to the high chromium content (40
%Cr or more, and 50%Cr or more) is considered to be important for producing ferrochrome in a blast furnace. The use of high pressure increases the pressure difference between the tuyere and the top of the furnace, making it easier for the furnace gas to pass through the filled bags, making it possible to use small-sized briquettes. In other words, even if a part of the briquette is pulverized, the blast furnace can be operated. As already mentioned, the characteristics of the situation inside the blast furnace according to the method of the present invention are that indirect reduction of chromium oxide hardly occurs, and direct reduction occurs only when the bagged material has descended to near the softening zone. .
この特色は、鉄鉱石の間接還元が高度に進行し融体の滴
下が炉の比較的上部で開始する製鉄の場合とは対照的で
あり、フェロクロムの場合は滴下は比較的炉の下部で開
始している。したがって、団鉱は粉化の危険にさらされ
つつ炉内を比較的長い区間に亘つて降下しなければなら
ず、また団鉱は溶解する立場から細粒の方がよいため、
高圧操業をフェロクロム製造で採用する意義は大きい。
さらに、軟化帯におけるクロム鉱石の滴下は急激に起こ
るものであり、また滴下量を多くしようとすればするほ
ど溶融物によって炉内の通気性は悪化するために、高C
r含有フェロクロムの製造のためには高圧操業が非常に
重要である。以下、本発明に使用する設備の要部を図面
に基づき詳細に説明する。This feature is in contrast to the case of iron ore, where indirect reduction is highly advanced and melt dripping starts relatively high in the furnace, whereas in the case of ferrochrome, dripping starts relatively low in the furnace. are doing. Therefore, the briquette must descend through the furnace over a relatively long distance while being exposed to the risk of being pulverized, and it is better for the briquette to be fine in terms of melting.
The significance of adopting high-pressure operation in ferrochrome production is significant.
Furthermore, the dripping of chromium ore in the softening zone occurs rapidly, and the more you try to increase the dripping amount, the worse the ventilation inside the furnace will be due to the molten material.
High pressure operation is very important for the production of r-containing ferrochrome. Hereinafter, the main parts of the equipment used in the present invention will be explained in detail based on the drawings.
第2図は本発明を実施するための溶鉱炉およびその付帯
設備の一実施態様を示す図である。FIG. 2 is a diagram showing an embodiment of a blast furnace and its ancillary equipment for carrying out the present invention.
溶鉱炉18は炉底1と側壁2によって内部反応空間19
が規定される鉄鉱石用と同様な縦型反応炉である。炉体
の下部には羽口3が均等に炉壁2の外周に分布して炉内
19に閉口している。炉底1は例えば炭素、黒鉛レンガ
、炭化ケイ素レンガ、及びシャモット系レンガ、炉壁2
はマグネシ0ャ系やアルミナ系、シャモット系等の耐火
レンガであってよい。側壁部分は鉄鉱右の場合より短か
くてよい。原料装入法は第2図に例示するように製銑製
造でよく知られたようにそれぞれの原料を層状にするの
がよい。The blast furnace 18 has an internal reaction space 19 formed by the furnace bottom 1 and side walls 2.
This is a vertical reactor similar to that used for iron ore, where the In the lower part of the furnace body, tuyeres 3 are evenly distributed around the outer periphery of the furnace wall 2 and are closed into the furnace interior 19. The furnace bottom 1 is made of carbon, graphite brick, silicon carbide brick, chamotte brick, furnace wall 2, etc.
may be a refractory brick of magnesia type, alumina type, chamotte type, etc. The side wall part may be shorter than the iron ore right side. As for the raw material charging method, as illustrated in FIG. 2, it is preferable to layer each raw material as is well known in pig iron production.
それは団鉱5と塊コークス4では−般的には大きさが異
なっているため、これらを混合すると密充填になりガス
の通気性が悪くなるからである。団鉱5や塊コークス4
は筋分け等により出来るだけ粒度は揃えられているが、
それでも多少のバラッキは避けられない。溶鉱炉内では
中心部より周辺部が一般にガスが通り易いので、炉内の
ガス流の均一化を図るためには前記バラッキを利用して
溶鉱炉内の周辺部には粒度の小さし、団鉱やコークスが
充填されるようにした方がよい。このためには1例とし
て周知のベル袋入装置17が適している。羽口3にはウ
ィンドボックス13が蓮通しており、予熱器1 1から
受けとった子熱空気を炉の周囲に均一に分布させている
。This is because the briquette 5 and the lump coke 4 generally have different sizes, so if they are mixed, they will become tightly packed and gas permeability will be poor. Bulquette 5 and lump coke 4
The grain size is made as uniform as possible by dividing the grain, etc.
Even so, some variation is unavoidable. In general, gas passes through the periphery of a blast furnace more easily than the center, so in order to equalize the gas flow inside the furnace, use the above-mentioned barracks to fill the periphery of the blast furnace with small particles such as briquettes, etc. It is better to fill it with coke. By way of example, the well-known bell bagging device 17 is suitable for this purpose. A wind box 13 passes through the tuyere 3 to uniformly distribute the hot air received from the preheater 11 around the furnace.
蓄熱型予熱器1 1はプロアー9とまたバルブ14を経
由して酸素タンク12と蓮適している。酸素タンク12
及び予熱器11を用いて羽口先温度を調節して操業を続
けると、鉱石中のクロム及び鉄の殆んどの部分が還元さ
れた湯溜り10‘こ落ちる。クロム鉱石中の脈石部分及
び造蓬剤も溶融され、スラグ層21を形成し、湯溜り1
0にて金属層20の上に溜まる。このようにして還元反
応及び溶解は円滑に進行し、反応が進むに従って原料層
は自然に下方に移動するので、これに合わせて原料の装
入を行えばよい。スラグ及びメタルが一定量たまった時
にそれぞれをスラグタツプロー6及びメタルタップ口1
5から出湯する。クロムの収率は90%以上に達する。
すなわち鉱石中のクロムの90%以上が金属層の中に回
収される。そしてスラグ中のCr203含有量は5%以
下である。以上、本発明の実施例を説明する。The regenerative preheater 11 is connected to the oxygen tank 12 via the valve 14 as well as the oxygen tank 12. oxygen tank 12
When the operation is continued by adjusting the temperature at the tuyere tip using the preheater 11, most of the chromium and iron in the ore fall into the reduced pool 10'. The gangue part in the chromium ore and the slag agent are also melted to form a slag layer 21, and the slag layer 21 is formed.
0, it accumulates on the metal layer 20. In this way, the reduction reaction and dissolution proceed smoothly, and as the reaction progresses, the raw material layer naturally moves downward, so that the raw material can be charged in accordance with this movement. When a certain amount of slag and metal have accumulated, remove the slag tap 6 and metal tap port 1 respectively.
Hot water starts from 5. The yield of chromium reaches over 90%.
That is, more than 90% of the chromium in the ore is recovered in the metal layer. The Cr203 content in the slag is 5% or less. The embodiments of the present invention are described above.
実施例におし、て使用された原料の組成は次表の如きも
のであつた。第1表
使用した溶鉱炉は第2図の如き形状のもので、炉床径(
炉底内径)は100仇舷、羽口から炉頂までの高さは4
00仇舷、内容積は約3.2めであった。The compositions of the raw materials used in the examples were as shown in the table below. Table 1 The blast furnace used had a shape as shown in Figure 2, and the hearth diameter (
The inner diameter of the furnace bottom is 100 m, and the height from the tuyere to the furnace top is 4.
The ship was 3.0 m wide and had an internal volume of about 3.2 m.
実施例 1次の第2表の順序で溶鉱炉装入原料を調製し
た。Example 1 Blast furnace charging materials were prepared in the order shown in Table 2 below.
第2表
備考【1’炭素ファクター=1.0とは先に述べたクロ
ムの還元式‘1において反応に必要な炭素に過不足ない
ことを意味する。Table 2 Remarks [1' Carbon factor = 1.0 means that there is just the right amount of carbon necessary for the reaction in the chromium reduction formula '1 mentioned above.
以上の配合はC/S=0.5 AMF=0.5とした。The above formulation was C/S=0.5 and AMF=0.5.
装入原料を層状に溶鉱炉に菱入した。溶鉱炉の熱風温度
は70000であった。酸素富化して02含有率30%
の空気を使用した。羽口先温度は2400oo、送風量
10〆/で(羽口水準炉内断面積)・min、炉頂圧(
ゲージ圧)0.1k9/めであった。このような条件で
操作を行ったところフェロクロム金属紙.5重量部及び
スラグ40.2重量部の割合で生成物が得られた。クロ
ムの収率は90%であった。フェロクロム金属の分析値
は837%Cて,8.8%C,0.7%Sj,0.01
%S,0.04%P、残部鉄なる高炭素フェロクロムで
あった。また平均スラグ組成はSi〇235‐8%,A
夕2〇313‐5%,Mg〇23.7%,Ca015.
9%,Cr2033.1%,Fe01.2%であった。
生産量は3.0トンノ日であった。実施例 2
次の第3表の順序で溶鉱炉菱入原料を調製した。The raw material was charged into the blast furnace in layers. The hot air temperature of the blast furnace was 70,000. Oxygen enriched with 02 content of 30%
air was used. The temperature at the tuyere tip is 2400oo, the air flow rate is 10〆/min, the furnace top pressure (
Gauge pressure) was 0.1k9/m. When the operation was performed under these conditions, ferrochrome metal paper was obtained. A product was obtained in the proportion of 5 parts by weight of slag and 40.2 parts by weight of slag. The yield of chromium was 90%. The analytical values of ferrochrome metal are 837%C, 8.8%C, 0.7%Sj, 0.01
It was high carbon ferrochrome with %S, 0.04%P, and the balance iron. The average slag composition is Si〇235-8%, A
Evening 2〇313-5%, Mg〇23.7%, Ca015.
9%, Cr203.1%, and Fe01.2%.
The production amount was 3.0 tons/day. Example 2 Blast furnace raw materials were prepared in the order shown in Table 3 below.
第3表
以上の配合によってC/S=1.25,AMF=0.5
になった原料を層状に溶鉱炉に袋入した。C/S = 1.25, AMF = 0.5 with the combinations in Table 3 and above
The resulting raw materials were placed in bags in layers in a blast furnace.
溶鉱炉の熱風温度500午0、酸素を富化して02含有
率34%の空気、送風量30〆/で・min、炉頂圧(
ゲージ圧)2.0kg/れ、羽□先理論燃焼温度240
0qoにて操業を行った。この結果、フェロクロム39
.母重量部及びスラグ41.0重量部の割合で生成物が
得られ、フェロクロムの分析値は55.2%Cr,7.
9%C,0.5%Si,0.02%S及び0.22%P
、残部Feであった。クロムの収率は95%である。ま
たスラグ組成はSiQ21.8〜26.5%,A夕20
311.8〜14.2%、Mg021.8〜24.6%
、Ca024.6〜26.8%、Cr2033.0〜4
.1%,Fe00.9〜1.4であった。尚、生産量は
6.5t/日であった。比較例1(炭素還元剤を混合し
ないクロム鉱石粉末の造粒べレツトを用いた例)第4表
の順序で溶鉱炉菱入原料を調製した。Blast furnace hot air temperature 500 pm, oxygen enriched air with 02 content of 34%, air flow rate 30/min, furnace top pressure (
gauge pressure) 2.0kg/re, wing tip theoretical combustion temperature 240
The operation was carried out at 0qo. As a result, ferrochrome 39
.. A product was obtained in a ratio of part by weight of base to 41.0 parts by weight of slag, and the analytical value of ferrochrome was 55.2% Cr, 7.
9%C, 0.5%Si, 0.02%S and 0.22%P
, the balance was Fe. The yield of chromium is 95%. In addition, the slag composition is SiQ21.8~26.5%, A20
311.8-14.2%, Mg021.8-24.6%
, Ca024.6-26.8%, Cr2033.0-4
.. 1%, Fe00.9-1.4. The production amount was 6.5 tons/day. Comparative Example 1 (Example using granulated pellets of chromium ore powder not mixed with carbon reducing agent) Blast furnace raw materials were prepared in the order shown in Table 4.
第4表この例では実施例1におけるべレット中の炭素還
元剤の代りに塊コークスを使用したが、AM円=0.5
,C/S=0.5は実施例1と同じである。Table 4 In this example, lump coke was used instead of the carbon reducing agent in the pellet in Example 1, but AM circle = 0.5
, C/S=0.5 are the same as in the first embodiment.
この装入原料を用いて実施例1と同じ溶鉱炉操作条件下
で操業を行った。結果は出湯出来ず、操炉は不成功に終
った。終了後炉を解体(炉堀)した結果、湯溜り部に若
干のメタルスラグがみられたが、メタルが小滴でスラグ
中に懸濁していた。鉱石の反応はこの程度以上進行しな
かった。比較例2(クロム塊鉱石を用いた例)
使用した塊鉱石の品位は次の第5表の通りであつた。The blast furnace was operated under the same operating conditions as in Example 1 using this charged raw material. As a result, hot water could not be tapped, and the furnace operation was unsuccessful. After dismantling the furnace (furnace moat), some metal slag was found in the sump, but small droplets of metal were suspended in the slag. The reaction of the ore did not proceed beyond this point. Comparative Example 2 (Example using chromium lump ore) The grade of the lump ore used was as shown in Table 5 below.
第5表
以上の鉱石を粗砕齢分し、10〜3Q舷のものを使用し
た。The ores listed in Table 5 and above were divided into coarsely crushed ages, and those of 10 to 3 Q were used.
配合は次のとおりであった。The formulation was as follows.
鉱石C 35.母重量部 Cr/Fe重量比=2.
6鉱石D 64.4 〃塊コークス 1000 ″
石灰右 23亀重量部 AMF=0.5ケィ石 1
6.の重量部 C/S=0.5裸炉条件は実施例1と同
じであった。Ore C 35. Mother weight part Cr/Fe weight ratio=2.
6 Ore D 64.4 Lump coke 1000″ Lime right 23 parts by weight AMF=0.5 Silica stone 1
6. Part by weight C/S=0.5 The open furnace conditions were the same as in Example 1.
結果は出湯出来ず、操炉は不成功に終った。しかもこの
例では終了後の炉堀の結果、湯溜り部にはメタル・スラ
グが殆んどみられなかった。図面の簡単な説明第1図は
本発明の方法による溶鉱炉内の温度を測定した位置及び
測定温度を説明するための図面、第2図は本発明方法の
溶鉱炉によるフェロクロムの製錬方法を実施する設備の
一実施態様を示すキ既略図である。As a result, hot water could not be tapped, and the furnace operation was unsuccessful. Furthermore, in this example, when the furnace was excavated after completion, almost no metal slag was found in the pool. BRIEF DESCRIPTION OF THE DRAWINGS Fig. 1 is a drawing for explaining the position and temperature at which the temperature in the blast furnace is measured according to the method of the present invention, and Fig. 2 is a diagram showing the method of smelting ferrochrome using the blast furnace according to the method of the present invention. FIG. 2 is a schematic diagram showing one embodiment of the equipment.
1・・・溶鉱炉炉底、2・・・側壁、3・・・羽口、4
・・・塊コークス、5・・・団鍵、9・・・ブロアー、
11・・・子熱器、12…酸素タンク、13…ウィンド
ボックス、15…メタルタップ口、16…スラグタツプ
ロ、17・・・袋入ベル、A・・・塊状帯、B・・・軟
化帯、C・・・溶融滴下帯、D・・・湯溜り部。1... Blast furnace bottom, 2... Side wall, 3... Tuyere, 4
... lump coke, 5 ... group key, 9 ... blower,
11... Subheater, 12... Oxygen tank, 13... Wind box, 15... Metal tap opening, 16... Slagtatsu Pro, 17... Bag-filled bell, A... Massive zone, B... Softening zone, C... Melt dripping zone, D... Water pool part.
第1図 第2図Figure 1 Figure 2
Claims (1)
2O_3+27C→2Cr_7C_3+21COによる
必要量の0.8ないし1.4倍に配合して団鉱とし、こ
の団鉱を塊コークスとともに溶鉱炉に装入し、溶鉱炉の
羽口より羽口先理論燃焼温度が2000ないし2600
℃になるように予熱含酸素ガスを羽口水準炉内断面積当
り3ないし30m^3/m^2・minの流量で吹込む
ことによって、還元を行い、スラグ中のCr_2O_3
の濃度を5%以下、フエロクロム中のクロム濃度を40
%以上とすることを特徴とするフエロクロムの製造方法
。 2 吹込まれた予熱含酸素ガスによって溶鉱炉の炉頂絶
対圧を1kg/cm^2より大きく3kg/cm^2以
下の高圧としたことを特徴とする特許請求の範囲第1項
記載のフエロクロム製造方法。 3 前記フエロクロム鉱石粉末の粒度が45メツシユ以
下の細粒であり、炭素質物質の粒度が45メツシユ以下
の細粒であり、団鉱の寸法が10ないし50mmであり
、且つ塊コークスの寸法が30ないし100mmであり
、この塊コークスを団鉱トン当り150ないし500k
g装入することを特徴とする特許請求の範囲第1項又は
第2項記載のフエロクロム製造法。 4 スラグの(CaO(重量%))/(SiO_2(重
量%))比率が0.4ないし1.3になり、かつ(Al
_2O_3(重量%)+MgO(重量%))/(CaO
(重量%)+SiO_2(重量%)+MgO(重量%)
+Al_2O_3(重量%))が0.4ないし0.8に
なるように、造滓材を装入することを特徴とする特許請
求の範囲第1項ないし3項の1項に記載のフエロクロム
製造法。[Claims] 1 Adding carbonaceous reducing agent powder to chromium ore powder using the following formula: 7r_
2O_3 + 27C → 2Cr_7C_3 + 21CO is mixed at 0.8 to 1.4 times the required amount to form a briquette, and this briquette is charged into a blast furnace together with lump coke, so that the theoretical combustion temperature at the tip of the tuyere from the tuyere of the blast furnace is 2000 to 2600.
Reduction is performed by blowing preheated oxygen-containing gas at a flow rate of 3 to 30 m^3/m^2 min per cross-sectional area of the tuyere level furnace to reduce the Cr_2O_3 in the slag.
The concentration of chromium in ferrochrome is 40% or less.
% or more. 2. The method for producing ferrochrome according to claim 1, characterized in that the absolute pressure at the top of the blast furnace is set to a high pressure of more than 1 kg/cm^2 and less than 3 kg/cm^2 by the injected preheated oxygen-containing gas. . 3. The ferrochrome ore powder has a fine particle size of 45 mesh or less, the carbonaceous material has a particle size of 45 mesh or less, the briquette size is 10 to 50 mm, and the lump coke size is 30 mm or less. 100mm to 100mm, and this lump coke is 150 to 500k per ton of briquette.
3. The method for producing ferrochrome according to claim 1 or 2, characterized in that ferrochrome is charged. 4 The (CaO (wt%))/(SiO_2 (wt%)) ratio of the slag is 0.4 to 1.3, and (Al
_2O_3 (weight%) + MgO (weight%)) / (CaO
(weight%) + SiO_2 (weight%) + MgO (weight%)
+Al_2O_3 (wt%)) is charged into the slag material so that it is 0.4 to 0.8. .
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP14722077A JPS6021218B2 (en) | 1977-12-09 | 1977-12-09 | Ferrochrome manufacturing method |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP14722077A JPS6021218B2 (en) | 1977-12-09 | 1977-12-09 | Ferrochrome manufacturing method |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
JPS5480224A JPS5480224A (en) | 1979-06-26 |
JPS6021218B2 true JPS6021218B2 (en) | 1985-05-25 |
Family
ID=15425277
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
JP14722077A Expired JPS6021218B2 (en) | 1977-12-09 | 1977-12-09 | Ferrochrome manufacturing method |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
JP (1) | JPS6021218B2 (en) |
Families Citing this family (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103667700B (en) * | 2013-12-11 | 2016-02-10 | 四川金广实业(集团)股份有限公司 | By the production method of carbonaceous combined reducing agent smelting high carbon ferrochrome |
-
1977
- 1977-12-09 JP JP14722077A patent/JPS6021218B2/en not_active Expired
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
JPS5480224A (en) | 1979-06-26 |
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