SU1241999A3 - Способ получени феррохрома - Google Patents
Способ получени феррохрома Download PDFInfo
- Publication number
- SU1241999A3 SU1241999A3 SU843828800A SU3828800A SU1241999A3 SU 1241999 A3 SU1241999 A3 SU 1241999A3 SU 843828800 A SU843828800 A SU 843828800A SU 3828800 A SU3828800 A SU 3828800A SU 1241999 A3 SU1241999 A3 SU 1241999A3
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- coal
- fraction
- fact
- metal
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22C—ALLOYS
- C22C33/00—Making ferrous alloys
- C22C33/003—Making ferrous alloys making amorphous alloys
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/30—Obtaining chromium, molybdenum or tungsten
- C22B34/32—Obtaining chromium
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing And Handling Of Plastics And Other Materials For Molding In General (AREA)
Description
6.Способ по ПП.1--5, о т л и - ч а ю щ и и с тем, что продукт реакщш, выгруженный из вращающейс печи охлалудают со скоростью менее чем you re в Г ч, до температур Ы ниже точки Кюри феррохрома.
7.Способ по пп.1-6, о т л и - ч а ю щ и и. с тем, что каждую металлсодсржад;ую богатую металлом ||рак1ЩЮ измельчают до получени размера частиц менее 5 мм, а таюке отдел ют путем разделешш по 11потности И/ИЛИ- магнитной сепарации на обедненную металлом -шлаковую и направл емую и плавильную печь легирующую фракцию .. .
8.Способ по Ш1, 1-7, о т л и - чающийс тем, что каждую обедненную металлом чинакозую фракцию измельчают до получетш размера частиц метгее О, 5 мм,.а таюке отдел ют путем разделени по плотности и/или магнитной сепарации па чллковую и трл.чспортлруемую 7з шшБильиую печт- j;er.ipyio;n yio ф11экци1о,
9.Способ по iin,l-8; о т л li а ( ;;{ н п с л тем, что ь шаког.ую Фракцию изисл. до получели раз- мера частиц менее 0,2 мм и отдел ют путем (1и1отации в свободную от металла Л лакспую Фракцию и ipaHcnop rnpye- мую 13 гашвильную печ1) легирую1 {ую Фракцию, причем легиру 0 лую фракпдпо высушивают перед процессом плавлени
10.Способ по пп.. отличаю .щ и и с тем, что tiacTb легирукгцей фракции с диаметром час- тиц менее 1 мм вдувают в расгшав, наход щийс в плавильной печи,
П., Способ по пп.1-10, о т л и - ч а ю щ и и с тем, что часть л&гирующей фракции с диаметром час- тиц менее 1 мм, а также уголь с диаметром частиц м енее 1 мм суспе щирую в газе-иосителе и вдувают в расгшав через сопло, расположенное в пиавиль иой печи с , стороны поверхности металхп1ческой ванны, одповреме ио через сопло, примыкающее к этому соилу, в расгшав подают кислород.
.1.2, Способ по пп.,1-11, ОТЛИЧИ ю щ и и с тем,- что через . виешиюю . трубу сог1ла с рубашкой, рас 1юлол;епио1 о в плавильной печи, с зшжней стороны поверхности металлической ванны, вдувают суспензию из легирующей фракции, угл и газа-носител , а через внутреннюю трубу сопла с рубашкой в расгшав вдувают кислород .
13.Способ по пп.1-12, о т л и - .4 а ю щ и и с тем, что на 1 кг легирующей фракции, введенной в плавильную печь, в расплав вдувают 0,4- 1,0 кг угл и стехиометрическое количество кислорода дл угольной массы
с шшней стороны поверхности металлическое ванны,
14.Способ по ИП..1-13, о т л и - ч а ю щ и и с тем, что использую I) качестве газа-носител по меньшей мере часть отход щего газа плавильной nenvf.
15.Способ по ип.1-14, о т л и - ч а ю 1ц и и с тем, что техшо отход щего газа плавильной печи служит ЛД1Я полукоксовани угл , который з те.м вдувают в расгатав с сто роиы поверхности мeтaJцшчecкoй ванны
16.Способ по ип.1-15, о т л и - ч а ю щ и и с тем, что отход гвдй газ плавильной печи, ие использоваи- ньш в качестве газа-носител , и кок- совьи газ , полученньш при иолукоксо- зании угл , во вращающейс печи.
17.Способ по пп.1-16, о т л и - ч а io щ и и с тем, что отход 1Ций газ вращающейс печи дохйгают и теп- лосодержапие дожженного отход щего газа используют по г-шпьпюй мере частично дл предварительного нагрева хромовой руды и шлакообразующик добавок .
18.С.пособ по пи. 1-1 7, о т.л и - ч а ю щ и и с тем, что расплав периодически окисл ют; и обессеривают путем вдувани кислорода.и подачи СаО и/или СаСг..
19.Способ по пп., о т л и -- ч а ю щ и и с тем, что расплавлеппьй шлак, образовавшийс в плавильной печи, охлаждают, измельчают и,смешивают с металлсодержащими богатыми шлаком фракци ми.
П р и о р и т е т .по пунктам
31.12.83 по П.1, пп 3-19;
30.08.84 по п,2.
Изобретение относитс к черной металлургии, в частности к способу получени феррохрома с содержанием углерода 0,02-10% из железосодержащей хромовой руды путем нагрева смеси , состо щей из хромовой руды, твердого углеродсодёржащего тонпнва и шлакообразующих добавок, во вращшо-. щейс печи л последующего плавлени феррохрома из продукта реакции, кото рьй выгружают из вращающейс печи перед плавлением и охлаждают.
Цель изобретени - экономи расхода энергш за счет проведени процесса восстаповлени и плавлени при низких температурах с использованием углерода в качестве восстановител и поставщика теплоты плавлен1ш. В частности, необходимо достигнуть, чтобы нроцесс плавлепк мог протекать при температуре ниже 1750 С и чтобы отделение преобладающей части жильной породы перед ILaaвкoй р5 ды, восстановленной углеродом, было возможно без плавлени жильной породы.
Кроме того, необходимо достигнуть, чтобы сырье (хромова руда, yi onb и шлакообразующис добавки) можно было вводить без дорогосто щей преднари- тельной обработки н без повторного окислени росстановленной руды.
За,цача, положенна в основу изобретени , решаетс тем, что смесь, со.сто щую из хромовой руды, -угл , и шлакообразующих добанозс, в которой соотношение руды и угл составл ет от 1:0,4 до 1:2 и шлакообразующие добавки Сао и/или MgO, а также А12.0з и/или SiOj введены в таком количестве , что их соотношение в шлаке составл ет (СаО + MgO) : ( - SiOi) от 1:1,4 до 1:10 и что соотношение А1гОз : SiOj. достигает от 1:0,5 до 1:5, нагревают во вращающейс печи 20-240 мин в атмосфере, содержащей СО, до 1480-1580 С, что продукт реакции , выгружепньй .из вращающейс печи
.измельчают до получени диаметра частиц менее 25 мм, что измельченный продукт реакции нутем разделени но плотности и/или магнитной сепарации 1слассифицируют на углесодержап;ую 4)рак1щю, .направл емую обратно во вращающуюс печь, по меньшей мере, металлсодержащую , богатую шлаком фракцию и легирующую фракциго, транспортируемую в плавильную печь, и что плавление легирующей фракхщи происходит в плавильной печи при 1600-1700 с.
Согласно изобретению во вращающейс печи, котора может быть вьг- полнена в виде вращающейс трубчатой печи или вращающейс барабанной печи,
степень восстановлени хрома и железа достигает 90-98%. Это приводит к тому, что смесь из хромовой руды, угл и шлакообразуюших добавок в процессе восстановлени переходит в
тестообразное состо ние, причем происходит агломераци отдельных частиц и образование маленьких металличес- ких канель. Однако в процессе валь- цеварш во вращающейс печи сохран етс зерниста структура введенной смеси. Заметного повторного окислени металлических частиц не происходит , так как металлические капельки, включенные в восстановительный материал , имеют сравнительно малую по- . , верхность в отличие от известных способов восстановлени , где сохран етс первоначальна структура руды. Кроме того, нродукт реакпли, оставшийс во
вращающе1 1с печи, содержит незначи- .тельную часть окиси хрома, так что не гребуетс последующего восстановлени ее в.расплаве. Кроме того, при восстановлении не образуютс карбиды
хр(5ма, а получаетс сплав феррохрома. Поэтому плавление выгруженного из вращающейс печи материала производитс при низких температурах. Г1г:ав- ление выгруженного из вращающейс печи продукта реакции происходит после охлаждени и отделени угольных остатков , а также большей части жиль- 1юй породь п соотнегствуюшей плавильной . Благодар тому, что в смеси , состо щей из руды, угл и шлако- образуюгвдх добавок, установлено соот- нолюнне руды и угл от 1:0,4 до 1:2, то во вразцающейс печи достигаетс оптнмальньп процесс восстановлени , а в плавильной печи - оптимальный процесс плавлени . Сырьева смесь во вращающейс печи быстро переходит в тестообразное состо пие, если в шлаке устаповлено соотноше}1ие (СаО + + MgO) : ( + SiOj) и AljOa: SiOfe
в соответствии с изобретением.
Благодар размельчению выгруженного из вращающейс печи продукта реакции в соответствии с изобретением до частиц диаметром менее 25 ми достигаетс отделение большей части жильной нороды и непрореагнровавше- гос угл , содержащегос в выгружаемом материале. Разделение измельченного продукта реакции па иесколь- ,ко |11раки; й обеспечивает возможность обогатить предварительно восстановлен .jTi сплав феррохрома перед плаз- лелмем. Ирг; .определешт введени );ол Г1ества шлакообразуюп51х добавок в процессе восстановлени необходн1 О учкгыБЛть со; ер;ка ие СаО, MgO, и SiOeB хромовой руде п в sojie угл .
Смесь, cocTOHUjyjo из хромовой руды у1 л и luлaкooбpaзyюuiIiк добавок, до пронадени стадни процесса нагревают во Бр аща.ющейс печи в атмосфере ,- содержащей СО, в течение 30-90 мпн JV- 11 00-1 . а с;атем - Р течечие ЗС-90 I.M} до lUn-KiSO C. Так как вссс . сгисвлскле окиси хрома нач и;ает- с i.i v;i.4n j е-ньнмх колипестиах при Terufoparvpe .ifi 1200 il), то па пер- : О:; ;; ; vnen;f прсдпао Л-гель ого );оссга- |{оь.. лр.и 1 00-i л. ньтборочно п в ;j;;a4ri i Cj/.bHG;-i сл глэли иосстонав- C)Kncj;ti . eji€ 3aj содер:ч.1 :1,ес;г ;л:с. :о;зой ру; /-;. Боз ли ае при Э 1 ом ;:;o,noi;o о -;раз ет малепьхие жидкие .мпелькм- 1 огло:1 ает уг.гь2род и крем- 1агл, о6ра:;м.) в результате lioc.c/; а1 ОБл;н:--л части SiOj, содержа-- .г: г . Как показали аиалн- :ii-i, ирг.усдсй 1Ы : с ncMOj;fcio ннК11С,о:ща . .(.л-7- 1плг.11..- . а ьза, обр зс: г;пн5л HJ lu.MjHOH ci yKc .i iH предЕарн елы. ого ч)сс г;лпо11.гн .п1№, с;:)Д€:Т :ж7 м.елезо (как OCHOJ3HOJ : 1;омт1ОИ() и : :рсмккй д.с 19% ;. / и1 мульта.Т11 )JTopc)n с Л уг лгЛ npcvO- a- v,xro,fjbi:oi o ;;ос...1{С 1гл., г-рспедеп ,гэй прл l iOO-1Д80 с дос гигаюг yiie- |,-;-т-и Ии pa:n/ ipa мгугаллических кги лль o 3pa.OE iH}rux на napiioii .ступени чред- uapj-iTuiit.Horo . joccTanoijiierinn J н по- гл() ИМ1ГЛ)Л 400-1 , хроьич, оОрГ ..,1В лт:11О1 о 3 npoij/iccf; 1)осс-) ачоз- , Дие стумеи:- rijionjiapu/re.Tibnor лосс.т9.Н . г лепн г сг особстиуют чскл;о - с- пх- иб)аэовак л ззысО оч е пер;1турных кг-рблдоу хрома и обуславлилают па- .имчие феррохрома к продукте восста- 5аоБл -ни } р 1чающейс печи в виде pytniboc частиц) вследствие упрощаетс сладуюи.ал за этим технологическа oiiepaipin по подготовке про-: ;т,укта восстановлени ,
Предлагаемый способ наиболее аффективен, если сьюсь, состо цую хромовой руды, угл и шлакообра- ;jyroui,HX добавок, нагревают по вращаю- печи в течение 20-120 мин при
0
5 0 5
5
0
5
0
5
0
51 0-1560 С , причем в шлаке устанавливаетс соотношение (СаО + MgO) ; ; ( + SiOg) от 1:3 до 1:5,5, а
SiOp достигает
соотношение от :0,8 до 1::2,5.
Предусмотрено, что в смеси, состо щей из хромовой руды, угл и шлако образуюищх добавок, хромова руда и /илакообразуюище добавки имеют диаметр частиц 5 мм, а уголь , пике 15 ммг При таком составлении сьфьевой смеси пет . б ходимости гранулировать или окомковывать сырьевые материалы перед введением их во вращающуюс печь, так как при этих параметрах частиц процесс восстанов- jjCHiiH ло вра1;1аюшейсл печи происходит без помех, причем допускаетс загрз - л.ать врацающуюс пе чь грану.чирован- ной или окомковапной cыpьe:JOй смесью.
Кроме того, SiO добавл ют к смеси , состо щей из хромовой руды, угл , гилакообразую Щ х добавок, во враига о- шуюс пгчь лишь в том случае., когда смесь достигнет температуры более 1200 С. Благ одар это;-1у в значительной степени устран етс образование 1;из о1шав ш,нхс ылаковых компонентов из FeO и SiOj., в частности фа лита.
Выгруженньш из вращающейс печи продукт рсакщ- 1 охлалддают со .скоростью менее 700 С/ч до. температуры аи;е .очки Шори феррохрома, при этом выгру ;ениъ1Й материал :принимает фер- 1 омагнит11ые свойства и в св зи с э шм може подвергатьс магнитной ссгаращ.
|;зоб7)етеписм предусмотрено 1 акже, что ме .галлсод,ержа1дую богатую ;jii; iKOM фракш-по размельчают до полу- гени laciinj, i-ieiiee 5 мм, а затем пуюм разде. по плотности и/или Marnni noii сепорации отдел ют обед- пе.ниую металлом iijjiaKOBy. o и легирующую фрс:1кцк.и, лри этом последнюю транс- портнруют в плавильную печь. Эта по,цготовительна стз -пень повышает выход полученного феррохрома. Далее каждую обедненную металлом илаковую фракцию размельчают до получени час- тац менее 0,5 мы, а затем путем раз- по плотности и/или магнитной сепаращп-т отдел ют шлаковую фракцию, а легирую1дую транспортируют в плавильную печь. С иомогцыо этой подготовительной ступени достш аетс дальнейшее поЕьппепие выхода нолученного фер1;охрома. Наконец, це;1есообразно.
если шлаковую.фракцию размельчают до получени частиц менее 0,2 мм и путем флотации отдел ют свободную от металла шлаковую фракцию, а легирующую фракцию .транспортируют в гшавиль- ную печь, при этом легирующую фракцию перед плавлением сушат. Благодар флотационной подготовке могут быть извлечены последние мета личес- )о кие остатки из ишаковой фракщш.
Предусмотрено часть легирующей фракции с диаметром частиц ниже I мм вдува ть в расплав, наход щршс в плавильной печи, причем с верхней либо J5 с гдажней стороны поверхности металлической ванны. Путем вдувани части легирующей фракции в расплав достигают равномерного процесса плавлени . Легирующую фраки го с диаметром частиц-20 более 1 мм загружают в ги1ав1«1ьную пе.чь сверху.
Предпочтительно часть легирующей фракции и угл с ди-аме тром частиц менее мм суспендировать в газе- 25 носителе и с помощью сопла, расположенного в плавильной печи с нижней стороны поверхности металлической ванны, вдувают в расплав, В это же врем через сопло, присоединенное зо к э тому согту, в расплав поступает кислород. Путем совместного вдувани этих веществ достигают равномерного процесса плавлени при оптимальном перемешивании расплава и шлака. Через внешнюю трубу сопла с рубашкой, расположенного с нижней стороны поверхности металлической вагпгы в плавильной печи, вдувают суспензию из легирующей фракции, угл , газа-- Q носител , а через внутреннюю трубу сопла с рубашкой в расплав вдувают кислород. Сопло с рубашкой целесообразно .примен ть дл введе1ш в плавильную печь отдельных веществ.
Предусмотрено на каждый килограмм легирующей Фракц11и, введеннной в пла- вильную печь, в расплав вдувать 0,4- 1,0 кг угл и стехиометрическое количество 1 ислорода дл угольной массы (кп получени СО) с нижней стороны поверхности металлической ванны. При таком соотношении в пла- вильной печи создаетс достаточно большое количество теплоты плавлегщ , причем в расплаве не происходит накоплени содержашш углерода. Экономичность предлагаемого способа повышаетс благодар тому, что по мень35
50
)о
J5 0
5 о Q
5
0
шей мер е часть отход щего из плавильной печи газа используют в качестве газа-носител дл части легирующей фракции, а также дл мелкозернистого угл , которые вдувают в расплав. Однако в качестве газа-ноа1тел могут i быть использованы также другие инертные газы, в частности азот.
Тепло отход щего из плавильной печи газа служит дл полукоксовани угл , которьй вдувают в расплав с 1вджней стороны поверхности металлической ванны. При этом удал ютс летучие компоненты, в результате чего образуетс полукокс. Полукокс по сравнению с углем имеет; более высокое содержание используемого тепла, что благопри тно сказьтаетс на протекании процесса плавлени Дл энергобаланса описанного способа особенно выгодно, когда отход щий из пл.а- вильной печи газ, не использованный в качестве газа-носител , и газ, образованньп при полукоксовании угл , . сжигают во вращающейс печи, а также , когда отход щий из вращающейс печи газ дожигают и тепло используют по меньшей мере частично Дл предварительного нагрева руды и шлако- образую дих добавок, причем врем на восстановление не включает времени предварительного нагрева сырьевых материалов .
Затем расплав периодически обессеривают добавлеьшем СаО и/или СаС,,, а также окисл ют путем вдувани кислорода . Окисление и удалегше серы может происходить либо непосредственно в плавильной печи, либо в дополнительно подключенном втором плавильном агрегате. СаО и СаСа. можно суспендировать в потоке азота, который . вдувают в расплав через внутреннюю трубу сопла с рубашкой. Путем окислени и удалени серы можно снизить содержание углерода до 0,02%, а содержание серы - до 0,01%. Во врем окислени температура расплава повьг- шает.с 1700°С. Наконец, расплавленный ш., образовавшийс в плавильной печи, охлаждают, измельчают и смеш.увают с металлсодержащими богатыми шлаком фракци ми. Благодар этому в значительной степени достигаетс регенераци металлических частей, имеющихс в расплавле1П1ом шлака.
7
На чертеже приведена технологическа схема осуществлени предлагаемого .способа
Из запасного бункера 1 по трубопроводу 2 транспортируют хромовую руду, содержап уга железо, размер частиц которой 5 мм, D противоточ ый теплообме11ник; Из запасного бункера 3 транспортируют шлакообразуюпаш добавки: СаО, MgO и AljOj, имеющие размер частиц 5 мм, по трубопроводу 4 в противоточный теплообмеп П1К 5 о Смесь, состо щую из руды и шлако образующих доб авок, иагревают в про- тивоточном темшшобмеиникё 5 до 1000 Противоточ1 ый тешюобменпик питают горлчим отход пшп- газом, KOTOpbiii подают по трубопроводу б . Охлажденные О ход 1цпе газм вывод т по трубопроводу 7 из противоточного теплообмен- нмка 5 и после обеспилизапл выпускают в атмосферу.. Предварительно нагретое сырье поступает во вращающую- трубча ую Г1еч1 8 по трубопроводу 9. Кроме того, во вращающуюс труб- чач ую печь 8 из запасного бугшера 10 подают уголь, размер , которого 5 мм.
Враа .аюшуюс трубчатую ггечь- 8 обогревают путем сжш-али мелкозернпс- того угл , кото1.:)ый поступает в .горелку II 113 запасного бункера 12 по трубопроводу 13 и оттуда по трубопроводу 14 поступает но вращающуюс трубчатую печь 8. Нагрев вращающейс труб штой печи осущестБ.п етс предпочтительпо в противотоке к нред варительн-о иагрётому сырью и уг.чю. Однако нагрев может нpoизг дптьc также в пр мотоке, как это изображе- lio на чертеже. Предварительно нагретое сырье и уголь, поступившие во враща1сщуюс трубчатую печь 8, нагревают до 1100-1250 С и выдерживают при этой температуре примерно 45 aпI в первой зоне печи, гсроте- кает перва предвосстаповительна с;тади , в которой изб фательно и в значительной степени восстанавливают окислы железа. Затем смесь при даль
пейшей подаче теп.па поступает во вто- -.yio зону иечи, где ее 1лщер:кквают т.рп 1400-1480 с примерно 45 мии, зто приводит к yвeли гeиию ко;и чества и размера металлических капель. В третьей зоне вращающейс трубчатой печи 8 преимуществепно поддерживаетс температура 1310-1560 С. Продукт реакции выдерлшваетс в этих услс
ю 15 20 25
зо .,д
35
0
5
9998
ВИЯХ примерно 60 мин и при этом он приникает тестообразное состо ние, происходи;т укрупнение металлических капель и агломераци многих частиц восстанопленпого материала. Во вращающейс трубчатой печи 8 из производитс разделепие металлической фазы и жильной породы, а тестообразное состо ние восстановленного мате- риала не приводит к прилипагог м к футеровке вращающейс трубчатой печи 8, Прилипание можно предотвратить , в частности, тем, что вращающуюс трубчатую печь оснащают магнезитовой футеровкой, котора содержит добавки окиси хрома и/или угл , и/или смолы. В зону вращаюд;ейс печи 8, где температура превышает 1200 С, по трубопро1зодз/ 15 из запаспого бункера 6 ввод т SiOj, не об .водимый дл шлакообразоиатш , размер частиц которого ( 5 мм. Во вращающуюс труб- чат /ю 1ечь, учитыва содержание SiO золы угл , из запаспого бункера 16 подают лишь такое количество SiO, которое пеобходимо дн получени тестообразного состо ни . По трубопроводу 17 в камеру 18 сгорани проходит отход щий из вращающейс трубчатой печи газ, содержащий СО, где его затем сжлгают.
Вы1 ружаемьи 1 из вращающейс трубчатой печи 8 материал поступает по трубопроводу 19 в охла: кдаему1о камеру 20, 1 де его охлаждают со скоростью 700 С,в час до температуры ниже точки Кюри феррохрома. При этом ок- лаждепг феррохром приобретает ферро- 1 1агпптп;ые свойства. Охлаждепньш вы- 1 ру;кен11ьш и вращающейс трубчатой печи 8 матех иал поступает затем по трубопроводу 21 в дробилку 22, где производитс измельчение его до получени ди аметра частиц . 25 мм. Затем измельченный материал из вращаю- щен.с трубчатой печи транспортируют по трубопроводу 23 на магнитьаш сепаратор 24, где происходит разделение материа.ла на немагнитную угле содержащую , металлсодержащую богатую шлаком и богатую металлом легирующую фракции . Углесодержаща фракци по трубопроводу; 25 поступает во - зращающуюс трубчатую печь 8, а богата металлом легирующа фракци поступает по трубопроводам 26 и 37 ,и запасной резервуар 28.
Нета;шсодержащую богатую шлаком фракци)о транспортируют по трубопроводу 29 в мелы-щцу 30, где производ т измельченле до получени частиц размером , 5 мм. Затем измельченный материал поступает по трубопроводу 31 на воздушньй концентращшнный стол 32, где смесь раздел ют Б соответствии с различной плотностью воздушным потоком на легируювдю и обедненную металлом пи шковую фракции. Легирующа фракщ поступает по трубопроводам 33 и 27 в запасной бункер 28, а обедненна металлом шлакова фракци транспортируетс по трубопроводу 34 в кельн1щу 35, где происходит измельчеш1е ее до получени частиц размером 0,5 мм, Затег- измельче П1а обедпенпа металлом шлакова фракци поступает по трубо- гфоводу 36 на воздушный концентрированный стол 37, где происходит разделение на леги 5у1оц ,ую и плакову;о фракции. Легирующую Фракцию транспортируют по трубопровода: 38 и 27 в запасной бункер 28, а гилакова фракци по трубоироподу 35 поступает в мелыпн.1,у 40. В мельнице 40 происходит измельчание ее до получени частиц размером . 0.2 мм п изг-;ель- че)П1а таким образоЕ- ишакова « -рак- ци поступает затем по трубопроводу 4 во с{хтотац,ионное устройство 42, где происходит разделение на легирующую и свободную от металла шлаковую фракции. Легирующую фракцию транспортируют по трубопроводу 43 в сушилку ч4, а свободную от металла шлаковую фракцию но трубопроводу 45 нащ авл ют на депонирование, где она хранитс . Легирующую фракщпо высушивают в сушилке 44 и затем по трубо- провода 1 46 и 27 направл ют в запасной бункер 28.
Отдельные металлсодержащие легирующие фракцги перемешивают в -запг.с- ном бункере 28 и по трубопроводу 47 направл ют на вибросито 48, где отдел ют . фракцию зерен с размером . частиц 1 мм. Фракцию зерен с размером , частиц 1 мм по трубопроводу 49 и выт жному зонту 50 ввод т в плавильную печь 51. Фракци зерен с диаметром частиц . 1 мм поступает в плавильную печь 51 по трубопроводу 52 ц ВНЕШНЮЮ, трубу.53 сопла с ру- башк.ой. В плав шьной печи 51 наход тс расплав, состо кци нх феррохрома, который выпускают част ми из плавильной нечи 51 в определенные промех утю времени через выпускное устройство
10
15
0
5
0
5
0
54,Шлак удал етс из плавильной печи 51 в определенные промежутки времени через выпускное устройство
55,Отход Щ1й газ плавильной печи, скопившийс в выт жном зонте 50, ис-. пользуют частично в качестве газа- нос1гтел и но трз бонроводам 56, 57
и 52, а также внешнюю трубу 53 сопла с рубашкой направл ют обратно в р с- ппав, Через внутреннюю трубу 58 сопла с рубашкой из запасного резервуара 59 по трубопроводу 60 в расплав вдувают кислород, jc которому нз трубонровода 61 можно подавать СаО, наход щуюс в запасной емкости 62 и имеющую размер частиц 1 мм, Отход ццпТ: газ из плавильной печи 51 поступает но трубопроводу 63 в устройство 64 полукоксовани , к которому из запасного бункера 12 по трубопроводу 65 подают уголь с диаметром частиц 1 мм. Отход щий газ пла зильной печи 51 и коксовый газ из устройства 64 нол -коксовани по трубопроводу 66 подают в горелку 11 и затем с - игают. Полукокс из устройства 64 полукоксовани по трубопроводу 67 транспортируетс в запасной бункер 68 и там хранитс . Оттуда полукокс суспеп.дируют в газо-носите- ле и по трубопроводам 57 и 52 вдувают вместе с легирующей фракцией в рас- плавлокный металл.
II р и м о р. Дли получешш феррохрома испол1)3уют железосодержащую хромовую руду состава, %: Сгг.0з 46; КеО 28,2; MgO 10; SlOj.,; AljOg 1.4,2; СаО 0,5, Руду изме.льчают до получени частиц рс.мером j(, 2 мм, Безвсдн1)й уголь, используемый дл восстаиоБлен , имеет состав, %: зола 18,8; углерод 73,6; водород 3,2 азот 1,5. Уголь измельчают до получени частиц размером 15 г-м. Зола. . .иснользуемого угл имеет основные компоненты, %; SiO;.52; 30.; СаО 5; MgO 2. Во вращающуюс барабан- загружают 350 кг измельченной рудЬ и кг измельченного угл (соотношение 1:1).
, . Врацаюда с барабанна печь имеет. фу теровку из Х1ЭОлМомагнезита и предварительно нагре)заетс перед загрузкой смесью руды и угл до 1600 С. Дл обогрева печи используют кислородную горелку, Б которую подают каждую MiniyTy 4 кг мелкого угл и 3 N мЗ кислорода, Донолнительно в печь ввод т воздух, так что отход щий из
111
вращающейс барабанной печи газ со держит 25 об.% С0« и 12 об.% СО. Смесь из руды и угл выдерживаетс во вращагощейс барабанной печи в течение 70 мин при 1540 С. Благодар составу руды и угл в данном случае нет необходимости вводить во вращаю пО юс барабанную печь шшкообразую- пц1е добавки.
Выгрузкаемьй из вращающейс бара- банной нечи материал- транспортируют в резервуар, покрьюают углем и охлаждают 4 ч до . Материал содер- жит 45% частиц с размером - 20 мм и 50% частиц с размером частиц 1 О мм. Выгружеитгый материал имеет иидимые, шаропидиые металлические частицы, Затем материал измельчаю до частиц и1змером 10 мм и путем ыагиитной сепарации -раздел ют на металлсодержа 11 у1о (60%) :и углесо- держащую (40%) фрак.цш. Металлсодержащую фраюцио ии 1ол1--чают до частиц размером С 2 им. Измсльчег 1ш содер;каи1;ал состой . на 1/3 и часгн-ц, jpieiouuix размер 0,3 мм, и-содерлша- металла 80%, Эту мелко- зс:энистую часть отдел ют и относ т к /:егирующей фракщн. Затем Остаток мрталлс1.)дер ащей фра1сции раздел ют .iyre. сухого ра;;дол{1; пи но плотност на ооеднгкную мет;и1лом илакоьую и Богатую металлом легирующую (1 ракции Богата металлом легирз юща фракци состоит па 90% из феррохромп и на 10% из иихака. Обедненна металлом шла кова фрак1Ц1Я содержит (ютаток феррохрома, который в дальнейшем дожен быть отделен. Из шлаковой фрак- пди с размером частиц 0,3-2 мм посл размалывани до получени частиц размером 0,1 мм отдел ют путем пагннтной сепаращш богатую металло 11)р&кдию частиц, которую смешивают с богатой металлом легирующей фрак1ц е Потери хрома со шлаком; возникающие D результате магнитной сена)ацин, дос1 1гают 5%.
Легиругошую фракпд-по расплавл ют в гшавпльноГ netni емкостью расплава 3 т, в которомнаходитс 1200 кг металла с температурой 1650 С. Через Bjiemime трубы трех сопел с рубащкой, расположеншлх в ос1юнаш1и плавильной печи, сдувают в расплав ка;вдую минуту 3 кг мелкого угл . Через внутренние трубы трех сопел с рубашкой в расплав
подают каждую минуту б N
кисло12
5 0 5 0 i; ц 5
0
5
металличес- 1750 С. При
рода . В расштавленном металле устанавливаетс содержание углерода 3 - б вес.%. .Мелкозернистую часть богатую металлом лептрующую фракцию с раз- мером частиц 0,5 мм вдувают вместе с углем в расплав, а оставшуюс богатую металлом легрфующую фракцию загружают через выт жиой зоит в плавильную печь. Haxoд ш IЙc в шшвиль- ной печи шлак имеет соотношение (СаО + MgO) : (SiOa + ) 1:2,5 и соотношение J SiO 2. 1:1. При температуре плавлени феррохрома ишак находитс в жидком состо вши и после их расплавлени выпускают 1000 кг металла.
После удапе ш из печи ишака подачу угл в расплав снижают до 4 кг а 1-п1нуту, а температуру кой ванны повьшают до этом содержание углерода в расплаве си1 каетс на 2 вес.%. Затем через втгутреиние трубы трех сопел с рубащ- Koi i вдувают в расплав каждую минуту 8 кг СаО, суспензированного} в азоте. Вследствие этого содержание серы в расп-пав ё сншкаетс па величину 0г01%. Метал.11, вз тый из плавильной п ечи, состоит из 56% хрома, 42% железа и 2% углерода.
В отход щий Таз плави хьной печи вдувают ка одую минуту 8 кг мелкого угл . При этом отход щий газ охлаждаетс до 600-700 С и удал ютс летучие компоненты угл . Газовую смесь, состо щую из коксового газа и охлажденного отход щего газа плавильной печи, с.кигают. Полукокс, полученный при полукоксовании угл , перемалывают п вдувают в плавильную печь по внешшш трубам трех сопел с рубашкой.
Выход железа и хрома, достипгутый при проведении способа, составл ет 93%.. Услови примера в сравнительно малом масштабе незна штельпо отличаютс от условий протекани процесса в промышленности. I
При разделении смеси, состо щей
пз частиц твердых веществ различной плотности с мелкой фракцией зерен, смесь суспендируют в потоке жидкости 1ШИ газа .и из этой суспензии выпадают . acтицы с одинаковой плот- постью примерно в одном и том Ж е месте . При флотации смесь, состо щую из ча.ст11че)с твердых веществ различной смачиваемости, суспендируют в жидкости и в эту суспензию вдувают
13 ;1,241999 .
воздух, причем частицы с низкой сма- смачиваемостью. При магниной сепарации ферромагнитные частицы отдел ютс силой магнитного пол .
чиваемостью унос тс потоком воздуха и отдел ютс от частиц с высокой
смачиваемостью. При магниной сепарации ферромагнитные частицы отдел ютс силой магнитного пол .
Claims (19)
1. СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ФЕРРОХРОМА с содержанием углерода 0,02 10% из железосодержащей хромовой руды путем нагрева смеси, состоящей из хромовой руды, твердого топлива, содержащего углерод, и шлакообразующих добавок, во вращающейся печи и последующей плавки феррохрома из продукта реакции; который выгружают перед плавкой, из вращающейся печи и охлаждают, о тлич ающий ся тем) что, с целью экономии расхода энергии, смесь из хромовой руды, угля и шлакообразующих добавок, в которой соотношение руды и угля составляет от 1:0,4.до 1:2, а количество шлакообразующих добавок СаО и/или MgOj AljOj и/или .БЮгтаково, что соотношение в шлаке (СаО + MgO) :
: (AlgOj -F SiOx) составляет от 1:1,4 до 1:10, а соотношение AI2.O3 : Si0zот 1:0,5 до 1:5, нагревают во вращающейся печи 20-240 мин в атмосфере, содержащей СО, до 1480-1580°С, продукт реакции, выгруженный из вращающейся печи, измельчают до получения частиц размером менее 25 мм, измель ченный продукт реакции отделяют путем разделения от плотности и/или магнитной сепарации на углесодержащую фракцию, направляемую обратно во вращающуюся печь, по меньшей мере металлсодержащую, богатую шлаком фракцию и легирующую фракцию, транспортируемую в плавильную печь, и плавление легирующей фракции проводят в плавильной печи при 1600-1700°С.
2. Способ поп.1, отличаю—· щи й с-я тем, что смесь из хромовой руды, угля и шлакообразующих добавок до проведения первой стадии процесса во вращающейся печи нагревают в атмосфере, содержащей СО, 30-90 мин до 1100-1250°С и затем 30-90 мин до 1400-1480°С.
3. Способ попп.1 и 2, отличающийся тем, что смесь из хромовой руды, угля и шлакообразующих добавок нагревают во вращающейся печи 20-120 мин до 1510-1560°С, причем в шлаке устанавливается соотношение (СаО + MgO) : (А1г0а + SiOx) от 1:3 до 1:5,5 и соотношение А1г05: : SiOг достигает от 1:0,3 до 1:2,5.
4. Способ по пп.1-3, отличающийся тем, что в смеси, ‘состоящей из хромовой руды, угля и шлакообразующих добавок, хромовая руда и шлакообразующие добавки имеют размер частиц менее 5 мм, а уголь менее 15 мм.
5. Способ по пп.1-4, о т л и ч а ю щ и й с я тем, что SiO^ добавляют в смесь из хромовой руды, угля и шлакообразующих добавок во вращающуюся печь при температуре более 1 200 сС.
SU,.„ 1241999 АЗ
6, Способ по пп.1-5, о т л и — ч а ю щ и й с я тем, что продукт реакции, выгруженный из вращающейся печи, охлаждают со скоростью менее · чем 700°С в 1 ч, до температуры ниже точки Кюри феррохрома.
7. Способ по пп.1-6, о т л и - ч а ю щ и й. с я тем, что каждую металлсодержащую богатую металлом фракидю измельчают до получения размера частиц менее 5 мм, а также отделяют путем разделения по плотности и/или· магнитной сепарации на обедненную металлом шлаковую и направляемую в плавильную печь легирующую фракцию . ' .
8» Способ по пп. 1-7', о т л и - чающийся тем, что каждую обедненную металлом шлаковую фракцию измельчают до получения размера.частиц менее 0,5 мм,, а также отделяют путем разделения по плотности и/или магнитной сепарации па шлаковую и транспортируемую в плавильную печь легирующую фракцию.
9. Способ по пп. 1-8. о т л и - ч а !<> щ и й с я тем, что шлаковую Фракцию измельчают до получелп’я раз'мера частиц менее 0,2 мм и отделяют 'путем флотации в свободную от металла шлаковую Фракцию и транспортируемую в плавильную печь легирующую Фракцию, причем легирующую фракцию высушивают перед процессом плавления.
10. Способ по пп.1—9, отличаю щ п й с я · тем, что часть легирующей фракции с диаметром частиц менее 1 мм вдувают в' расплав, находящийся в плавильной печи.
11., Способ по пп.1-10, о т л и ч а го щ и й с я ' тем, что часть легирующей фракции с диаметром частиц менее 1мм, а также уголь с диаметром частиц менее 1 мм суспендируют, в газе—носителе и вдувают в расплав через сопло, расположенное в плавильной печи с нижней, стороны поверхности металлической ванны, одновременно через сопло, примыкающее к этому соплу, в расплав подают кислород.
,
12. Способ по пп. 1-11, о т л и ч а ю щ и й с я тем,- что через внешнюю . трубу сопла с рубашкой, расположенного в плавильной печи, с ниж ней стороны поверхности металлической ванны, вдувают суспензию из легирующей фракции, угля и газа-носителя, а через внутреннюю трубу сопла с рубашкой в расплав вдувают кислород .
13. Способ по пп.1-12, о т л и ч а ю щи й с я тем, что на I кг легирующей фракции, введенной в плавильную печь, в расплав вдувают 0,41,0 кг угля и стехиометрическое количество кислорода для угольной массы с нижней стороны поверхности металлической ванны.
14. Способ по пп.1-13, о т л и ч а ю щ и й с я тем, что используют в качестве газа-носителя по меньшей мере часть отходящего газа плавильной печи.
15. Способ по пп.1-14, о т л и ч а ю' 1ц и й с я тем, что тепло отходящего газа плавильной печи служит ддя полукоксования угля, который затем вдувают в расплав с нижней стороны поверхности металлической ванны.,
16. Способ по пп.1-15, о т л и ч а ю щ и й с я тем, что отходящий газ плавильной печи, не использованный в качестве газа-носителя, и коксовый газ , полученный при полукоксовании угля, сжигают во вращающейся печи.
17. Способ по пп.1-16, о т л и ч а ю щ и й с я · тем, что отходящий газ вращающейся печи дожигают и теплосодержание дожженного отходящего газа используют по меньшей мере частично для предварительного нагрева хромовой руды и шлакообразующих добавок.
18. Способ по пи.1-17, о т.п μη а ю щ и й с я тем, что расплав периодически окисляют; и обессеривают путем вдувания кислорода.и подачи СаО и/или СаСг,.
19. Способ по пп.Г-18, о т л и -ч а ю щ и й с я тем, что расплавленный шпак, образовавшийся в плавильной печи, охлаждают, измельчают идсмешивают с металлсодержащими богатыми шлаком фракциями.
И р и о р и т е т .по пунктам
31.12.83 по п.1, пп 3-19;
30,08.84 по п,2.
1 I 24
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE19833347686 DE3347686C1 (de) | 1983-12-31 | 1983-12-31 | Verfahren zur Herstellung von Ferrochrom |
DE19843431854 DE3431854C1 (de) | 1984-08-30 | 1984-08-30 | Verfahren zur Herstellung von Ferrochrom |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU1241999A3 true SU1241999A3 (ru) | 1986-06-30 |
Family
ID=25816954
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU843828800A SU1241999A3 (ru) | 1983-12-31 | 1984-12-21 | Способ получени феррохрома |
Country Status (7)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US4629506A (ru) |
JP (1) | JPH0621316B2 (ru) |
FI (1) | FI75368C (ru) |
GR (1) | GR82520B (ru) |
PH (1) | PH22151A (ru) |
SU (1) | SU1241999A3 (ru) |
TR (1) | TR22208A (ru) |
Families Citing this family (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE3518555C1 (de) * | 1985-05-23 | 1986-01-09 | Fried. Krupp Gmbh, 4300 Essen | Verfahren zur Reduktion von eisenhaltigen Chromerzen |
ZW18288A1 (en) * | 1988-01-05 | 1989-04-19 | Middelburg Steel & Alloys Pty | Sulphur and silicon control in ferrochromium production |
DE3826824C1 (ru) * | 1988-08-06 | 1990-01-04 | Fried. Krupp Gmbh, 4300 Essen, De | |
ES2111405T3 (es) * | 1994-05-17 | 1998-03-01 | Ksb Ag | Fundicion dura de elevada resistencia a la corrosion y al desgaste. |
US7651559B2 (en) | 2005-11-04 | 2010-01-26 | Franklin Industrial Minerals | Mineral composition |
US7833339B2 (en) | 2006-04-18 | 2010-11-16 | Franklin Industrial Minerals | Mineral filler composition |
TR200908848T1 (tr) * | 2007-05-24 | 2012-02-21 | Tata Steel Limited | Kromit cevherleri/konsantrelerinden krom metal külçelerini üretmeye yönelik usul. |
US10358693B2 (en) | 2017-10-20 | 2019-07-23 | Her Majesty The Queen In Right Of Canada, As Represented By The Minister Of Natural Resources | Method of direct reduction of chromite with cryolite additive |
CN114855003B (zh) * | 2021-07-06 | 2023-05-12 | 丰镇市华兴化工有限公司 | 一种低钛低硫铬铁及其生产方法 |
Family Cites Families (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2805930A (en) * | 1953-03-10 | 1957-09-10 | Strategic Udy Metallurg & Chem | Process of producing iron from iron-oxide material |
US2845342A (en) * | 1953-03-12 | 1958-07-29 | Strategic Udy Metallurg & Chem | Method of recovering ferrochromium |
US2971834A (en) * | 1957-01-16 | 1961-02-14 | Avesta Jernverks Ab | Process in selective reduction of chrome ore |
US2934422A (en) * | 1958-04-30 | 1960-04-26 | Strategic Udy Metallurgical & Chemical Processes Ltd | Process for the production of ferrochromium products |
US3012875A (en) * | 1959-12-04 | 1961-12-12 | Strategic Udy Metallurgical & Chemical Processes Ltd | Metallurgical process |
US2986459A (en) * | 1959-12-04 | 1961-05-30 | Strategic Udy Metallurgical & Chemical Processes Ltd | Metallurgical process |
US3301669A (en) * | 1964-02-27 | 1967-01-31 | Vanadium Corp Of America | Production of a high chromium containing ferrochrome |
US4293480A (en) * | 1979-05-11 | 1981-10-06 | Ashland Oil, Inc. | Urethane binder compositions for no-bake and cold box foundry application utilizing isocyanato-urethane polymers |
-
1984
- 1984-12-12 PH PH31569A patent/PH22151A/en unknown
- 1984-12-17 FI FI844983A patent/FI75368C/fi not_active IP Right Cessation
- 1984-12-20 US US06/684,322 patent/US4629506A/en not_active Expired - Lifetime
- 1984-12-20 GR GR82520A patent/GR82520B/el unknown
- 1984-12-21 SU SU843828800A patent/SU1241999A3/ru active
- 1984-12-21 TR TR22208A patent/TR22208A/xx unknown
- 1984-12-28 JP JP59275023A patent/JPH0621316B2/ja not_active Expired - Lifetime
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Патент DE № 2062641, кл. С .21 С 7/00, 1975, * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
GR82520B (en) | 1985-04-08 |
FI75368C (fi) | 1988-06-09 |
FI75368B (fi) | 1988-02-29 |
TR22208A (tr) | 1986-09-25 |
JPH0621316B2 (ja) | 1994-03-23 |
JPS60169542A (ja) | 1985-09-03 |
FI844983A0 (fi) | 1984-12-17 |
US4629506A (en) | 1986-12-16 |
FI844983L (fi) | 1985-07-01 |
PH22151A (en) | 1988-06-01 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA1050765A (en) | Method for making steel | |
CN102057060B (zh) | 生产生铁或者液态钢初级产物的方法和装置 | |
JP4060034B2 (ja) | 複式炉における溶融鉄生成方法 | |
US4525208A (en) | Method for recovery of Zn and Pb from iron and steel dust | |
US6270553B1 (en) | Direct reduction of metal oxide agglomerates | |
US5540751A (en) | Method for recovering zinc from zinc containing dust | |
JPH04505640A (ja) | 溶融バスリアクターを用いるフェロアロイの製造 | |
US6837916B2 (en) | Smelting reduction method | |
SU1241999A3 (ru) | Способ получени феррохрома | |
US5421859A (en) | Processes of continuously making hard composites of coke and carbon-reducible oxides for smelting to iron, ferroalloys and silicon | |
CN102016080A (zh) | 还原铁的制造方法 | |
CN108411126B (zh) | 一种基于预还原的钛渣冶炼系统和方法 | |
US4756748A (en) | Processes for the smelting reduction of smeltable materials | |
SU1225495A3 (ru) | Способ получени ферромарганца | |
KR100376506B1 (ko) | 슬러지를이용한용철제조용미분환원철의괴상화방법 | |
CN102046817A (zh) | 生铁制造方法 | |
US3832158A (en) | Process for producing metal from metal oxide pellets in a cupola type vessel | |
US4236699A (en) | Apparatus for wet-post treatment of metallized iron ore | |
JP7517379B2 (ja) | 精錬炉又は反応炉に投入する粉原料の事前処理方法及び精錬炉又は反応炉の操業方法 | |
CN105264099A (zh) | 用于在双联炉中制造铬铁的方法和系统 | |
JP4341139B2 (ja) | 金属含有物からの還元金属の製造方法 | |
RU2183678C2 (ru) | Способ выплавки стали в основной мартеновской печи | |
WO2024170464A1 (en) | Method of producing direct reduced iron | |
JPH0726161B2 (ja) | ステンレス鋼製造時の副生物からの有価金属回収方法 | |
JP3787960B2 (ja) | 溶融還元製錬方法 |