CN104561602B - 硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法 - Google Patents

硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法 Download PDF

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Abstract

硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,属于有色金属镁提取技术领域,也属于黑色冶金中含铬不锈钢、铬铁合金冶炼的技术领域,以远高于理论化学需要量的硅铁浴作为硅热还原剂兼化学反应的载体,通过激烈搅拌,增大反应界面积,增强对流传热、传质能力,实现还原过程的强化。还原完毕后,清除炼镁还原熔渣,过量硅铁液与新一批镁矿混合再行炼镁,直至硅铁液的浓度低于贫硅浓度,贫硅铁液与铬矿混合,进行铬还原,获得含铬不锈钢母液。采用过量硅铁浴在高浓度、低浓度时分别用于炼镁、炼铬铁,硅铁原材料得到充分利用,反应效率高,更为节能,铬铁液中碳、磷、硫很低,镁和不锈钢液联产的成本比单独二者之和有明显降低。

Description

硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法
技术领域
本发明属于有色金属镁提取冶金技术领域,也属于黑色冶金中含铬不锈钢、铬铁合金冶炼的技术领域,特别涉及硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法。
背景技术
金属镁及镁合金是最轻的金属结构材料,使用在交通工具、电子产品、建筑材料、航空航天等领域,带来节能的效果,被誉为“第三金属”、“二十一世纪的绿色金属材料”。钢铁、铝等主要金属材料的矿产资源正在逐步趋于枯竭,而金属镁的矿产资源非常丰富,况且海水中蕴含更为丰富的镁资源,可供人类使用上千年。
从自然矿产中提取金属镁的工艺技术分两大类:电解法和热还原法。电解法一般采用氯化镁为原料,在电解获得金属镁的同时,副产氯气,环保问题难以克服,目前全球的金属镁产量中只有不到20%采用电解法。
图1***介绍了几种炼镁方法,热还原法的主要工艺是硅热还原法,即采用硅为还原剂还原氧化镁,在高温和真空条件下获得金属镁蒸气,然后冷凝获得金属镁的工艺,其中占据主流的是所谓“皮江法”工艺(Pidgeon Process),也就是外热式横罐周期硅热还原法,该法是目前的主导工业技术。此外,法国曾经开发了半连续的熔渣导电硅热还原工艺(Magnetherm Process)并实现了产业化,但其硅铁消耗高于理论值,目前已经很少有工厂采用这种工艺。
与硅热法同样属于热还原工艺的还有Hansgirg的碳热法。碳热法炼镁就是采用碳质还原剂还原氧化镁,获得金属镁蒸气和CO气体,快速降温冷凝后获得金属镁。碳热法炼镁的最大难题是产物为金属镁气体与CO气体的混合气体,当降温冷却以获得金属镁时,会发生镁还原的逆反应,导致镁被CO气体重新氧化,产物中混合了太多的MgO和碳,使得镁的收得率大大降低,因此如何使得镁气体尽量快速降温的骤冷操作变得十分关键。碳热还原法采用大量天然气、氢气等还原性气体稀释的方法来降低混合气体的温度,大量外来气体的引入导致成本增加,因此这种碳热还原法后来被工业界放弃。近年来,澳大利亚联邦科学与工业研究组织CSIRO的科学家考虑将混合气体通过收缩—扩张喷管膨胀获得超音速射流,从而使得气体温度骤降,并将这种工艺命名为MagSonic工艺,但尚处于研究试验阶段。
概括来说,历史上有一定规模产量的工业炼镁方法主要有电解法、碳热还原法、皮江法以及Magnetherm半连续炼镁工艺,其中碳热炼镁工艺只在1930-1940年代的工厂使用过,目前世界上的主流工业方法只有电解法和皮江法。1990年代中期之前,电解法产量占全球镁产量80%以上,皮江法和Magnetherm法产量只有约20%。从21世纪初开始,Magnetherm工艺基本停产,电解法也萎缩了很多,只有皮江法产量占到了全球80%以上。
无论是皮江法工艺还是法国的Magnetherm半连续炼镁工艺,都以硅铁特别是含硅75%以上的硅铁(通常为#75硅铁)作为还原剂,含有MgO的矿石作为炼镁原料,在高温真空条件下,发生硅还原氧化镁的如下化学反应:
2MgO+Si=SiO2+2Mg(gas) (1)
上式(1)为基本的化学反应。由于反应物、生成物中只有Mg在高温下成为气体,被真空抽气***抽出,从而离开反应区域,在真空管路中的低温段冷凝成为固体或液体,从而获得金属镁。
一般情况下,硅是以硅铁的形式作为反应物料,含镁原料一般是采用白云石煅烧后的产物CaO·MgO进行反应,工业上通常的化学反应式为:
2(CaO·MgO)+Si(+Fe)=2CaO·SiO2(+Fe)+2Mg(gas) (2)
硅在冶金工业中是良好的还原剂,但由于镁是活泼金属,与氧的结合能力很强,所以在常压下硅还原镁需要极高的温度。通过采用真空降低生成物金属镁气体的分压,以及用CaO结合SiO2生成稳定的硅酸二钙,使得上述反应(2)的温度只要1200℃以下即可进行工业生产。
所谓皮江法,是加拿大冶金学家皮江教授在1940年代早期开发完善的工艺,并沿用至今。皮江法工艺是将含硅75%的硅铁、含镁矿石等以混合压球等固相接触方式、采用外部火焰加热,促进横罐内物料进行化学反应,物料反应温度约为1150~1250℃,真空度一般小于13Pa。现有的皮江法炼镁具有如下本质缺陷:
1.反应物硅铁和煅白以固相接触方式进行化学反应,反应速率慢,典型的工艺过程中还原反应周期长达10~12小时,效率低下;
2.采用火焰外部加热,热量由反应器外部逐逐渐传导到内部,周期长,热能损失大,热能利用率低,专业分析认为典型工艺的热能利用率只有20%左右;
3.由于外部加热的方式限制了反应器容积,典型的横罐内径在400毫米以内,一次装料量小,单罐一次10—12小时产出原镁只有20~30公斤,占地面积大,现场管理难度大,不易实现大规模生产和机械化作业;
4.采用含硅元素75%硅铁为还原剂,一般吨镁硅铁消耗为1.05~1.20吨,即硅远超过理论消耗值而造成浪费,同时所有铁元素都浪费了;
5.横罐一般采用含有镍、铬的昂贵的耐热钢,消耗很快,成本高;
6.烟尘污染严重,劳动环境恶劣,对周围生态环境负面影响大;
7.需要人工装料、扒渣、清理结晶镁,劳动强度大,难以实现自动化作业。
法国开发的Magnetherm半连续炼镁工艺比皮江法有所进步,不仅体现在采用电力进行内部加热,从而提高了能源利用率,而且生产效率获得很大提升。但这个工艺仍然有几方面的不足:首要的是,硅铁仍然严重过量于理论消耗值,导致残余的高温铁元素全部浪费以及部分硅元素的浪费。每吨金属镁还原所需硅量理论值为576kg,折合#75硅铁为768kg,而实际生产中每吨镁消耗1050~1200kg的#75~#80硅铁,相应地残余硅铁中含硅18~22%。此外,Magnetherm炼镁工艺是半连续的,每生产1吨金属镁同时约产生5~6吨还原渣,需要及时将大部分还原渣排出反应区,这就需要打破真空、停止冶炼,造成生产的中断。还有,硅铁、煅白粉等原料是以固态的粉末或颗粒加入到炼镁炉中,通过升温熔化然后开始化学反应,比起液相或者固体粉末喷射进入熔池的方式,其反应速度仍然较低。最后,硅铁生产过程是以高温熔融液体从矿热炉排出的,冷却为较低温的固体后再加入到炼镁炉中,已经造成了较大的能源浪费。
南非Mintek机构在Magnetherm工艺的基础上开发了MTMP(Mintek ThermalMagnesium Process)工艺,其突出变化是炉内不再采用真空操作,而是在常压下炼镁,这样排渣过程可以在不停产状态下进行,成为全连续工艺,代价是温度要提升至约1750℃,造成能耗升高和炉衬耐火材料寿命缩短,而且更多元素随同镁一起挥发进入炉气,导致镁的纯度下降。而且其还原剂中硅和铁两元素的浪费仍然较为严重,残余硅铁中含硅20%左右。
美国专利US2971833所描述的就是被称为Magnetherm的炼镁工艺,采用真空下的熔渣电阻加热,曾经在多个国家实现了稳定的工业规模生产。但其硅铁消耗高于理论值,专利说明书P3页右幅69行报道残余硅铁含硅35%,有较大量的剩余硅铁无法利用。美国专利US5090996在Magnetherm炼镁工艺基础上,改变为常压状态下的还原炼镁。美国专利US5383953的专利描述了常压下用金属还原炼镁,通过控制渣的成分来实现,也应该看作是Magnetherm工艺的改进。上述专利未提及炼镁的硅铁消耗。美国专利US3151977公开了电热还原炼镁的方法,其中作为还原剂的硅铁为70—80%的硅铁,最后含硅33%的硅铁没有被利用。美国专利US4699653描述了在常压下等离子体作为热源的连续硅热炼镁,实施方式中提供的小实验数据显示,硅不能通过还原反应消耗殆尽。中国专利CN95100495.6公开了一种内热炼镁的技术,其工艺与Magnetherm有相似之处,也只是在装入固态炉料后,随着温度的升高,炉料会呈熔融态。但该专利描述的反应***由于高真空度,导致镁蒸气直接冷凝成固态结晶镁,容易堵塞真空***,无法实现连续生产。中国专利CN201010145505.9提出了一种熔融还原硅热炼镁的方法,通过配入硅、铝氧化物形成多元熔融渣系,使得反应物及产物形成硅铁液与多元熔渣,均为液相,改善反应动力学条件,但其三个实施例中由于硅铁过量造成很大的硅、铁元素浪费,甚至达到硅元素浪费一半的比例。
中国专利CN201080000976、CN201010255097、CN201010255111提供了真空环流炼镁的方法和装置,使得硅铁液与镁矿能够充分混合,并且通过浸渍管实现真空与常压环境下的循环流动,获得良好的反应动力学条件,同时还能够连续排渣,但仅对炼镁之后的残余硅铁提供了补充硅元素从而成为不同含硅铁合金的综合利用途径,尚未充分发挥硅作为优质冶金还原剂的化学功能。
皮江法工艺作为当前全球金属镁产量80%以上的主要工艺,更是热法炼镁过程的绝对主流工艺,前面已经分析了其能耗、物耗、效率、劳动条件、环保等方面的不足。而有液相参与反应的一批工艺,以Magnetherm工艺为代表,后续有南非MTMP工艺、中国专利CN201010145505.9等,比起皮江法在化学反应过程中有重大进步,但是在生产实践中的经济优势并不明显,采用Magnetherm的几家工厂甚至无法与皮江法企业竞争而被迫停产和关闭工厂。除了上述硅铁剩余没有得到有效利用之外,其工艺过程中比较高的渣比也是一大缺陷,因为渣量远高于硅铁量导致熔池流动、搅拌过程难以进行,影响了生产效率。
冶金熔渣的主要成分是多种氧化物,未反应的矿料也会不同程度溶解在渣中或者熔化成液态,熔渣的粘度一般在0.08~2Pa·s,而一般钢液、铁液等金属液的粘度仅有0.002~0.008Pa·s,典型的完全熔化渣相粘度是金属液的10倍以上。如果炉料中氧化物熔点比较高,或者不能够全部溶解,有固相粒子存在,那么熔渣往往呈现出非牛顿流体的流变特性,表观粘度随着温度、未溶解/未熔化固相粒子性质及数量、搅拌操作、泡沫渣及含气率等有很大的波动,甚至几十倍到上百倍于金属液粘度,使得矿料和渣相的流动性大大下降,影响化学反应、传热、传质的顺利进行。
作为对比,炼钢过程以及后续的炉外精炼中,渣相质量一般只有金属液的10~20%,熔池以金属液作为主要流动介质,冶金效果要好得多。由于金属液熔池流动性好,渣量小,可以采用底吹气体搅拌、电磁搅拌、顶吹气体射流等“过程强化”手段,使得熔池发生激烈的宏观流动,反应界面积能够增大上千倍,同时传热、传质以激烈对流方式进行,冶炼速率大为提高。例如,液态熔渣在强烈搅拌等情况下,导热能力是静止时的20—40倍。再比如,氧气顶吹转炉炼钢已经完全淘汰了平炉炼钢,就是因为前者在激烈的气液流动中形成充分弥散的乳化,核心冶炼工序只需要12—15分钟,而后者熔池是“一潭死水”,核心冶炼工序要耗费数个小时。
无论是皮江法,还是已有专利披露的热法炼镁技术,都是按照化学反应所需理论还原剂计算好配入硅铁的,可以称之为“化学配硅”,考虑到化学反应所进行的程度以及硅铁中游离硅的比例,一般过量30%左右。通常在炼镁原料白云石煅白粉中,钙与镁的原子比接近1:1或略高于1,镁占煅白粉质量的23~25%,由于镁的还原率通常在80%左右,镁矿加入量一般是吨镁6~6.5吨,吨镁配入的75%以上硅铁只有1.0~1.1吨,那么炉料即使全部熔化,渣量也是金属液量的600%,熔池中渣相占据了绝对多数,流动性远不及以金属液为主的熔池,导致熔池的化学反应、传热、传质的效率很低。
鉴于此,有必要设计一种新的“物理配硅”工艺来解决上述问题。所谓物理配硅,就是按照熔池中硅铁合金液的质量为氧化物炉料/熔渣相质量的数倍来配入硅铁,以远高于理论化学需要量的硅铁浴作为硅热还原剂兼化学反应的载体,通过激烈搅拌,使得含有氧化镁的镁矿高度弥散混合其中,形成类似于乳化液、乳浊液的分散系,其中连续相介质为低粘度的硅铁液,分散相为未反应/已反应氧化物组成的渣相,增大反应界面积,增强对流传热、传质能力,实现还原过程的强化。还原完毕后,清除炼镁还原熔渣,过量硅铁液必须重复利用,返回到炼镁炉或者一直留在炼镁炉中,与新一批镁矿混合再行炼镁,直至硅铁液的浓度低于贫硅浓度。
硅在高浓度时用来炼镁,浓度降低后,将其贫硅铁液与铬矿混合,进行铬矿还原,获得铬铁合金液或含铬不锈钢母液。采用过量硅铁浴在高浓度、低浓度时分别用于炼镁、炼铬铁,硅铁原材料得到充分利用,反应效率高,更为节能,铬铁液中碳、磷、硫很低,镁和不锈钢液联产的成本比单独二者之和有明显降低。
发明内容
本发明要解决的技术问题是:针对已有工业炼镁技术以及前人专利中公开技术方案的弊端和不足,本发明专利公开一种硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬合金钢的方法。
本发明的目的之一在于充分利用还原剂硅铁中的硅元素和铁元素,以及炼镁后残余硅铁的高温物理热。
本发明的目的还包括彻底改善反应的动力学条件,使得反应物以液液相反应或者以矿物作为分散相弥散分布于硅铁液连续相形成硅铁浴,两种反应物充分混合,以增大反应界面,对流传热、传质速率得到明显提升,使得生产过程更迅速、更高效。
为达到上述目的,本发明提供了如下技术方案:硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,包含如下工艺:
A.提供至少含有硅、铁两种元素且初始含硅质量百分比为25-70%的熔融合金液,所述熔融合金液置于炼镁还原炉,所述炼镁还原炉内真空度保持在350—50000Pa,温度保持在1200—1800℃;
B.混合所述熔融合金液和一批含有氧化镁的物质,保持所述熔融合金液质量始终大于未反应及反应后多元氧化物所组成渣相的质量,并且保持熔融合金液含硅质量始终为硅还原渣相中镁化学理论需硅质量的1.5-200倍,硅还原氧化镁,生成镁蒸气逸出所述熔融合金液并被冷凝收集,并将反应后形成的渣相分离出所述炼镁还原炉;
C.当所述一批氧化镁反应后的熔融合金液中的硅浓度大于一个贫硅浓度时,重复工艺B;当熔融合金液中的硅浓度等于或小于所述贫硅浓度时,形成贫硅熔融合金液,将所述的贫硅熔融合金液置于炼铬还原炉,所述贫硅浓度是指熔融合金液中的含硅质量百分比介于15%—50%之间且小于所述熔融合金液初始含硅质量百分比的一个浓度;
D.混合所述置于炼铬还原炉的贫硅熔融合金液和一批含有氧化铬的物质,硅还原氧化铬,生成金属铬溶解于所述贫硅熔融合金液中,获得含铬铁合金液。
所述工艺A中的熔融合金液在炼镁还原炉内受到氩气搅拌、电磁力搅拌或机械搅拌中的一种或几种搅拌。
所述工艺A中的熔融合金液中还含有质量百分比为1—30%的铝元素。
所述工艺A中的熔融合金液中还含有质量百分比为0.5—20%的镍元素。
所述工艺B中含有氧化镁的物质为煅烧后的白云石、煅烧后的菱镁矿、氧化镁质废旧耐火材料、含氧化镁的冶金废渣或者含有氧化镁的已熔化的熔渣中的一种或几种。
所述工艺B中的一批氧化镁至少50%发生反应后,才将反应形成的渣相从所述炼镁还原炉分离出去。
所述工艺B还包括向所述熔融合金液中加入硅铁,保持所述熔融合金液质量始终大于未反应及反应后多元氧化物所组成渣相的质量,并且保持熔融合金液含硅质量始终为硅还原渣相中镁化学理论需硅质量的1.5-200倍。
所述工艺B中将反应形成的渣相从所述炼镁还原炉分离出去的方式包括将所述熔融合金液和渣相一起排出所述炼镁还原炉后再将熔融合金液回灌至所述炼镁还原炉,或者直接将渣相从所述炼镁还原炉分离出去。
所述工艺B中的熔融合金液中加入含有氧化铝和/或含有氟化钙的物质作为造渣剂。
所述工艺D中的含铬铁合金液为冶炼含铬不锈钢的母液,所述含铬铁合金液的含铬质量百分比为10—50%。
所述工艺D中加入煅烧石灰石、白云石煅白粉、含有氧化钙的物质或含有氧化镁的物质中的一种或几种作为造渣剂。
本发明还提供了另一种硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬不锈钢液的方法,包含如下工艺:
A.提供至少含有硅、铁两种元素且初始含硅质量百分比25-70%的熔融合金液,所述熔融合金液置于炼镁还原炉,所述炼镁还原炉保持350—50000Pa的真空条件和1200—1800摄氏度的温度条件;
B.混合所述熔融合金液和一批含有氧化镁的物质,所述含有氧化镁的物质为步骤D所排出的还原熔渣,保持所述熔融合金液质量始终大于未反应及反应后多元氧化物所组成渣相的质量,并且保持熔融合金液含硅质量始终为硅还原渣相中镁化学理论需硅质量的1.5-200倍,硅还原氧化镁,生成镁蒸气逸出所述熔融合金液并被冷凝收集,并将反应形成的渣相分离出所述炼镁还原炉;
C.当所述一批氧化镁反应后的熔融合金液中的硅浓度大于一个贫硅浓度时,重复工艺B;当熔融合金液中的硅浓度等于或小于所述贫硅浓度时,形成贫硅熔融合金液,将所述的贫硅熔融合金液置于炼铬还原炉,所述贫硅浓度是指熔融合金液中的含硅质量百分比介于15%—50%之间且小于所述熔融合金液初始含硅质量百分比的一个浓度;
D.混合所述置于炼铬还原炉的贫硅熔融合金液和一批至少含有氧化铬、氧化镁的物质,硅还原氧化铬,生成金属铬溶解于所述贫硅熔融合金液中,获得含铬不锈钢液,含有氧化镁的还原熔渣与所述含铬不锈钢液分离后返回到步骤B作为炼镁的熔融炉料。
本发明还提供了另一种硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含锰、含钼、含钒或含钨合金钢液的方法,其特征在于,包含如下工艺:
A.提供至少含有硅、铁两种元素且初始含硅质量百分比25-70%的熔融合金液,所述熔融合金液置于炼镁还原炉,所述炼镁还原炉保持350—50000Pa的真空条件和1200—1800摄氏度的温度条件;
B.混合所述熔融合金液和一批含有氧化镁的物质,保持所述熔融合金液质量始终大于未反应及反应后多元氧化物所组成渣相的质量,并且保持熔融合金液含硅质量始终为硅还原渣相中镁化学理论需硅质量的1.5-200倍,硅还原氧化镁,生成镁蒸气逸出所述熔融合金液并被冷凝收集,并将反应形成的渣相分离出所述炼镁还原炉;
C.当所述一批氧化镁反应后的熔融合金液中的硅浓度大于一个贫硅浓度时,重复工艺B;当熔融合金液中的硅浓度等于或小于所述贫硅浓度时,形成贫硅熔融合金液,将所述的贫硅熔融合金液置于炼锰、炼钼、炼钒或炼钨还原炉,所述贫硅浓度是指熔融合金液中的含硅质量百分比介于15%—50%之间且小于所述熔融合金液初始含硅质量百分比的一个浓度;
D.混合所述置于炼锰、炼钼、炼钒或炼钨还原炉的贫硅熔融合金液和一批含有氧化锰、氧化钼、氧化钒或氧化钨的物质,硅还原氧化锰、氧化钼、氧化钒或氧化钨,生成金属锰、钼、钒或钨溶解于所述贫硅熔融合金液中,获得含锰、含钼、含钒或含钨合金钢液。
与现有技术相比,本发明至少具有以下优点:
(1)使得还原剂硅铁中硅能够按照理论值消耗于炼镁环节,剩余硅全部用于铬的还原,铁元素全部进入铬铁或含铬不锈钢之中,物理显热充分使用;
(2)从矿热炉冶炼得到的硅铁以液态热装方式参与炼镁,无需加热升温重熔,节约硅铁升温熔化所需的巨大热量;
(3)炼镁反应以硅铁浴的液相方式进行,以“物理配硅”替代“化学配硅”,在硅铁液充分过量的前提下,镁矿以固相粒子或者渣相液滴充分被硅铁液保温,再采用底吹氩气、电磁搅拌、顶吹气体射流等“过程强化”手段,使得界面化学反应、传热、传质的速率在激烈的搅拌混合状态下得到显著的提升;
(4)采用本发明方法进行金属镁的大规模工业生产,每吨金属镁的硅元素消耗从825kg降低到580kg,降低了约30%;每吨金属镁消耗的铁元素从275kg降低到几乎为零;每吨金属镁冶炼过程耗电只有6500-7500kwh,比皮江法能耗降低了约80%,比Magnetherm半连续电加热等工艺降低了20%;
(5)从反应速度比较,本发明中炼镁反应可以在少于1分钟内完成,而皮江法一般需要10-12小时,速度提高了300倍以上;
(6)从效率看,本方法单一反应器可以实现每小时产镁5-20吨,皮江法的单罐每小时产能只有2-3公斤,生产效率提升2000倍以上;
(7)生产方式上,易于实现机械化、自动化、信息化作业,替代人工劳动,环保方面也比皮江法有利得多;
(8)从联产铬系不锈钢来看,利用与原来炼镁近似的硅铁还原剂消耗、能源消耗,产出了金属镁、不锈钢液两种比较重要的金属原料,形成了内在互相耦合的两类产业,其经济效益比两种产品单独生产得以显著提高。
附图说明
图1为炼镁方法总览。
图2为硅热还原炼镁、炼铬的反应自由能比较曲线图。
图3为不同硅铁密度曲线图。
图4为本发明硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法示意图。
图4中各部分标示含义为:
10——真空炼镁炉
11——镁蒸气冷凝室
12——除尘器
13——真空泵
20——炼铬炉
100——炼镁炉中熔融硅铁液熔池
101——镁矿、炼镁助熔剂(氧化镁、氧化钙、氧化铝、氟化钙等)
102——用于炼镁的高硅熔融硅铁液
201——铬矿、炼铬助熔剂(氧化铬、氧化铁、氧化镁、氧化钙等)
202——用于炼铬的贫硅熔融硅铁液
图5为本发明第一实施例的冶炼原理。
图6为本发明第二实施例的冶炼原理。
图7为本发明第三实施例的冶炼原理。
图8为本发明第四实施例的硅铁、氧化镁物料流向示意图。
图9为硅铁中碳的溶解度曲线图。
具体实施方式
请参阅图1至图9,下面结合附图描述本发明硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬合金液的方法的原理和技术内容。
硅是冶金中比较重要的还原剂,除了在硅热法炼镁中充当还原剂之外,还可以作为很多其他合金元素的还原剂,例如从铬氧化物、铁氧化物中还原相应的金属。
所有不锈钢中都必须含有13%以上的铬元素。铬矿中含有铬氧化物,通过热还原可以将其中的铬氧化物、铁氧化物还原进入到铁基合金液中,实现直接合金化,成为不锈钢母液。除了不锈钢以外,某些其他的高合金钢也需要较高的铬含量。此外,铁氧化物也是可以直接被硅还原的。其他一些高合金钢,需要配入锰、钼、钒、钨等,也可以用硅作为还原剂,从其氧化物矿中直接合金化至金属液,从而节省了铁合金生产环节以及反复加热熔化的能源浪费。
冶金过程中,一般采用化学反应的自由能变化来判断反应进行的趋势和进行的程度。图2显示了0.05大气压硅热炼镁条件下,硅热炼镁的自由能负值的绝对值小于硅热炼铬的自由能负值的绝对值,也就是说,硅还原铬更容易进行。
利用反应式(1)的热力学数据计算:在1873K下,硅还原镁时,压力0.05atm条件下,硅铁液中最低的硅活度约为0.005。对应此活度值的硅铁,从表1查知,硅铁浓度在11.11~17.65%之间,未反应硅的量是比较可观的,这是因为硅铁中的硅分为游离硅和FeSi、FeSi2等硅化物,随着游离硅的消耗和硅浓度降低,硅活度迅速降低。如表1所示的硅活度与硅浓度的关系,当硅铁中硅浓度从0.4降低到0.2时,浓度下降到原来的一半,但活度却只有原来的37分之一。
表1硅铁合金活度系数γ与硅浓度关系(温度1873K)
硅还原铬的反应式如下
利用反应式(3)的热力学数据,同样在1873K下,硅还原铬时,硅铁液中最低的硅活度为0.1ppm,即10-7,利用表1中硅浓度接近0时的活度系数0.00132,可以计算出此时残余硅的摩尔分数为7.6E-5,质量百分数为0.0038%,可见硅利用得非常充分彻底。
实质上,在工业生产中,并不能完全达到热力学平衡状态,而总是需要较高的硅浓度来终结还原过程,因而硅热炼镁通常剩余硅铁质量百分比为18—35%,而用硅还原铬矿,终点时平衡的硅浓度常常在0.5%这样的水平。可以说,用硅的梯级还原实现金属镁、铬铁的顺序提取,既符合冶金热力学的原理,在工业上也是合理可行的。
本发明硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液是基于“硅的梯级还原”的化学热力学原理,即硅还原镁时,即使在真空条件下,随着硅浓度降低,硅的还原能力下降,以至于低浓度的硅铁无法参与反应,但由于铬比镁容易还原,利用此硅铁中的硅还原铬是可行的。这样硅铁中的硅在高浓度时,作为镁的还原剂,在较低浓度时,作为铬的还原剂,还原后的铬与硅铁中的铁元素形成铬铁合金液,作为不锈钢以及其他含铬合金钢的母液。
本发明还采用“物理配硅”方法来解决现有硅热炼镁工艺技术的“化学配硅”之不足,即不再以化学反应所需的硅量来配入硅铁,而是以熔池中硅铁液作为主要均匀的连续相、矿料及还原渣作为少数分散相来配入硅铁液,以便形成硅铁浴反应熔池。物理配硅所需加入的硅铁量远远超过化学配硅的硅铁加入量,但过剩的硅铁液在本批次镁矿反应完全并与渣分离后,能够一直留在炉中或者再次返回炉中,与新一批镁矿重新进行新一轮的硅铁浴的炼镁反应,直到硅铁的硅浓度低于贫硅浓度后不再具有还原镁矿的能力,退而用其作为炼铬的还原剂。
“物理配硅”方法,使得本发明与已有技术显著不同。第一,硅铁液要充分过量,其数量远高于化学配硅的需要,往往是化学配硅量的1.5~200倍,而且硅铁液质量要大于反应前和反应后由多元氧化物形成渣相的质量,从而以硅铁浴作为连续相,在镁蒸气生成逸出的内生气源作用和鼓入外来气源的剧烈搅拌作用下,渣相的固体质点、液相液滴充分分散于硅铁浴中,形成类似乳化液、乳浊液的分散系,反应界面积、对流作用有了显著增强。第二,初始硅铁液的硅浓度不宜太高,已有技术一般从反应热力学角度考虑,都倾向于较高的硅浓度,常用70%以上硅铁,甚至采用72%、75%、78%甚至80%的硅铁,本发明由于硅铁过剩,在还原完一批镁矿后,硅铁液要能够与渣相分离,以便再次利用,故而需要硅铁液的密度与熔渣密度有较大的差别,一般熔渣密度2500—3000kg/m3,金属液密度需要高于熔渣1500kg/m3左右,有利于渣相分离。综合考虑这两种需要,将初始硅铁液密度确定在4000kg/m3为好,参考图3中硅铁密度与其硅浓度的关系,硅铁液质量比不宜高于65%,熔化后密度还有所下降,一般在10%左右。炼镁过程采用氩气搅拌,炉渣含气率较高,也能一定程度降低渣相密度。市售硅铁一般为#75、#72,较少70%以下的,所以这种方法更适合液态硅铁热装炼镁,上游提供硅铁的矿热炉冶炼60%甚至更低的硅铁,操作很轻松,产量也较大,热装过来炼镁,节省了硅铁升温熔化的大量热能,由于硅的比热、熔化热均比铁大得多,所以液态硅铁热装所节约的热能远远超过钢铁厂铁水、钢液热装。
过量硅铁液需要重复利用,既可以留在炼镁炉内扒掉还原渣,更为优化的是从炼镁炉内流出之后,再提升至炉顶,从炉顶一次性、连续或间歇回灌到炉内,凭借顶冲流下的重力势能和热量来源,热硅铁液具有一定的冲击能力,有利于消除真空抽气、鼓入氩气、镁蒸气外逸导致的过度泡沫渣,也可以冲破炉内熔池上部容易出现的渣层凝壳(skull),改善硅铁浴熔池的流动性。
铬矿一般有块矿和粉矿之分,块矿适合钢铁冶金工艺来炼制含铬合金,但块矿越来越稀少,价格较高,越来越多的铬矿为粉矿的形式,特别是低品位的铬矿选矿后都是粉矿,一般都要先经过烧结、球团和压块制成人工块矿才能使用,所以在钢铁工业中铬矿粉虽然供应量高于块矿,但需要经过复杂的预处理,往往不受欢迎,而且处理成本较高。在本发明中,炼镁之后的熔融残余硅铁,可以直接铬矿粉进入硅铁熔池,进行铬的合金化,获得含铬铁合金或者含铬合金钢,如果采用喷射冶金的方法,反应速率很高,粉矿的不利条件变成了有利条件。
在实施方式中,用炼镁之后的贫硅铁液,进行铬矿的还原直接合金化,冶炼铬系不锈钢液是优选的方案。
本发明的总体实施过程如下,结合图4予以说明。
A.炉料准备
A01:熔融高温硅铁液102从矿热炉出铁后,进入带有保温盖的硅铁包,运送到炼镁炉加料位置,例如采用65%的硅铁液,而且硅铁液的量为炼镁完毕渣量的2倍,大致硅铁中含硅量为理论硅需求量的10-15倍;
A02:白云岩在回转窑中煅烧后成为煅白,也就是镁矿101,趁热运送到炼镁炉20加料位置,为节能,在设备能够承受范围内,镁矿降温越少越好,例如800—1000℃;
A03:另外准备一定量煅烧铝土矿、萤石等作为助熔剂与煅烧白云石共同组成炼镁原料101,按照炼镁完毕80%氧化镁还原所得炉渣的15%为氧化铝、5%为氟化钙进行配料,运送到炼镁炉20加料位置。
B.炉料混合
B01:从炼镁炉炉20顶将一部分镁矿、助熔剂101加入到炉内,同时从顶部将硅铁液102缓慢注入到炉内,保持硅铁液长期持续地从顶部注入;
B02:在冶炼过程中,以与硅铁液相匹配的节奏和数量,间歇地或者持续地将含镁炉料101加入到炉内,并使得硅铁液与炉料在炉内落入接近的位置。
C.硅热炼镁
C01:可以采用电阻、电渣、感应、等离子、或者具有稳定电弧装置的电弧加热方式,对炉内熔池100送电加热,维持炉内熔池温度1400—1700℃,炉内用真空泵13抽真空至800—50000Pa,同时底吹氩气、启动炉外电磁搅拌器,使得含镁炉料101与液态硅铁液102充分混合,强烈搅拌,同时保持顶部的持续炉料供应;
C02:镁蒸气生成,逸出炉腔,进入冷凝器11,被冷凝收集,残余炉气经过除尘器12,被真空泵13抽走。
D.出铁出渣、渣金分离
D01:冶炼到一定程度,比如镁蒸气不再产生或者产率明显下降时,或者根据操作经验确定的冶炼时间之后,减少气体搅拌以及电磁搅拌作用,改为均匀从炉底吹入惰性气体,使得硅铁浴流动减弱,逐步分出明确的渣层和硅铁液层;
D02:调节炉内气压,至炉内外气压平衡或者炉内正压,进行出铁出渣操作,可以渣铁混出,也可底部先出铁然后再出渣,也可以从较高位置只出渣将硅铁留在炉内,然后在炉内或炉外的铁水包内进行渣金分离,既可以采取撇渣操作,也可以底部出铁,使得熔渣、硅铁液分装在两个容器内,熔渣移走作为其他用途。
E.硅铁液返回
E01:判断硅铁液是否达到贫硅浓度,假设确定为30%,根据硅铁液初始浓度及总量,结合加入的镁矿量以及含镁量、镁还原率,可以大致获得硅铁液浓度,也可以采取更为先进的在线快速检测或者根据镁冷凝器中的镁产量进行自动化识别,长期经验和固定操作亦可获知硅浓度。如果硅浓度大于贫硅浓度,则返回到A01操作工序,再次进入炉内,与新的一批镁矿再次反应,直至D02工序,然后再次判断是否达到贫硅浓度;
E02:在此期间的任何时刻,都可以补充一定浓度的硅铁液或者硅铁块,以补充硅的消耗,补充硅铁或者不补充硅铁,均不影响正常的操作,补充硅铁会使得硅铁浴熔池不至于体积下降太快,因为硅的不断消耗和铁的富集带来硅铁液密度的提升。
F贫硅铁液运送到铬铁炉
F01:经过多次硅铁液返回式炼镁操作后,硅铁液再次出炉,这次硅铁液达到了贫硅浓度30%,与渣分离后,不再返回到炼镁炉10,而是运送到到铬铁炉20的加料位置;
F02:贫硅硅铁液202以与炼镁炉类似的加料方式,与铬矿、石灰、白云石煅白等助熔剂201一起加入到铬铁炉内,为维持良好的熔池搅拌,固体炉料可以分期分批或连续加入,硅铁浴维持不变,中间可以分几次出渣操作,然后再加入固体炉料,也可以将铬矿与石灰等预熔成熔渣,一次性或者分批加入与硅铁液混合;
G冶炼铬铁
G01:通过底吹气体、顶吹气体射流、电磁搅拌、铬铁炉整体摇动等方式,强化混合过程,使得铬矿中铁、铬被硅还原进入到金属熔池200中,生成氧化硅与碱性的氧化钙、氧化镁等在渣相中结合;
G02:硅热还原铬、铁本身为放热反应,一般可以不需要外部供热,也可以适当采用电加热、氧气、燃气、氧化铁皮、其他化学热源等方式补充加热,可以抽真空也可以无需真空环境;
G03:持续加入或者分批加入固体炉料或者预熔液渣到硅铁浴,直至硅铁中硅消耗殆尽,或者接近一个较低的浓度,例如0.5~3%,用以将炉料中的铬矿较为彻底还原,然后适当通入氧化性气体或者加入氧化铁皮等氧化剂,同时配入合适的石灰等,将铬铁中的硅彻底脱除。
H铬铁精炼
H01:可以将铬铁液直接冶炼成含铬13%、20%、25%等含铬不锈钢母液,或者配入镍成为镍铬不锈钢母液,或者配入镍、锰成为镍铬锰系不锈钢母液,或者冶炼成含铬40~50%以及更高铬含量的铬铁合金。如果冶炼产物铬含量交底,在炼铬铁环节增大使用铁矿的比例,使得硅还原更多铁氧化物;
H02:根据炉料中杂质的含量,可以对铬铁液或不锈钢母液进行精炼,以进一步提升品质。
第一实施例:
A从矿热炉冶炼的65%的硅铁液48吨,保持温度1600℃,同时准备含MgO为40%的白云石煅白20吨,保持800℃温度,备好煅烧的铝土矿3.5吨、萤石1.3吨作为助熔剂。
B硅铁液兑入炼镁炉上方的液料容器102中,从液料容器102间歇式注入炼镁炉中,煅白101也从从炉顶上方间歇式加入到炉内,并使炉内的硅铁液与煅白、助熔剂混合均匀。
C在硅铁液加入一半同时固态炉料也加入一半时,炉内开始送电,同时抽真空至3000Pa,通入氩气进行底吹搅拌,开始有镁蒸气进入到冷凝室11,维持熔池及炉料温度不低于1600℃。冷凝室中开始对镁蒸气进行冷却降温,使得镁冷凝。陆续同步加入所有剩余炉料,并继续送电、抽真空冶炼。所有炉料入炉后,继续冶炼10分钟。
D减小底吹氩气的流量,使得熔池中金属液、熔渣分层,炉内充入氩气至微正压,打开炉底出液口,硅铁液先流出来,然后熔渣随后流出来,覆盖在硅铁液上方,用人工或撇渣器将渣撇除。
E将硅铁液重新送至炼镁炉上方,重新开始A—D的步骤。重复4次共5次冶炼后,测定硅铁液总量为36吨,硅浓度为53%,加入65%硅铁液15吨,硅铁液总量为51吨,含硅为56.8%,继续重复A—D的步骤,再进行9次冶炼,最后3次调整真空度至1000Pa,最终残余硅铁液总量为29.7吨,含硅量26%。
F将29.7吨含硅26%的硅铁液运送到铬铁炉加料口,准备好铬铁矿35吨,氧化铁皮15吨,石灰35吨,白云石煅白2吨,混合均匀后,分多次加入铬铁炉,每次加料前扒掉还原渣,然后加入混合炉料。
G还原冶炼完毕,扒掉还原渣,出钢,获得液态铁合金43吨,其中含铬20.1%,C、P、S分别为0.1%,0.008%,0.004%,可以作为不锈钢母液使用。
共计获得金属镁35吨,平均每吨的电耗7200kwh。
第一实施例中,硅还原铬的冶炼原理以及铬、铁元素的来源去向如图5所示。
第二实施例:
原料准备与第一实施例基本相同,每炉冶炼时,在硅铁液中加入含铝20%、含硅40%的硅铝铁合金2吨,其余操作不变。铝优先硅还原镁,成为氧化铝进入渣中。还原剂合金液仍能够稳定生产金属镁、铬铁合金液。第二实施例中,铝、硅还原铬的冶炼原理以及铬、铁元素的来源去向如图6所示。
第三实施例:
初始原料采用含有镍的硅铁液48吨,其中含硅仍为65%,含镍7%,其余为铁,中间不补加硅铁,其他操作不变。还原剂合金液仍能够稳定生产金属镁,在硅铁总量下降至35吨以下后,改为每炉煅烧白云石减半加入,助熔剂辅料也按比例减半加入,在含硅30%时合金液质量为24吨,转去冶炼铬铁,配入铬矿和氧化铁皮,炼铬过程中镍留在合金液中,最终获得含铬20%、含镍8.6%的不锈钢母液36吨。第三实施例中,硅还原铬的冶炼原理以及铬、镍、铁元素的来源去向如图7所示。
第四实施例:
本实施例采用“逆向返回式”将含氧化镁熔融炼铬渣作为炼镁原料,也就是硅铁102是先进入炼镁炉10,炼镁完毕贫硅后进入炼铬炉20,但含有氧化镁的镁矿是先作为炼铬原料201的组成部分进入炼铬炉20,然后炼铬完毕之后贫铬贫铁富镁的渣-2再作为炼镁原料101进入到炼镁炉10,如图8所示的硅铁液、氧化镁矿料的工艺流动路线。
将煅烧白云石与铬矿、石灰以及助熔剂等先行混合,形成炼铬炉20的原料201,分多次加入到炼铬炉20,并与30%的硅铁液202充分混合,保持硅铁液与每批矿料之比远高于化学反应所需的硅量,每批矿料反应完毕后,排出含有氧化镁的热熔渣,作为炼镁原料101“逆向”进入到炼镁炉10,与含硅65%的硅铁液102充分混合,进行炼镁,炼镁完毕的终还原渣排出,然后继续将炼铬炉新排出的含有氧化镁的熔融炉料作为101与炼镁炉内的高硅硅铁液101混合,进行炼镁。
在上述四个实施例中,炼镁之后的贫硅硅铁液冶炼含铬不锈钢母液时,除了图5、图6、图7所示的主要合金元素铬、镍、铁来源外,不锈钢液还需要控制比较低的碳、磷、硫、氧、氢、氮等元素含量。
本发明及实施例中的含铬不锈钢液含碳较低,这是因为,硅铁中本来碳的溶解度较小,如图9所示,所以能够获得低碳的不锈钢母液。
重点解释一下脱磷。不锈钢冶炼过程中,脱磷是一项重要任务。一般钢铁冶金采用氧化脱磷手段,但在冶炼不锈钢时,由于不锈钢中铬会优先于磷被氧化而引起合金元素铬的损失,所以不锈钢都是在早期氧化脱磷,一旦进入后期,脱磷就比较困难了。但本发明提供的方法,使得有两大优势实现冶炼不锈钢的脱磷。这两大优势分别是真空蒸发脱磷、还原脱磷。
磷是易挥发元素,沸点只有280℃,完全可以通过挥发脱磷,其蒸气压甚至高于镁这样的易挥发金属。但在钢铁工业中,磷在钢液中与铁结合成较为稳定的Fe2P、Fe3P,降低了磷的活度,因而在钢铁工业中难以用蒸发的方法脱去钢液中磷。
但磷在没有与铁结合的情况下,容易进入气相,应用这个特点,磷化工的电炉制黄磷得以规模化生产,多晶硅的物理法提纯中也利用磷蒸气压较高来深度除磷。在电炉制黄磷工业生产中,只要炉料中不加入钢屑,就能够实现还原得到的磷大部分以磷蒸气进入到气相,冷凝收集得到黄磷,而副产的磷铁只有黄磷的10-20%,含磷率18-26%,可见磷不与铁结合的话,在1400-1600℃还原得到的磷至少有95%蒸发进入气相。但如果炉料中加入钢屑,那么还原得到的磷80%左右进入到磷铁中,只有20%以内进入到气相,从而成为以磷铁为主产品,磷蒸气冷凝后的粗磷为副产品。
物理法提纯光伏晶硅材料时,也采用真空蒸发除磷的方法。将熔融的纯硅料在真空中静置几个小时,可以将磷含量脱除至数个ppm量级。
在硅铁液中,由于硅与铁生成了稳定的FeSi等,使得磷不能与铁结合,因而具备了真空蒸发脱磷的条件,一般在硅含量20-30%以上,磷就能采用真空蒸发法大量脱除。
在硅铁炼镁环节,真空抽气、鼓入氩气搅拌、镁蒸气生成并被抽走,这三种真空效应叠加在一起,非常有利于磷的脱除。
除了真空蒸发除磷,还原脱磷也是重要的除磷手段。用来炼镁的含有CaO、MgO的煅烧白云石加入硅铁液中并充分混合,在大量产生镁的同时有少量钙也生成,具备强还原条件,这两种金属都可以与磷生成Ca3P2、Mg3P2进入渣相,即所谓还原脱磷,如公式(4)、(5)所示。在常规不锈钢冶炼中,由于钙、镁金属的蒸气压很高,加入不锈钢液脱磷时,大部分钙、镁蒸发损失,只有少量与磷结合,所以脱磷金属利用效果不够理想。而本发明在目的之一就在于大量产生镁蒸气,因而不存在脱磷金属蒸发损失的情况。
3Ca+2[P]={Ca3P2} (4)
3Mg+2[P]={Mg3P2} (5)
还需注意的是,贫硅硅铁的磷含量较低,但在炼铬铁环节,需要防范铬矿以及石灰等助熔剂中的磷含量不要太高。
如果炼镁炉料的磷很高的话,那么炼镁渣中会存在一定的Ca3P2、Mg3P2,要注意此渣的防潮,不可与水或水蒸气直接接触,以防生成剧毒的PH3,危害人的健康,应该在防潮及隔绝空气情况下尽快氧化成磷酸盐。
脱硫也是与脱磷相似的途径,但更为容易。不锈钢冶炼中,加入碱性较高的渣料,即可实现脱硫。本发明炼镁环节,加入的镁矿为强碱性的白云石煅白,能够有效脱硫。此外,与蒸发脱磷相似的蒸发脱硫效果也会叠加在一起,获得优异的脱硫效果。
脱氧效果。采用贫硅硅铁液冶炼不锈钢,其中由于硅含量高,含氧量很低,达到良好脱氧效果。
脱气效果。炼镁环节中,真空抽气、氩气搅拌、镁蒸气抽走,都可以将硅铁液中的H、N等脱除至较低的水平。
除了上述优势之外,采用贫硅硅铁液作为进行铬矿的直接合金化,可以充分利用数量众多、廉价的铬矿粉。自然界的铬矿大约75%为铬矿粉,只有25%为铬矿块。采用矿热炉冶炼不锈钢所需的铬铁合金时,为了矿热炉操作的透气性,必须选择昂贵的块矿,或者将廉价粉矿预先压块、球团化或者烧结变成块状炉料,导致工艺复杂、能耗提高、成本增加,而本发明中贫硅硅铁液依然按照炼镁时的方式,以贫硅硅铁液作为连续相,铬矿粉作为分散相进行两者的充分混合,铬矿粉的粒度较细反而有利于炼铬过程,可以获得良好的铬元素直接合金化,使得可以低成本利用供应充足、廉价的铬矿粉。
第四实施例中,采用“返回式”含氧化镁熔融炼铬渣作为炼镁原料,至少带来三项进一步的优化。铬矿中氧化镁含量很高,通常能达到10-22%,特别是炼铬之后,剩余渣中氧化镁更高,如不利用来炼镁,是较大的资源浪费。还有,炼镁过程需要外界输入的热能较大,而炼铬过程能耗为负值或基本持平,所以将白云石煅烧后先进入炼铬炉,相当于将镁矿在炼铬炉中预先熔化,降低了炼镁环节的热负荷,同时炼铬环节未能充分还原的少量氧化铬在炼镁炉中的高硅铁液中还原,进入到硅铁液中,最终又流向了炼铬炉,因此铬的综合收得率获得进一步提升。
表2本发明技术方案在炼镁领域的优势
表3本发明技术方案在冶炼铬系不锈钢领域的优势
综上所述,以上仅为本发明的较佳实施例而已,不应以此限制本发明的范围,即凡是依本发明权利要求书及说明书内容所作的简单的等效变化与修饰,皆应仍属本发明专利涵盖的范围内。

Claims (13)

1.硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,包含如下工艺:
A.提供至少含有硅、铁两种元素且初始含硅质量百分比为25-70%的熔融合金液,所述熔融合金液置于炼镁还原炉,所述炼镁还原炉内真空度保持在350—50000Pa,温度保持在1200—1800℃;
B.混合所述熔融合金液和一批含有氧化镁的物质,保持所述熔融合金液质量始终大于未反应及反应后多元氧化物所组成渣相的质量,并且保持熔融合金液含硅质量始终为硅还原渣相中镁化学理论需硅质量的10-15倍,硅还原氧化镁,生成镁蒸气逸出所述熔融合金液并被冷凝收集,并将反应后形成的渣相分离出所述炼镁还原炉;
C.当所述一批氧化镁反应后的熔融合金液中的硅浓度大于一个贫硅浓度时,重复工艺B;当熔融合金液中的硅浓度等于或小于所述贫硅浓度时,形成贫硅熔融合金液,将所述的贫硅熔融合金液置于炼铬还原炉,所述贫硅浓度是指熔融合金液中的含硅质量百分比介于15%—50%之间且小于所述熔融合金液初始含硅质量百分比的一个浓度;
D.混合所述置于炼铬还原炉的贫硅熔融合金液和一批含有氧化铬的物质,硅还原氧化铬,生成金属铬溶解于所述贫硅熔融合金液中,获得含铬铁合金液。
2.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺A中的熔融合金液在炼镁还原炉内受到氩气搅拌、电磁力搅拌或机械搅拌中的一种或几种搅拌。
3.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺A中的熔融合金液中还含有质量百分比为1—30%的铝元素。
4.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺A中的熔融合金液中还含有质量百分比为0.5—20%的镍元素。
5.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺B中含有氧化镁的物质为煅烧后的白云石、煅烧后的菱镁矿、氧化镁质废旧耐火材料、含氧化镁的冶金废渣或者含有氧化镁的已熔化的熔渣中的一种或几种。
6.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺B中的一批氧化镁至少50%发生反应后,才将反应形成的渣相从所述炼镁还原炉分离出去。
7.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺B还包括向所述熔融合金液中加入硅铁,保持所述熔融合金液质量始终大于未反应及反应后多元氧化物所组成渣相的质量,并且保持熔融合金液含硅质量始终为硅还原渣相中镁化学理论需硅质量的1.5-200倍。
8.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺B中将反应形成的渣相从所述炼镁还原炉分离出去的方式包括将所述熔融合金液和渣相一起排出所述炼镁还原炉后再将熔融合金液回灌至所述炼镁还原炉,或者直接将渣相从所述炼镁还原炉分离出去。
9.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺B中的熔融合金液中加入含有氧化铝和/或含有氟化钙的物质作为造渣剂。
10.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺D中的含铬铁合金液为冶炼含铬不锈钢的母液,所述含铬铁合金液的含铬质量百分比为10—50%。
11.如权利要求1所述的硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬铁合金液的方法,其特征在于,所述工艺D中加入煅烧石灰石、白云石煅白粉、含有氧化钙的物质或含有氧化镁的物质中的一种或几种作为造渣剂。
12.硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含铬不锈钢液的方法,其特征在于,包含如下工艺:
A.提供至少含有硅、铁两种元素且初始含硅质量百分比25-70%的熔融合金液,所述熔融合金液置于炼镁还原炉,所述炼镁还原炉保持350—50000Pa的真空条件和1200—1800摄氏度的温度条件;
B.混合所述熔融合金液和一批含有氧化镁的物质,所述含有氧化镁的物质为步骤D所排出的还原熔渣,保持所述熔融合金液质量始终大于未反应及反应后多元氧化物所组成渣相的质量,并且保持熔融合金液含硅质量始终为硅还原渣相中镁化学理论需硅质量的10-15倍,硅还原氧化镁,生成镁蒸气逸出所述熔融合金液并被冷凝收集,并将反应形成的渣相分离出所述炼镁还原炉;
C.当所述一批氧化镁反应后的熔融合金液中的硅浓度大于一个贫硅浓度时,重复工艺B;当熔融合金液中的硅浓度等于或小于所述贫硅浓度时,形成贫硅熔融合金液,将所述的贫硅熔融合金液置于炼铬还原炉,所述贫硅浓度是指熔融合金液中的含硅质量百分比介于15%—50%之间且小于所述熔融合金液初始含硅质量百分比的一个浓度;
D.混合所述置于炼铬还原炉的贫硅熔融合金液和一批至少含有氧化铬、氧化镁的物质,硅还原氧化铬,生成金属铬溶解于所述贫硅熔融合金液中,获得含铬不锈钢液,含有氧化镁的还原熔渣与所述含铬不锈钢液分离后返回到步骤B作为炼镁的熔融炉料。
13.硅铁浴梯级还原硅热法炼镁联产含锰、含钼、含钒或含钨合金钢液的方法,其特征在于,包含如下工艺:
A.提供至少含有硅、铁两种元素且初始含硅质量百分比25-70%的熔融合金液,所述熔融合金液置于炼镁还原炉,所述炼镁还原炉保持350—50000Pa的真空条件和1200—1800摄氏度的温度条件;
B.混合所述熔融合金液和一批含有氧化镁的物质,保持所述熔融合金液质量始终大于未反应及反应后多元氧化物所组成渣相的质量,并且保持熔融合金液含硅质量始终为硅还原渣相中镁化学理论需硅质量的10-15倍,硅还原氧化镁,生成镁蒸气逸出所述熔融合金液并被冷凝收集,并将反应形成的渣相分离出所述炼镁还原炉;
C.当所述一批氧化镁反应后的熔融合金液中的硅浓度大于一个贫硅浓度时,重复工艺B;当熔融合金液中的硅浓度等于或小于所述贫硅浓度时,形成贫硅熔融合金液,将所述的贫硅熔融合金液置于炼锰、炼钼、炼钒或炼钨还原炉,所述贫硅浓度是指熔融合金液中的含硅质量百分比介于15%—50%之间且小于所述熔融合金液初始含硅质量百分比的一个浓度;
D.混合所述置于炼锰、炼钼、炼钒或炼钨还原炉的贫硅熔融合金液和一批含有氧化锰、氧化钼、氧化钒或氧化钨的物质,硅还原氧化锰、氧化钼、氧化钒或氧化钨,生成金属锰、钼、钒或钨溶解于所述贫硅熔融合金液中,获得含锰、含钼、含钒或含钨合金钢液。
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* Cited by examiner, † Cited by third party
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CN107699712B (zh) * 2017-09-27 2020-06-12 温州翰轩林工业设计有限公司 一种镁冶金炉和镁冶炼方法
CN111321310B (zh) * 2020-02-10 2024-03-19 中国恩菲工程技术有限公司 制备金属镁的方法和***
CN112501434B (zh) * 2020-10-19 2023-04-14 北京中冶设备研究设计总院有限公司 液态炼镁还原剂及其应用
CN112853121B (zh) * 2020-12-30 2022-07-12 北京中冶设备研究设计总院有限公司 金属镁的生产方法
CN114293014B (zh) * 2021-12-16 2022-09-27 西安交通大学 一种无碳化硅热还原镁冶金装置及方法

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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4518425A (en) * 1983-12-20 1985-05-21 University Of Waterloo Production of magnesium metal
KR100793591B1 (ko) * 2006-12-28 2008-01-14 주식회사 포스코 산화크롬 함유 슬래그로부터의 크롬 금속 환원 방법
CN100485071C (zh) * 2007-06-09 2009-05-06 山西太钢不锈钢股份有限公司 不锈钢除尘灰中铬、镍合金元素电炉冶炼回收方法
CN101100709B (zh) * 2007-08-06 2010-09-01 攀枝花新钢钒股份有限公司 氧化钒生产过程中回收铬的方法
KR101063798B1 (ko) * 2008-12-23 2011-09-08 주식회사 포스코 마그네슘 제조 장치 및 이를 이용한 마그네슘 제조 방법
CN101999005B (zh) * 2010-06-07 2013-01-02 牛强 一种真空环流熔态硅热法炼镁的方法及其设备
CN101914692B (zh) * 2010-08-17 2012-10-03 牛强 单浸渍管硅铁浴真空环流炼镁装置及其方法
CN101906544B (zh) * 2010-08-17 2013-02-13 牛强 双浸渍管硅铁浴真空环流炼镁装置及其方法
CN103882246B (zh) * 2014-01-08 2015-02-25 中国重型机械研究院股份公司 一种真空炼镁装置及其方法

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