JPS6187832A - Refining method of aluminum by blast furnace method - Google Patents

Refining method of aluminum by blast furnace method

Info

Publication number
JPS6187832A
JPS6187832A JP21021084A JP21021084A JPS6187832A JP S6187832 A JPS6187832 A JP S6187832A JP 21021084 A JP21021084 A JP 21021084A JP 21021084 A JP21021084 A JP 21021084A JP S6187832 A JPS6187832 A JP S6187832A
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
alumina
aluminum
furnace
coke
combustion
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
JP21021084A
Other languages
Japanese (ja)
Other versions
JPS6151013B2 (en
Inventor
Masao Fujishige
昌生 藤重
Harumi Yokogawa
横川 晴美
Tetsuya Kameyama
亀山 哲也
Akihiro Motoe
本江 秋弘
Seiichi Ujiie
氏家 誠一
Masayuki Tokiya
土器屋 正之
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.)
National Institute of Advanced Industrial Science and Technology AIST
Original Assignee
Agency of Industrial Science and Technology
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 Agency of Industrial Science and Technology filed Critical Agency of Industrial Science and Technology
Priority to JP21021084A priority Critical patent/JPS6187832A/en
Publication of JPS6187832A publication Critical patent/JPS6187832A/en
Publication of JPS6151013B2 publication Critical patent/JPS6151013B2/ja
Granted legal-status Critical Current

Links

Abstract

PURPOSE:To produce an Al-Fe-Si alloy having a high Al content by charging an alumina-contg. raw material and calcia raw material into a blast furnace forming a combustion region and reduction region and dropping the same as the liquefied material co-contg. calcic material and alumina in the reduction region at a specific temp. or above. CONSTITUTION:Coke having 10-15mm grain size is supplied into the vertical type blast furnace and oxygen is blown through plural feed pipes to form plural high-temp. combustion regions at intervals and to form the high-temp. reduction zone of 2,000-2,100 deg.C above the combustion zones or at the intermediate thereof. The alumina raw material such as bauxite and CaO, CaCO3, etc. are briquetted to attain 0.2-0.6 CaO/Al2O3 molar ratio and are charged into the furnace or the coke, CaO, Al2O3 raw materials are charged in the laminar state into the furnace. The CaO and Al2O3 co-melt and liquefy and pass through the reduction region at the high temp. The Fe and Si are also reduced simultaneously. The Al-Fe-Si alloy having a high Al content is thus produced in the blast furnace.

Description

【発明の詳細な説明】 〔技術分野〕 本発明は溶鉱炉法によるアルミニウム製錬法に関するも
のである。
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION [Technical Field] The present invention relates to an aluminum smelting method using a blast furnace method.

〔従来技術〕[Prior art]

アルミニウムは、鉄に次ぐ基礎的金属素材であり、その
需要は年々高率で増加しつつある。しかるに近年、世界
的規模におけるエネルギーコストの上昇により、我国の
ような電力コストの高い地域におけるアルミニウム製造
は、極めて困難化し、産業構造上極めて重大な障害を招
きつつある。加うるに、今後世界的に予想されている低
廉な水力電源立地可能地域の狭隘化は、この重要産業資
材であるアルミニウム製錬における。省エネルギー低コ
スト製造法の開発を緊急の課題として要請しつつある。
Aluminum is a basic metal material second only to iron, and its demand is increasing at a high rate every year. However, in recent years, the rise in energy costs on a global scale has made it extremely difficult to manufacture aluminum in areas with high electricity costs, such as Japan, and this is causing extremely serious obstacles to the industrial structure. In addition, the area in which low-cost hydroelectric power sources can be located is expected to become narrower around the world in the future for aluminum smelting, which is an important industrial material. The development of energy-saving, low-cost manufacturing methods is becoming an urgent issue.

近年においては、従来の電力を用いるアルミニウム製錬
法における問題を克服する方法として。
In recent years, as a way to overcome problems in traditional electric power-based aluminum smelting methods.

向流移動床の溶鉱炉を用い、原料アルミナを、炭素材料
により還元する、溶鉱炉方式によるアルミニウム製錬法
が検討されるようになってきた。この方法の場合、溶鉱
炉内に、原料アルミナと、燃料及び還元剤として作用す
る炭素材料とを含有する充填層を形成させ、炉内におい
て、次の燃焼反応(1′)と還元反応(2′)とを同時
に行わせる。
BACKGROUND ART An aluminum smelting method using a blast furnace method, in which raw material alumina is reduced with a carbon material using a countercurrent moving bed blast furnace, has been studied. In this method, a packed bed containing raw material alumina and a carbon material acting as a fuel and a reducing agent is formed in a blast furnace, and the following combustion reaction (1') and reduction reaction (2' ) at the same time.

C+1/202→2CO(1’) A Q 203 + 3 C→2 A Q + 3 C
O(2’ )即ち、(2′)式によって示される酸化ア
ルミニラム(アルミナ)の還元を、(1′)式によって
示される炭素材料の酸素燃焼熱を熱源として行わせる。
C+1/202→2CO(1') A Q 203 + 3 C→2 A Q + 3 C
The reduction of O(2'), that is, aluminum oxide (alumina) shown by the equation (2') is carried out using the heat of oxygen combustion of the carbon material shown by the equation (1') as a heat source.

また、溶鉱炉は向流移動床式であり、下部から酸素ガス
が吹込まれると共に、溶鉱炉底部から還元生成物が取出
され、それに応じて、頂部から供給原料が装入され、充
填層全体は下部で発生した燃焼ガスと向流接触しながら
下方に移動する。
In addition, the blast furnace is a countercurrent moving bed type, in which oxygen gas is blown from the bottom, reduction products are taken out from the bottom of the blast furnace, and feedstock is charged from the top accordingly, and the entire packed bed is placed at the bottom. It moves downward while coming into countercurrent contact with the combustion gas generated in the

このような溶鉱炉方式により前記反応(1′)及び(2
′)を同時に行ってアルミニウム製錬を行う場合、経済
性及び操業性の上で解決すべき技術問題が種々存在し、
その実用化は極めて困戴である。
The above-mentioned reactions (1') and (2) can be carried out using such a blast furnace method.
’) When performing aluminum smelting at the same time, there are various technical problems that need to be solved in terms of economy and operability.
Its practical application is extremely difficult.

従来、前記のような純アルミナの還元による純アルミニ
ウムの生産は熱力学的に不可能であることから、アルミ
ナを原料とする製錬法の実際に可能な方法としては、2
400℃以上の高温においてアルミニウム/アルミニウ
ム炭化物の混合物を製造し、これを蒸留によってアルミ
ニウムを分離するか、あるいは1900°C以上の高温
においてアルミニウム/ケイ素又は鉄の粗合金を製造し
、この粗合金を精製してアルミニウム製品とする方法等
が研究されている。
Conventionally, it has been thermodynamically impossible to produce pure aluminum by reducing pure alumina as described above, so there are two practically possible smelting methods using alumina as a raw material.
Either a mixture of aluminum/aluminum carbide is produced at a high temperature of 400°C or higher and the aluminum is separated by distillation, or a crude alloy of aluminum/silicon or iron is produced at a high temperature of 1900°C or higher, and the crude alloy is separated from the mixture by distillation. Research is being conducted on methods of refining aluminum into aluminum products.

ところで、アルミナをケイ素又は鉄とのアルミニウム合
金とする製錬法は、アルミニウムがケイ素又は鉄によっ
て合金化されるために、アルミニウムの活量が低下し、
金属生成の熱力学的条件が緩和されると同時に、アルミ
ニウム蒸気を始め、AQ 20やSiO等の揮発分が抑
制されるという利点を有し、この点では、現在のところ
、実用化可能性の最も高い方法ということができる。こ
の方法はアーク炉等の電気炉により実施可能であるが、
この場合、大量の電力が必要になることから、経済的な
利益が得られず、溶鉱炉法により実施することで始めて
経済的な利益が得られるが、しかし、溶鉱炉法の場合に
は、電気炉法により実施する場合に比して、数多くの困
難が生じる。溶鉱炉法による実施の場合は5次のような
基本的反応が採用される。
By the way, in the smelting method in which alumina is made into an aluminum alloy with silicon or iron, the activity of aluminum decreases because aluminum is alloyed with silicon or iron.
It has the advantage of relaxing the thermodynamic conditions for metal formation and at the same time suppressing volatile components such as aluminum vapor, AQ 20, and SiO. This can be said to be the most expensive method. This method can be carried out using an electric furnace such as an arc furnace, but
In this case, since a large amount of electricity is required, economic benefits cannot be obtained, and economic benefits can only be obtained by implementing the blast furnace method. Many difficulties arise compared to implementation by law. In the case of implementation using the blast furnace method, the following five-order basic reactions are adopted.

C+1/202→CO(1) AQ 203+杓+4C−+12−M+4CO(2)(
式中、旧よケイ素又は鉄) 反応(1)は炭素材の燃焼による発熱反応であり、吸熱
反応である還元反応(2)に対する反応熱を与える。こ
の場合、反応(2)は1900°C以上、生成率及び反
応速度を上げるには好ましくは1950℃以上の温度が
必要であり、反応(2)を円滑に進行させるには1反応
(1)に供される炭素量は、多量の燃焼熱を発生させる
点から、アルミナ1モルに対し少なくとも30モル程度
必要である。
C+1/202→CO(1) AQ 203+Ladle+4C-+12-M+4CO(2)(
Reaction (1) is an exothermic reaction due to combustion of the carbon material, and provides reaction heat for reduction reaction (2), which is an endothermic reaction. In this case, reaction (2) requires a temperature of 1900°C or higher, preferably 1950°C or higher to increase the production rate and reaction rate, and 1 reaction (1) is required for reaction (2) to proceed smoothly. The amount of carbon to be fed is required to be at least about 30 moles per mole of alumina since a large amount of combustion heat is generated.

また、反応(2)を進行させる場合には、溶鉱炉法で問
題となる次の反応(3)〜(6)の進行を抑制し、AQ
 2oやSiOの生成揮発を防止するという利点が得ら
れる。
In addition, when reaction (2) is allowed to proceed, it is necessary to suppress the progress of the following reactions (3) to (6), which are problematic in the blast furnace method, and to
This provides the advantage of preventing the formation and volatilization of 2O and SiO.

An 203 +2C−+ AQ 20+2CO(3)
2AQ+GO−)  AQ 20+C(4)Si02+
C−+  SiO+GO(5)S i+co   −*
  S io+c       (6)溶鉱炉法により
前記反応(2)を円滑に進行させる場合の困難は、その
反応熱を得るために1反応(1)による炭素の酸化燃焼
を用いることから生成するCOガス量が電気炉を用いる
場合に比して、数倍以上にも達し、その結果、COガス
と共に飛散するAQ zo、SiO等の揮散成分が増加
し、安定なアルミニウム合金が得難いことに起因する。
An 203 +2C-+ AQ 20+2CO(3)
2AQ+GO-) AQ 20+C(4)Si02+
C-+ SiO+GO(5) Si+co-*
S io+c (6) The difficulty in making the reaction (2) proceed smoothly using the blast furnace method is that the amount of CO gas produced is This is several times higher than when using an electric furnace, and as a result, volatile components such as AQ zo and SiO that are scattered with the CO gas increase, making it difficult to obtain a stable aluminum alloy.

このアルミニウム合金の安定化は、ケイ素成分に加え、
さらに鉄成分の添加により改良し得るが、この場合、鉄
成分の添加は、粗合金を精製する工程において技術的困
難を増加させる。また、アルミニウム合金を精製する場
合、合金中のアルミニウム含量が高い程有利であること
は明らかであり、従って1反応(2)で得られる合金中
のケイ素や鉄の含量を可及的少量にするような技術開発
が要望される。
In addition to the silicon component, this aluminum alloy is stabilized by
Further improvements can be made by adding iron components, but in this case the addition of iron components increases the technical difficulties in the process of refining the crude alloy. In addition, when refining an aluminum alloy, it is clear that the higher the aluminum content in the alloy, the more advantageous it is. Therefore, the content of silicon and iron in the alloy obtained in 1 reaction (2) should be kept as small as possible. Such technological development is required.

〔目  的〕〔the purpose〕

本発明は、溶鉱炉法によるアルミニウム製錬において、
高アルミニウム含量のアルミニウム合金を効率よく製造
し得る方法を提供することを目的とする。
The present invention provides aluminum smelting using a blast furnace method,
An object of the present invention is to provide a method for efficiently producing an aluminum alloy with a high aluminum content.

〔構  成〕〔composition〕

即ち、本発明によれば、溶鉱炉内に燃焼域と還元域を形
成させると共に、該還元域に、アルミナ含有物を、カル
シア/アルミナ共融液化物として流下させることからな
り、該還元域を 2000℃以上の温度に保持し、該還元域において、鉄
成分の存在下、該カルシア/アルミナ共融液化物を還元
し、鉄及びケイ素を含むアルミニウム合金を形成させる
ことを特徴とする溶鉱炉法によるアルミニウム製錬法が
提供される。
That is, according to the present invention, a combustion zone and a reduction zone are formed in a blast furnace, and an alumina-containing material is caused to flow down into the reduction zone as a calcia/alumina eutectic liquefied product, and the reduction zone is Aluminum produced by a blast furnace process, characterized in that the calcia/alumina eutectic liquefied product is maintained at a temperature of ℃ or higher and in the presence of an iron component in the reduction zone to form an aluminum alloy containing iron and silicon. A smelting method is provided.

本明細書でいう溶鉱炉とは、コークスないしコークスに
準じる石炭等の炭素燃料材(以下、単にコークスという
)の充填層下部に酸素を吹込み、コークスの酸素燃焼に
より、充填層内に高温熱源及び高温状態を設定する反応
器であり、COを主とする燃焼ガスが上方に流れ、供給
原料及びコークスが下方に移動し、生成物が最下部から
採取される。即ち、本発明で用いる溶鉱炉は向流移動型
の反応炉ということができる。
The blast furnace referred to in this specification refers to a high-temperature heat source and a high-temperature heat source in the packed bed by blowing oxygen into the lower part of a packed bed of coke or a carbon fuel material similar to coke (hereinafter simply referred to as coke), such as coal, and burning the coke with oxygen. The reactor is set up at high temperature, with combustion gases, mainly CO, flowing upwards, feedstock and coke moving downwards, and product being collected from the bottom. That is, the blast furnace used in the present invention can be said to be a countercurrent movement type reactor.

本発明で用いる主原料は、アルミナ含有物であり、アル
ミナ含有物としては、粘土やボーキサイト等の鉱物が挙
げられる。このようなアルミニウム含有物は、一般に、
鉄成分及びケイ素成分を含有し、鉄成分の添加は特に必
要とされない場合が多い。しかし、鉄成分量が不十分な
場合にはそれを添加することが必要であり、この鉄成分
の添加により、前記反応(2)を円滑に進行させること
ができる。この場合の鉄成分としては、屑鉄等の鉄の他
、鉄鉱石等が挙げられる。供給原料中における鉄とアル
ミニウムの重量比率Fe/A Qは115以りであり、
好ましくは173以上に調整するのがよい。
The main raw material used in the present invention is an alumina-containing material, and examples of the alumina-containing material include minerals such as clay and bauxite. Such aluminum-containing materials are generally
It contains an iron component and a silicon component, and the addition of an iron component is often not particularly required. However, if the amount of iron component is insufficient, it is necessary to add it, and by adding this iron component, the reaction (2) can proceed smoothly. In this case, the iron component includes iron such as scrap iron, iron ore, and the like. The weight ratio Fe/A Q of iron and aluminum in the feedstock is 115 or more,
Preferably, it is adjusted to 173 or more.

本発明において、前記アルミナ含有物は、通常、ボーキ
サイトからなる団鉱の形で用いられるが、この団鉱の場
合、あらかじめコークスと混合し、表面をコークスで被
覆した団鉱として用いることができるし、また後記する
ように、アルミナ含有物にはカルシウム化合物の添加が
有利であり、従って、この団鉱中にはカルシウム化合物
も添加することができる。
In the present invention, the alumina-containing material is usually used in the form of a briquette made of bauxite, but in the case of this briquette, it can be mixed with coke in advance and used as a briquette whose surface is coated with coke. As will be described later, it is advantageous to add a calcium compound to the alumina-containing material, and therefore, a calcium compound can also be added to the briquette.

溶鉱炉を用いて前記アルミナ含有原料を処理する場合、
従来の一般の操業方法ではアルミナ含有物の炭素還元に
必要な1900°C以上の温度を有する充填層の高温領
域は、コークスのm焼反応が進行している領域(焼燃域
)とその極く周辺のみに見られるだけである。この主な
原因は、燃焼熱の炉壁等、からの熱損失、特に酸素吹、
造管の冷却水を通しての熱損失が大であること、及び燃
焼熱の充1層への熱伝導が主に燃焼ガスの対流に依存す
るために燃焼ガスの通路(主に燃焼域の上方)のみが高
温化すること等にある。このような理由により、従来法
では、アルミナ含有物の還元は、事実上燃焼域内及びそ
の上方の燃焼ガス流速の大なる領域で進行することにな
る。従って、このような溶鉱炉法では、酸素が多量に存
在する燃焼域、即ち酸化性雰囲気下において還元反応を
実施せざるを得ないという不合理や、揮散性に富むアル
ミニウムやAQ 20. SiOが燃焼ガスと共に飛散
しやすい高速流通ガス下において還元反応を実施しなけ
ればならないという不合理が生じ、アルミニウム含量の
低い合金しか得ることができない。
When processing the alumina-containing raw material using a blast furnace,
In the conventional general operation method, the high temperature region of the packed bed, which has a temperature of 1900°C or more necessary for carbon reduction of alumina-containing materials, is the region where the coke combustion reaction is progressing (combustion region) and its extreme temperature. It is only seen in the surrounding areas. The main cause of this is heat loss from combustion heat from the furnace walls, etc., especially oxygen blowing,
The heat loss through the cooling water of pipe making is large, and the heat conduction of combustion heat to the filling layer mainly depends on the convection of the combustion gas, so the combustion gas passage (mainly above the combustion zone) The only problem is that the temperature increases. For this reason, in conventional methods, the reduction of alumina-containing materials effectively proceeds in a region of high combustion gas flow velocity within and above the combustion zone. Therefore, in such a blast furnace method, it is unreasonable that the reduction reaction must be carried out in the combustion zone where a large amount of oxygen exists, that is, in an oxidizing atmosphere, and that aluminum and AQ, which are highly volatile, are unreasonable. An absurdity arises in that the reduction reaction has to be carried out under high-speed gas flow, where SiO tends to fly off with the combustion gas, and only alloys with low aluminum content can be obtained.

本発明は、前記のような不合理を解消してアルミニウム
含量の高められた合金を溶鉱炉法により製造しようとす
るものであり、前記燃焼域と共に還元域を炉内に形成さ
せ、アルミナ含有物を、鉄成分の存在下、カルシア/ア
ルミナ溶融液化物の形で、2000℃以上の温度に保持
した還元域に流下させて前記反応(2)を行わせ、鉄及
びケイ素を含むアルミニウム合金を形成させることを特
徴とするものである。
The present invention aims to eliminate the above-mentioned unreasonableness and produce an alloy with increased aluminum content by a blast furnace method.A reduction zone is formed in the furnace along with the combustion zone, and alumina-containing materials are removed. In the presence of an iron component, the calcia/alumina molten liquefied product is allowed to flow down into a reduction zone maintained at a temperature of 2000°C or higher to carry out the reaction (2), thereby forming an aluminum alloy containing iron and silicon. It is characterized by this.

本発明においては、溶鉱炉内には、燃焼域と共に、別に
高温の還元域を形成させる。この還元域は、溶鉱炉内に
、複数の酸素送風管より酸素を吹込み、複数の高温燃焼
域を間隔を置いて形成することによって得ることができ
、還元域はそれらの燃焼域の間及びその上方に形成され
る。この場合、還元域の温度は、燃焼域の温度及び燃焼
域から還元域への熱伝達に依存する。燃焼域の温度は、
燃焼コークスの表面温度(最高火点温度)に依存し、こ
の表面温度は、−コークス粒径を大きくすることにより
上昇させ得るが、本発明の場合、コークスの粒径は、1
0mm以上1通常15〜501程度にするのが好ましい
ことが見出された。また、燃焼ガスの上方への流通又は
対流は、コークス粒径が大きくなる程周辺への拡がり部
分が増加するために、炉内のm泣所面積当りの燃焼ガス
の流量が減少し。
In the present invention, a high-temperature reduction zone is formed in the blast furnace in addition to the combustion zone. This reducing zone can be obtained by blowing oxygen into the blast furnace from multiple oxygen blast pipes to form multiple high-temperature combustion zones at intervals, and the reducing zone is between and between these combustion zones. formed upwards. In this case, the temperature of the reduction zone depends on the temperature of the combustion zone and the heat transfer from the combustion zone to the reduction zone. The temperature of the combustion zone is
It depends on the surface temperature (maximum flash point temperature) of the combustion coke, and this surface temperature can be increased by increasing the coke particle size, but in the case of the present invention, the coke particle size is 1
It has been found that it is preferable to set the diameter to 0 mm or more and usually about 15 to 501. In addition, as the coke particle size increases, the upward flow or convection of the combustion gas expands to the periphery, so the flow rate of the combustion gas per m-crystal area in the furnace decreases.

それに応じて、還元域を流通する燃焼ガスの比率を減少
させることができる。即ち、前記したコークス粒径の増
大により、燃焼温度が増大すると共に、燃焼ガスの還元
域への流量が減少され、還元域への熱伝導及び放射によ
る熱伝達の割合が増大する結果として、本発明で目的と
する高温度でかつ燃焼ガス流量割合の減少されたアルミ
ナ還元に好適な還元域が形成される6本発明者の研究に
よれば、前記した工夫を施すと共に、燃焼熱の炉外への
熱損失を抑制することにより、2000℃以上、特に2
050〜2200℃もの高温の還元域を形成し得ること
を見出した。
Correspondingly, the proportion of combustion gas flowing through the reduction zone can be reduced. That is, due to the above-mentioned increase in coke particle size, the combustion temperature increases, the flow rate of combustion gas to the reduction zone is reduced, and the rate of heat conduction and radiation heat transfer to the reduction zone increases. A reduction zone suitable for alumina reduction at high temperature and with a reduced combustion gas flow rate, which is the objective of the invention, is formed.6According to the research of the present inventors, in addition to implementing the above-mentioned measures, combustion heat is removed from the furnace. By suppressing heat loss to 2000℃ or higher, especially 2
It has been found that it is possible to form a reduction zone as high as 050-2200°C.

本発明においては、アルミナ含有物は、カルシアとの共
融液化物の形で還元域を流下させる。アルミナ含有物は
溶融温度が高いことから、還元されて金属に転換される
までは固体状態で存在する。
In the present invention, the alumina-containing material flows down the reduction zone in the form of a eutectic liquefaction product with calcia. Since the alumina-containing material has a high melting temperature, it exists in a solid state until it is reduced and converted into metal.

従って、このアルミナ含有物は、一般に、コークスに随
伴して炉内を降下し、燃焼域へ輸送させる傾向を示す。
Therefore, this alumina content generally tends to accompany the coke down the furnace and be transported to the combustion zone.

前記したように、燃焼域においてはアルミナ含有物の有
利な還元が達成されないことから、アルミナ含有物の燃
焼域への輸送は好ましくなく、還元域への選択的な輸送
が好ましい。従って、アルミナ含有物は、還元域へ達す
る以前にあらかじめ溶融化し、還元域を液化状態で輸送
させるのが好ましく、アルミナ含有物を液化状態で輸送
させる場合は、固体状態での輸送とは異なり、流動性が
良好であるために、コークスに随伴して輸送されずに、
その自重により、炉内のコークス充填層内をほぼ均等に
流下し、燃焼域への輸送の割合を著しく減少させ、還元
域への輸送を増大させることができる。従来の場合は、
アルミナ含有物は、還元反応温度直前まで固体で存在す
るため、コークスに随伴して燃焼域に輸送される欠点が
あったが、本発明の場合は、このような欠点は解消され
る。
As mentioned above, transport of the alumina-containing material to the combustion zone is not preferred since no advantageous reduction of the alumina-containing material is achieved in the combustion zone, and selective transport to the reduction zone is preferred. Therefore, it is preferable that the alumina-containing material is melted in advance before reaching the reduction zone and transported in the reduction zone in a liquefied state.When transporting the alumina-containing material in a liquefied state, unlike transportation in a solid state, Because of its good fluidity, it is not transported along with coke,
Its own weight allows it to flow almost evenly through the coke packed bed in the furnace, significantly reducing the proportion of transport to the combustion zone and increasing the transport to the reduction zone. In the conventional case,
Since the alumina-containing material exists as a solid until just before the reduction reaction temperature, it has the drawback of being transported to the combustion zone along with the coke, but in the case of the present invention, such a drawback is overcome.

アルミナ含有物は、その融点が高いために、それ自体を
融解することは困難であり、低められた温度で溶融させ
るためには共融化剤の使用が必要となる。しかし、共融
化されたアルミナ含有物は、逆に、アルミナ単独の場合
に比して、還元性の悪いものになる。本発明者は、この
共融化されたアルミナ含有物の還元について種々研究を
重ね、カルシウム化合物によって共融化されたアルミナ
含有物は、2000℃以上の高温、特に2050℃、好
ましくは2100°C以上の高温に保持した還元域を流
通させることによって、還元し得ることを見出した。
Due to its high melting point, alumina-containing materials are difficult to melt on their own and require the use of a eutectic agent to melt them at reduced temperatures. However, the eutectic alumina-containing material has poor reducibility compared to alumina alone. The present inventor has conducted various studies on the reduction of the eutectic alumina-containing material, and found that the alumina-containing material eutecticized with a calcium compound can be heated to a high temperature of 2000°C or higher, particularly 2050°C, preferably 2100°C or higher. It has been found that reduction can be achieved by circulating a reduction zone maintained at a high temperature.

従って1本発明では、アルミナ含有物は、カルシウム化
合物との共融液化物の形で、少なくとも2000℃の温
度に保持された還元域を流下させることによって還元処
理される。
According to the invention, therefore, the alumina-containing material is reduced in the form of a eutectic liquefied product with calcium compounds by flowing down a reduction zone maintained at a temperature of at least 2000°C.

本発明においては、共融化剤としては、カルシウム化合
物、例えば、カルシア(Cab)や、炭酸カルシウム(
CaC03)等が用いられるが、本発明の場合、特に、
硬焼カルシアの使用が有利である。このカルシウム化合
物は、炉内においては、カルシアの形でアルミナ含有物
と共融する。カルシウム化合物は、アルミナ含有物との
混合物の形で炉内に装荷することができる他、装荷に際
しては、アルミナ含有物とは別個に、例えば、コークス
、カルシウム化合物及びアルミナ含有物を順次層状に装
荷することによっても良好な結果を得ることができる。
In the present invention, the eutectic agent is a calcium compound such as calcia (Cab) or calcium carbonate (Cab).
CaC03) etc. are used, but in the case of the present invention, in particular,
The use of hard calcined calcia is advantageous. This calcium compound is eutectic with the alumina-containing material in the form of calcia in the furnace. Calcium compounds can be loaded into the furnace in the form of a mixture with alumina-containing materials, or, when loading, separately from alumina-containing materials, for example, coke, calcium compounds, and alumina-containing materials can be loaded in a sequential layer. Good results can also be obtained by doing this.

炉内に対して、各JM科を層状に装荷する時には、還元
域や燃焼域で発生したAQ20、SjO等の揮散物は、
これらの層状装荷物によって捕集され、カルシアとアル
ミナ含有物との共融液化を促進させる。また、カルシア
とアルミナ含有物との共融液化を容易にするために、予
じめ、カルシウム化合物の一部をアルミナ含有物と混合
し、団鉱化することができる。カルシウム化合物とアル
ミナ含有物との一般的使用割合は、CaO/A Q 2
03モル比で、0.2以上、好ましくは0.4以上であ
り、通常0.4〜2.0の範囲である。カルシウム化合
物をアルミナ含有物との団鉱として用いる場合、団鉱中
のカルシウム化合物とアルミナ含有物との割合は、 C
aO/A Q 203モル比で、1以下、好ましくは0
.6以下であり、通常、0.2〜0.6の範囲である。
When loading each JM family in layers into the furnace, volatile substances such as AQ20 and SjO generated in the reduction zone and combustion zone are
It is collected by these layered loads and promotes eutectic liquefaction of calcia and alumina-containing materials. Further, in order to facilitate eutectic liquefaction of calcia and the alumina-containing material, a part of the calcium compound can be mixed with the alumina-containing material in advance to form a briquette. The general ratio of calcium compound and alumina-containing material is CaO/A Q2
0.03 molar ratio is 0.2 or more, preferably 0.4 or more, and usually ranges from 0.4 to 2.0. When a calcium compound is used as a briquette with an alumina-containing material, the ratio of the calcium compound and alumina-containing material in the briquette is C
aO/A Q 203 molar ratio of 1 or less, preferably 0
.. 6 or less, usually in the range of 0.2 to 0.6.

本発明によりアルミナ含有物の還元処理を行う場合、装
荷アルミナ含有物は、還元域の上方の還元温度より低い
温度1600〜1800°Cの帯域でカルシウム化合物
と共融液化し、液状のカルシア/アルミナ共融物として
炉内を流下し、還元域に達し。
When reducing an alumina-containing material according to the present invention, the loaded alumina-containing material is eutectically liquefied with a calcium compound in a temperature range of 1600 to 1800°C lower than the reduction temperature above the reduction zone, resulting in liquid calcia/alumina. It flows down the furnace as a eutectic and reaches the reduction zone.

ここで還元されると同時に、共存する鉄成分及びケイ素
成分と反応し、アルミニウム/鉄/ケイ素/合金が形成
される。この場合、アルミナ含有物の還元は一部であり
、還元域を通過する生成物にはアルミナ/カルシア共融
体が残存し、アルミニウム/鉄/ケイ素合金はこの残存
アルミナ/カルシア共融体に保護された形で炉内を速や
かに流下し、このために生成したアルミニウム/鉄/ケ
イ素合金の酸素による再酸化が防止される。従って、本
発明の場合、炉底から得られる生成物は、アルミナ/カ
ルシア共融体とアルミニウム/鉄/ケイ素合金を含むが
、両者は分離され、アルミニウム/鉄合金は製品として
回収され、またカルシア/アルミナ共融体は、供給原料
として再使用することができる。
At the same time as it is reduced, it reacts with the coexisting iron and silicon components to form an aluminum/iron/silicon/alloy. In this case, the alumina-containing material is only partially reduced, and the alumina/calcia eutectic remains in the product passing through the reduction zone, and the aluminum/iron/silicon alloy is protected by this residual alumina/calcia eutectic. The aluminum/iron/silicon alloy thus formed is rapidly flowed down the furnace in the form of a carbon dioxide gas, thereby preventing re-oxidation by oxygen of the aluminum/iron/silicon alloy formed. Therefore, in the case of the present invention, the product obtained from the bottom of the furnace includes an alumina/calcia eutectic and an aluminum/iron/silicon alloy, but both are separated, the aluminum/iron alloy is recovered as a product, and the calcia /Alumina eutectic can be reused as feedstock.

本発明を実施する場合、前記したように、アルミナ含有
物をカルシアとの共融体の形で還元域を流下させると共
に、その際の還元域温度を約2000°C以上、好まし
くは2100℃以上に保持することが重要であり、これ
によって、アルミニウム含量の高いアルミニウム/鉄/
ケイ素/合金を形成させることができる。この場合、還
元域を前記温度に保持するには、一般に、燃焼域におけ
るコークスの最高火点温度は2700℃以上、好ましく
は29008C以上に保持する。
When carrying out the present invention, as described above, the alumina-containing material is caused to flow down the reduction zone in the form of a eutectic with calcia, and the temperature of the reduction zone is set at about 2000°C or higher, preferably 2100°C or higher. It is important to keep aluminum/iron/iron with high aluminum content
Silicon/alloys can be formed. In this case, in order to maintain the reduction zone at the above temperature, the maximum flash point temperature of the coke in the combustion zone is generally maintained at 2700C or higher, preferably 29008C or higher.

本発明においては、カルシア/アルミナ共融液化物の還
元は、前記したように、鉄成分の存在下で行われるが、
この場合、アルミニウムやカルシウムのオキシカーバイ
ドの共存下で行うのが有利である。炉内には、炉下部か
ら上方に向ってのAQ 2o蒸気の流れがあり、これは
炭素と反応してオキシカーバイドを形成する。従って、
炉内を流下するカルシア/アルミナ共融液化物には少量
のアルミニウムオキシカーバイドが含まれる。また、還
元域においても、ここに炭素が存在するため。
In the present invention, the reduction of the calcia/alumina eutectic liquefaction is carried out in the presence of an iron component, as described above.
In this case, it is advantageous to carry out the reaction in the presence of aluminum or calcium oxycarbide. Inside the furnace there is a flow of AQ 2o vapor upwards from the bottom of the furnace, which reacts with the carbon to form oxycarbide. Therefore,
The calcia/alumina eutectic liquefied material flowing down the furnace contains a small amount of aluminum oxycarbide. Also, in the reduction region, carbon is present here as well.

カルシア/アルミナ共融液化物と炭素との反応によるア
ルミニウムオキシカーバイド及びカルシウムオキシカー
バイドが生成される。このようなオキシカーバイドは、
カルシア/アルミナ共融液化物の還元反応速度を高める
効果を示す。従って、本発明においては、アルミニウム
オキシカーバイドやカルシウムオキシカーバイドをあら
かじめアルミナ含有物に添加することも有効であり、こ
の場合、オキシカーバイドの添加量は、アルミナ含有物
に対し、0.1〜lO重景%、好ましくは1〜5重景%
程度にするのがよい。また1本発明で得られるスラグ(
カルシア/アルミナ共融物)中には、このようなオキシ
カーバイドが含まれるため、これをアルミナ含有物に対
して添加して再使用することは非常に有効である。
Aluminum oxycarbide and calcium oxycarbide are produced by the reaction of the calcia/alumina eutectic liquefied product with carbon. Such oxycarbide is
This shows the effect of increasing the reduction reaction rate of calcia/alumina eutectic liquefied product. Therefore, in the present invention, it is also effective to add aluminum oxycarbide or calcium oxycarbide to the alumina-containing material in advance. In this case, the amount of oxycarbide added is 0.1 to 1 Scenery%, preferably 1-5 Scenery%
It is best to keep it to a certain level. In addition, the slag obtained by the present invention (
Since such oxycarbide is contained in the calcia/alumina eutectic, it is very effective to add it to the alumina-containing material and reuse it.

〔実施例〕〔Example〕

次に本発明を実施例によりさらに詳細に説明する。 Next, the present invention will be explained in more detail with reference to Examples.

比較例I 内径36cm、内部炉高100cmの実験炉を使用し、
水冷式酸素送風管(羽口径5mm)を120’の円周角
度で3水袋着した。この場合、水平に対する送風管の角
度は12″ とした。羽口より約5cm下方に黒鉛製火
格子を置き、生成した粗合金の流下を容易ならしめた。
Comparative Example I Using an experimental furnace with an inner diameter of 36 cm and an internal furnace height of 100 cm,
A water-cooled oxygen blast tube (tuyer diameter: 5 mm) was attached to three water bags at a circumferential angle of 120'. In this case, the angle of the blast pipe with respect to the horizontal was 12''. A graphite grate was placed approximately 5 cm below the tuyeres to facilitate the flow of the produced crude alloy.

炉頂にホッパーを設備し、コークス及び原料団鉱を装荷
した。8時間コークスのみを装荷(166kg) L 
、予熱し、炉温か安定した後、3時間にわたって、コー
クス(130kg)及びコークス被覆団鉱(ボーキサイ
ト1000部、混合用コークス粉250部、被覆用コー
クス粉770部より成り、外径約30〜35mm径) 
(40kg)をそれぞれ交互に投入した。なお、ボーキ
サイト中の鉄とアルミニウムとの重量比Fe/A Qは
0.31であった。試験後、炉を解体し。
A hopper was installed at the top of the furnace, and coke and raw material briquette were loaded. Loaded with only coke for 8 hours (166 kg) L
After preheating and stabilizing the furnace temperature, coke (130 kg) and coke-coated briquette (consisting of 1000 parts of bauxite, 250 parts of coke powder for mixing, and 770 parts of coke powder for coating, with an outer diameter of about 30 to 35 mm) were heated for 3 hours. diameter)
(40 kg) were added alternately to each. Note that the weight ratio Fe/AQ of iron and aluminum in the bauxite was 0.31. After testing, dismantle the furnace.

未反応の団鉱12kg及び火格子下に64kgの粗合金
を採取した。粗合金の組成はAQ  11.7、Fe 
51.2、Si 21.8.炭素1O63、Ti 2.
8%である。即ち、原料中のFe/A Q =0.31
に対し、粗合金中のFe/A Q =4.35に増大し
ており、このことは、AQ20の発生、合金の再酸化が
いちじるしいことを示している。
12 kg of unreacted briquette and 64 kg of crude alloy were collected under the grate. The composition of the crude alloy is AQ 11.7, Fe
51.2, Si 21.8. Carbon 1O63, Ti 2.
It is 8%. That is, Fe/A Q in the raw material = 0.31
On the other hand, Fe/A Q in the crude alloy increased to 4.35, which indicates that the generation of AQ20 and the reoxidation of the alloy are significant.

なお、前記実験において、使用したコークス粒径は4〜
7mm、酸素流量210 Q /win X 3本であ
り、燃焼温度2200〜2400℃であり、炉中心部、
火格子上】0cII+における充填層温度はl640°
Cである。試験後炉を解体し、燃焼域を調査し、3本の
酸素送風管によって形成される燃焼域が合一してドーム
状になっており、燃焼域から独立した還元域は存在しな
いことが確認された。したがって、この実験においては
、還元反応は燃焼域内で進行せざるを得ないことが明ら
かである。
In addition, in the above experiment, the coke particle size used was 4 to 4.
7mm, oxygen flow rate 210Q/win x 3, combustion temperature 2200-2400℃, furnace center,
On the grate】The packed bed temperature at 0cII+ is l640°
It is C. After the test, the furnace was dismantled and the combustion zone was investigated. It was confirmed that the combustion zone formed by the three oxygen blast pipes merged into a dome shape, and that there was no reduction zone independent of the combustion zone. It was done. Therefore, in this experiment, it is clear that the reduction reaction must proceed within the combustion zone.

比較例2 内径60cm、内部高240cmの実験炉に、酸素送風
管6本(羽口径7non)を60°の円周角度で装着し
た。
Comparative Example 2 Six oxygen blast pipes (tuyere diameter 7non) were installed at a circumferential angle of 60° in an experimental furnace having an inner diameter of 60 cm and an inner height of 240 cm.

この場合、水平に対する送風管の角度は20°とした。In this case, the angle of the blast pipe with respect to the horizontal was 20°.

炉底と羽口間約20cmの間に、30〜50m+n大の
コークスを充填し、その間隙に粗合金が溜まるように配
慮し、かつ炉底に湯出し孔を設けた。塔頂ホッパーより
コークス及び比較例1と同一の原料団鉱を投入した。予
熱期間(29時間)に消費したコークスは470kg、
団鉱投入開始後停止まで(20時間)に投入したコーク
ス790kg、団鉱260kgである。予熱終了時、団
鉱投入10時間後、停止直前にそれぞれ湯出しを行い、
それぞれ6.5kg、7.3kg、6.1kgの試料を
採取した。前2回の試料採取ではコークス及び再凝固し
た原料物質が固形物として得られ、最終試料の大半も同
様であったが、そのうち2kgは液体全屈であり、その
組成はフェロシリコンであり、アルミニウムは存在しな
いことが確認された。また、この実験において使用した
コークス粒径は1〜4mmであり、燃焼温度は2000
〜2600℃である。羽口上20cm、炉壁より10c
m、酸素送風管羽口より306角位置の充填層温度は1
840°Cである。また同位置における燃焼ガス組成は
酸素85%、C015%である。
A space of about 20 cm between the hearth bottom and the tuyere was filled with coke of 30 to 50 m+n size, and care was taken so that the crude alloy would accumulate in the gap, and a tapping hole was provided in the hearth bottom. Coke and the same raw material briquette as in Comparative Example 1 were charged from the top hopper. The coke consumed during the preheating period (29 hours) was 470 kg.
790 kg of coke and 260 kg of briquette were added from the time the briquette started to the stop (20 hours). At the end of preheating, 10 hours after adding the briquette, and just before stopping, take out the hot water.
Samples weighing 6.5 kg, 7.3 kg, and 6.1 kg were collected, respectively. The previous two samplings yielded coke and re-solidified raw material as solids, as did most of the final sample, of which 2 kg was liquid, with a composition of ferrosilicon and aluminum. It was confirmed that it does not exist. In addition, the coke particle size used in this experiment was 1 to 4 mm, and the combustion temperature was 2000 mm.
~2600°C. 20cm above the tuyere, 10cm from the furnace wall
m, the temperature of the packed bed at the 306 corner position from the tuyere of the oxygen blast pipe is 1
It is 840°C. The combustion gas composition at the same position is 85% oxygen and 15% CO.

炉解体の結果、炉底より羽口上30cmまで、コークス
まじりのスラグ物質が充満し、その上部にドーム状の合
一した燃焼域とコークス層が存在した。
As a result of the furnace dismantling, the area from the bottom of the furnace to 30 cm above the tuyere was filled with slag material mixed with coke, and above it was found a dome-shaped coalesced combustion zone and a coke layer.

スラグ物質中に金属アルミニウムはほとんど認められず
、アルミナとして存在した。従って、この実験も比較例
1と同様、燃焼域内において還元が進行し、かつ、スラ
グ等の融点が高いために1反応物質が燃焼域に滞留する
ことを示している。
Almost no metallic aluminum was found in the slag material, and it existed as alumina. Therefore, like Comparative Example 1, this experiment also shows that reduction progresses within the combustion zone and one reactant remains in the combustion zone due to the high melting point of slag and the like.

比較例3 比較例2と同一の実験炉を用い、コークス粒径を15〜
25mmに変え1羽口径を14mmに拡大した。酸素流
量180 Q /min X 6本における最高燃焼温
度は2880℃であり1羽口上20cm、炉還より10
cm、酸素送風管より30°角位置における充填層温度
は1680℃である。同位置における酸素は4.3%、
CO□0.9%、他はCOである。
Comparative Example 3 Using the same experimental furnace as Comparative Example 2, the coke particle size was
The diameter of each wing was increased to 14 mm instead of 25 mm. Oxygen flow rate 180 Q/min
cm, the temperature of the packed bed at a 30° angle position from the oxygen blast pipe is 1680°C. Oxygen at the same position is 4.3%,
CO□0.9%, the rest is CO.

この実験においては、予熱2時間に消費したコークス1
40kg、団鉱(比較例1と同じ)50kg、コークス
200kgの他に硬焼カルシア20kgを6時間にわた
り交互に投入した。湯出しにより採取された試験及び炉
底残留物として得られた試料は全て酸化物であり、アル
ミニウム成分はCaOAQ203共融物としてのみ存在
しており、金属アルミニウムは認められなかった。この
実験結果は単にカルシアを混合してアルミナ/カルシア
共融物を形成しても、その還元温度が低いとアルミニウ
ム合金が得られないことを示す。
In this experiment, 1 coke consumed during 2 hours of preheating
In addition to 40 kg of briquette, 50 kg of briquette (same as Comparative Example 1), and 200 kg of coke, 20 kg of hard-burned calcia were alternately charged over a period of 6 hours. The test taken by tapping and the sample obtained as the bottom residue of the furnace were all oxides, and the aluminum component existed only as a CaOAQ203 eutectic, and no metallic aluminum was observed. This experimental result shows that even if an alumina/calcia eutectic is formed by simply mixing calcia, an aluminum alloy cannot be obtained if the reduction temperature is low.

実施例1 比較例3において、送風管を3本に減少し、送風管当り
の酸素流量を50On /minに増加させ、冷却水熱
担化を減少させた。他の条件はほぼ比較例3と同様にし
、予熱消費コークス300kgとした。また、この実験
においては、団鉱120kg、コークス360kg 、
硬焼カルシア60kgを交互に投入し、組合全豹13k
gを得た。その組成はA1132.2、Fe 40.3
、Si 20.4、Ca 1.74、C2,88、Ti
 2.27である。この他に、スラグ約26kgが生成
し、粗合金から分離されたが、その組成はCaO−ΔQ
203共融体及共合体アルミニウムを部分的に含有する
部分に大別され、後者の代表的組成は、AQ 30.4
、Fe 5.2、Si 2.4、Ca 20.1. C
13,5、Ti O,7%である。
Example 1 In Comparative Example 3, the number of blower pipes was reduced to three, the oxygen flow rate per blower pipe was increased to 50 On/min, and the heat transfer of cooling water was reduced. The other conditions were almost the same as those in Comparative Example 3, and the preheating consumption coke was 300 kg. In addition, in this experiment, 120 kg of briquette, 360 kg of coke,
60kg of hard-burned calcia is added alternately to make 13kg of union whole leopard.
I got g. Its composition is A1132.2, Fe 40.3
, Si 20.4, Ca 1.74, C2,88, Ti
It is 2.27. In addition, approximately 26 kg of slag was generated and separated from the crude alloy, the composition of which was CaO-ΔQ
203 eutectic and a part partially containing eutectic aluminum, and the typical composition of the latter is AQ 30.4.
, Fe 5.2, Si 2.4, Ca 20.1. C
13.5, TiO, 7%.

この実験における羽口先最高燃焼温度は3200’Cで
あり、充填層温度は2000〜2100°Cである。同
位置における燃焼ガス組成は、Co 99.7%、O2
O,3%である。
The maximum combustion temperature at the tuyere tip in this experiment was 3200'C, and the packed bed temperature was 2000-2100C. The combustion gas composition at the same position is Co 99.7%, O2
0.3%.

実施例2 実施例1と同一の実験炉に、黒鉛内張りを施し、内径4
8cnfにしたものを用い、他の条件を実施例1と同一
にして、原料団鉱を変化させた。即ち、ボーキサイトの
みを12 X 18 X 26mmのアーモンド状に成
型し、ロータリーキルンにて1200〜1300°Cで
焼結して原料団鉱を作った。このようにして作った原料
団鉱78kg、硬焼カルシア50kg、コークス605
にε(内子熱用305kg)を用いて、実施例1と同様
にして実験を行った結果、粗合金26kg、スラグ15
kgを得た。この粗合金組成物AQ  24.8、Fe
 42.4.5121.6. C3,58、Ti 3.
87、Ca 1.38であった。また、この場合に得ら
れたスラグの組成は、AQ7.6、Fe 3.62. 
Si O,67、C23,3、Ti O,12、Ca 
51.3であった。
Example 2 The same experimental furnace as in Example 1 was lined with graphite and had an inner diameter of 4
8cnf was used, other conditions were the same as in Example 1, and the raw material briquette was changed. That is, only bauxite was molded into an almond shape of 12 x 18 x 26 mm, and sintered at 1200 to 1300°C in a rotary kiln to produce a raw material briquette. Raw material briquette 78 kg, hard-burned calcia 50 kg, coke 605 made in this way
As a result of conducting an experiment in the same manner as in Example 1 using ε (305 kg for inner core heating), 26 kg of crude alloy and 15 kg of slag were used.
I got kg. This crude alloy composition AQ 24.8, Fe
42.4.5121.6. C3,58, Ti 3.
87, Ca 1.38. The composition of the slag obtained in this case was AQ7.6, Fe 3.62.
Si O,67, C23,3, Ti O,12, Ca
It was 51.3.

〔効  果〕〔effect〕

以上に示した比較例と実施例の結果を参照することによ
り、本発明の場合には、高アルミニウム含有のアルミニ
ウム/鉄合金を製造し得ることが明らかである。
By referring to the results of the comparative examples and examples shown above, it is clear that in the case of the present invention, an aluminum/iron alloy with a high aluminum content can be produced.

Claims (1)

【特許請求の範囲】[Claims] (1)溶鉱炉内に燃焼域と還元域を形成させると共に、
該還元域に、アルミナ含有物を、カルシア/アルミナ共
融液化物として流下させることからなり、該還元域を2
000℃以上の温度に保持し、該還元域において、鉄成
分の存在下、該カルシア/アルミナ共融液化物を還元し
、鉄及びケイ素を含むアルミニウム合金を形成させるこ
とを特徴とする溶鉱炉法によるアルミニウム製錬法。
(1) Forming a combustion zone and a reduction zone in the blast furnace,
It consists of flowing down the alumina-containing material as a calcia/alumina eutectic liquefied product into the reduction zone, and the reduction zone is
A blast furnace method characterized in that the calcia/alumina eutectic liquefied product is maintained at a temperature of 000°C or higher and in the presence of an iron component in the reduction zone to form an aluminum alloy containing iron and silicon. Aluminum smelting method.
JP21021084A 1984-10-06 1984-10-06 Refining method of aluminum by blast furnace method Granted JPS6187832A (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP21021084A JPS6187832A (en) 1984-10-06 1984-10-06 Refining method of aluminum by blast furnace method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP21021084A JPS6187832A (en) 1984-10-06 1984-10-06 Refining method of aluminum by blast furnace method

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JPS6187832A true JPS6187832A (en) 1986-05-06
JPS6151013B2 JPS6151013B2 (en) 1986-11-07

Family

ID=16585608

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP21021084A Granted JPS6187832A (en) 1984-10-06 1984-10-06 Refining method of aluminum by blast furnace method

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JPS6187832A (en)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS62164806U (en) * 1986-04-11 1987-10-20

Also Published As

Publication number Publication date
JPS6151013B2 (en) 1986-11-07

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2009234752B2 (en) Titanium oxide-containing agglomerate for producing granular metallic iron
CA1244656A (en) Processes and appparatus for the smelting reduction of smeltable materials
US3912501A (en) Method for the production of iron and steel
JP2732522B2 (en) Equipment for producing iron or non-ferrous metals from self-soluble or non-self-soluble, self-reducing ores ores
US3169055A (en) Process for producing pig iron in rotary furnace
US4756748A (en) Processes for the smelting reduction of smeltable materials
US3661561A (en) Method of making aluminum-silicon alloys
US4445934A (en) Method of manufacturing aluminum by using blast furnace
JP2002519517A (en) Direct smelting method
JPS61178412A (en) Production of calcium carbide by blast furnace process
US3661562A (en) Reactor and method of making aluminum-silicon alloys
JP2000192153A (en) Sintered ore and production thereof, and operation of blast furnace
WO2004050921A1 (en) Process for producing molten iron
JPS6187832A (en) Refining method of aluminum by blast furnace method
Tsuji et al. Ring formation in the smelting of saprolite Ni-ore in a rotary kiln for production of ferro-nickel alloy: mechanism
JPS5935640A (en) Molding of aluminous starting material for smelting aluminum by blast furnace method
EP2057294A2 (en) A method for the commercial production of iron
US3471283A (en) Reduction of iron ore
AU2014201184B2 (en) Titanium-containing additive
JPH02200713A (en) Device and method for producing molten iron
JPH06108132A (en) Cylindrical furnace and production of molten iron using this furnace
JPS6352098B2 (en)
JPS59126730A (en) Manufacture of aluminum or aluminum alloy by refining
JPH03503399A (en) Manufacture of SiC, MnC and ferroalloys
JP2897362B2 (en) Hot metal production method

Legal Events

Date Code Title Description
EXPY Cancellation because of completion of term