NO174303B - Procedure for the manufacture of ferroalloys, calcium silicon and crude iron - Google Patents
Procedure for the manufacture of ferroalloys, calcium silicon and crude iron Download PDFInfo
- Publication number
- NO174303B NO174303B NO893038A NO893038A NO174303B NO 174303 B NO174303 B NO 174303B NO 893038 A NO893038 A NO 893038A NO 893038 A NO893038 A NO 893038A NO 174303 B NO174303 B NO 174303B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- charge
- shaft furnace
- plasma
- ferroalloys
- furnace
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 28
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 12
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims description 12
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims description 7
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 title claims description 6
- OSMSIOKMMFKNIL-UHFFFAOYSA-N calcium;silicon Chemical compound [Ca]=[Si] OSMSIOKMMFKNIL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 10
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 claims description 6
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 3
- 229910000851 Alloy steel Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000011241 protective layer Substances 0.000 claims description 2
- 239000002436 steel type Substances 0.000 claims description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 10
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 8
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 7
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 7
- 229910052758 niobium Inorganic materials 0.000 description 7
- XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N Argon Chemical compound [Ar] XKRFYHLGVUSROY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N Calcium oxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000010410 layer Substances 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 239000005997 Calcium carbide Substances 0.000 description 5
- 229910002804 graphite Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000010439 graphite Substances 0.000 description 5
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 description 5
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 5
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 5
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 5
- 230000001681 protective effect Effects 0.000 description 5
- CLZWAWBPWVRRGI-UHFFFAOYSA-N tert-butyl 2-[2-[2-[2-[bis[2-[(2-methylpropan-2-yl)oxy]-2-oxoethyl]amino]-5-bromophenoxy]ethoxy]-4-methyl-n-[2-[(2-methylpropan-2-yl)oxy]-2-oxoethyl]anilino]acetate Chemical compound CC1=CC=C(N(CC(=O)OC(C)(C)C)CC(=O)OC(C)(C)C)C(OCCOC=2C(=CC=C(Br)C=2)N(CC(=O)OC(C)(C)C)CC(=O)OC(C)(C)C)=C1 CLZWAWBPWVRRGI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052786 argon Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 230000005855 radiation Effects 0.000 description 4
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 4
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 4
- 229910014813 CaC2 Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910000616 Ferromanganese Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000005275 alloying Methods 0.000 description 3
- 235000012255 calcium oxide Nutrition 0.000 description 3
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 3
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 3
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 3
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- 229910000604 Ferrochrome Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 230000015556 catabolic process Effects 0.000 description 2
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 2
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 1
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 1
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 description 1
- 238000001311 chemical methods and process Methods 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 1
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 239000000498 cooling water Substances 0.000 description 1
- 238000006731 degradation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 239000011261 inert gas Substances 0.000 description 1
- 239000012768 molten material Substances 0.000 description 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 1
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 1
- 125000006850 spacer group Chemical group 0.000 description 1
- 230000008646 thermal stress Effects 0.000 description 1
Landscapes
- Compounds Of Iron (AREA)
- Silicon Compounds (AREA)
Description
Fremgangsmåte ved fremstilling av ferrolegeringer, Procedure for the production of ferroalloys,
kalsiumsilisium og råjern calcium silicon and pig iron
Foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangmnåte ved utførelse av metallurgiske prosesser i en sjaktovn under tilførsel av energi mellom en plasmaflamme som går gjennom sjaktovnens øvre tillukking og en motelektrode i sjaktovnens bunn, slik som angitt i krav l's ingress. The present invention relates to a method of progress when carrying out metallurgical processes in a shaft furnace during the supply of energy between a plasma flame that passes through the shaft furnace's upper closure and a counter electrode in the shaft furnace's bottom, as stated in claim 1's preamble.
Ved kjente fremgangsmåter av denmne art og ved vanlige plasmasmelteovner foreligger helt generelt det problem at energi som avgis av en plasmalysbue ikke med tilfredsstil-lende virkningsgrad kan overføres på chargen. I kjernen av en plasmalysbue hersker temperaturer rundt 15000°C ved anvendelse av toatomige plasmagasser, ved anvendelse av enatomige plasmagasesr hersker temperaturer opptil 30000°C, og en stor del av energien avgis derfor ved stråling. En betydelig del av denne stråling kan ikke nyttes for henholdsvis høytemperaturprosesser og smelteprosesser i ovner, hvilket i tillegg også fører til en betydelig termisk slitasje av ovnsforingen. With known methods of this kind and with ordinary plasma melting furnaces, there is generally the problem that energy emitted by a plasma arc cannot be transferred to the charge with a satisfactory degree of efficiency. In the core of a plasma arc, temperatures of around 15,000°C prevail when using diatomic plasma gases, when using monatomic plasma gases, temperatures of up to 30,000°C prevail, and a large part of the energy is therefore emitted by radiation. A significant part of this radiation cannot be used for respectively high-temperature processes and melting processes in furnaces, which in addition also leads to significant thermal wear of the furnace lining.
Der er allerede foretatt forsøk på å forbedre utnyttelsen av energitilførselen av en plasmautladning ved forstørrelse av utladningstverrsnittet. Således er det fra US patent 3.404.078 kjent en fremgangsmåte for dannelse av en plasma-bue, hvor en av elektrodene består av et flytesjikt av elektrisk ledende partikler. I plasmaområdet kan forskjellige materialer innføres, og produktene som dannes i høy-temperatursonen kommer inn i flytesjiktet og avkjøles der. Fremgangsmåten ifølge dette US-patent er derfor ikke egnet til å fremstille produkter i flytende, smeltet form. Attempts have already been made to improve the utilization of the energy supply of a plasma discharge by enlarging the discharge cross-section. Thus, a method for forming a plasma arc is known from US patent 3,404,078, where one of the electrodes consists of a floating layer of electrically conductive particles. In the plasma area, different materials can be introduced, and the products formed in the high-temperature zone enter the fluidized bed and are cooled there. The method according to this US patent is therefore not suitable for producing products in liquid, molten form.
Oppfinnelsen tar sikte på å overvinne de beskrevne vanske-ligheter ved å tilveiebringe en egnet fremgangsmåte for gjennomføring av metallurgiske prosesser, ved hvilke en rask innsmelting og en rask reaksjon mellom chargebestanddelene oppnås og ved hvilken fremgangsmåtens forløp kan styres på forbedret måte. The invention aims to overcome the described difficulties by providing a suitable method for carrying out metallurgical processes, in which a rapid fusion and a rapid reaction between the charge components is achieved and in which the course of the process can be controlled in an improved manner.
Denne oppgave løses ifølge oppfinnelsen ved en fremgangsmåte av den innledningsvis angitte art ved at det mellom en sentrert anordnet elektrode som går gjennom sjaktovnens øvre deksel og en motelektrode som går gjennom sjaktovnens bunn, dannes en plasmalysbue, og hvor fremgangsmåten er særpreget ved at chargen innføres gjennom det øvre deksel konsentrisk rundt flammeområdet som et slør, fortrinnsvis i finfordelt form, og blir delvis avleiret som et beskyttende sjikt på den ildfaste bekledning på ovnens innervegg. According to the invention, this task is solved by a method of the kind indicated at the outset in that a plasma arc is formed between a centrally arranged electrode that passes through the upper cover of the shaft furnace and a counter electrode that passes through the bottom of the shaft furnace, and where the method is characterized by the charge being introduced through the upper cover concentrically around the flame area as a veil, preferably in finely divided form, and is partly deposited as a protective layer on the refractory lining on the inner wall of the oven.
De konsentrisk rundt fakkelområdet innførte partikler av chargen beskytter innerveggen, dvs. den ildfaste foring i sjaktovnen, mot termisk slitasje; en spesiell fordel ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen består videre i at mer energi opptas av den tilførte charge som omgir plasmalysbueområdet som et slør, enn ved konvensjonelle fremgangsmåter, hvorved hastigheten av de metallurgiske prosesser aksele-reres vesentlig. The particles of the charge introduced concentrically around the torch area protect the inner wall, i.e. the refractory lining in the shaft furnace, against thermal wear; a particular advantage of the method according to the invention further consists in the fact that more energy is absorbed by the added charge which surrounds the plasma arc area like a veil, than with conventional methods, whereby the speed of the metallurgical processes is significantly accelerated.
Partiklene av chargen som faller ned som slør og/eller chargen som oppbygges i nedre område av ovnen konsentrisk rundt plasmalysbueområdet, absorberer den største del av varmestrålingen og forvarmes derved, slik at det oppnås en optimal utnyttelse av energien som tilføres i form av elektrisk strøm. The particles of the charge that fall down as a veil and/or the charge that builds up in the lower area of the furnace concentrically around the plasma arc area, absorb the largest part of the heat radiation and are thereby preheated, so that optimal utilization of the energy supplied in the form of electric current is achieved.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen kan med fordel anvendes f.eks. ved fremstilling av ferrolegeringer, kalsiumsilisium, råjern, videre for oppbygningssmelting av høylegerte ståltyper samt for omsmelting av avfall av lignende art. Den er imidlertid også utmerket egnet for gjennomføring av kjemiske prosesser som forløper ved høye temperaturer samt for fremstilling av kalsiumkarbid. The method according to the invention can advantageously be used e.g. in the production of ferroalloys, calcium silicon, pig iron, further for build-up melting of high-alloy steel types and for remelting of waste of a similar nature. However, it is also excellently suited for carrying out chemical processes that take place at high temperatures and for the production of calcium carbide.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen utmerker seg dessuten, som følge av den meget lave metallnedbrennig i de akselerert forløpende metallurgiske prosesser i inertgassen som bygger seg opp eller atmosfæren som reduserer seg, i sammenligning med vanlige smelteprosesser såsom lysbuesmelting, ved høy utbringelsesgrad av legeringselementer. The method according to the invention also excels, as a result of the very low metal degradation in the accelerated metallurgical processes in the inert gas that builds up or the atmosphere that reduces, in comparison with ordinary melting processes such as arc melting, by a high yield of alloying elements.
Ved fremstilling av kalsiumkarbid smeltes ifølge den kjente teknikk en malmblanding av henholdsvis CaO og CaC03 og karbon og reduseres under frigjøring av CO, hvorunder den elektriske energi tilføres gjennom grafitt eller Soderberg-elektroder med stor diameter. Herunder danner det seg ingen lysbue, men oppvarmingen skjer i det vesentlige ved mot-standsoppvarming av malmen. Følgelig er de oppnåelige temperaturer i innsmeltningsområdet relativt lave og tidsbehovet for innsmeltingen tilsvarende høy. In the production of calcium carbide, according to the known technique, an ore mixture of respectively CaO and CaC03 and carbon is melted and reduced while releasing CO, during which the electrical energy is supplied through graphite or Soderberg electrodes with a large diameter. Below this, no electric arc forms, but the heating takes place essentially by resistance heating of the ore. Consequently, the achievable temperatures in the fusion area are relatively low and the time required for fusion correspondingly high.
I det allerede nevnte US patent 3.404.078 foreslås det for fremstilling av CaC2 å anordne et flytesjikt av grafittpartikler under anvendelse av argon som bærergass, og i utladningen som dannes mellom dette flytesjiktet og den negative elektrode å innblåse CaO med argon. Det oppnås grafittpartikler med CaC2-overtrekk, hvorunder bare en 24,6% omvandling oppnås. In the already mentioned US patent 3,404,078, it is proposed for the production of CaC2 to arrange a floating layer of graphite particles using argon as a carrier gas, and in the discharge formed between this floating layer and the negative electrode to blow in CaO with argon. Graphite particles with a CaC2 coating are obtained, under which only a 24.6% conversion is achieved.
Ifølge en foretrukket utførelsesform kan ved den metallurgiske prosess en liten mengde av chargeringsgodset innføres i motelektrodens område, og etter antennelse av plasmalysbuen kan ytterligere charge innføres kontinuerlig. I høyere-liggende sjikt ville den fortsatt faste charge forhindre dannelsen av plasmafakkelen, men den har likevel tilstrek-kelig elektrisk ledeevne til at en liten mengde muliggjør tenning av plasmalysbuen. According to a preferred embodiment, during the metallurgical process, a small amount of the charging material can be introduced into the area of the counter electrode, and after ignition of the plasma arc, additional charge can be continuously introduced. In a higher-lying layer, the still solid charge would prevent the formation of the plasma torch, but it still has sufficient electrical conductivity that a small amount enables ignition of the plasma arc.
Hensiktsmessig innføres chargen gjennom en krans av chargeringsrør som omgir elektroden eller kontinuerlig gjennom en ringformet chargeringsslisse som omgir elektroden. Det kan være anordnet f.eks. 6 til 12 chargeringsrør. Ved å innføre chargen gjennom en ringformet chargeringsslisse som omgir elektroden, får man et spesielt tett og jevnt slør av chargepartikler. Appropriately, the charge is introduced through a ring of charging tubes that surround the electrode or continuously through an annular charging slot that surrounds the electrode. It can be arranged e.g. 6 to 12 charging tubes. By introducing the charge through an annular charging slot that surrounds the electrode, a particularly dense and uniform veil of charge particles is obtained.
Fortrinnsvis anvendes chargeringsgods med en kornstørrelse på opptil 25 mm. Ved stykkeformet charge foretrekkes kornstørrelser opptil 10 mm og ved anvendelse av pellets særlig slike fra 5 til 15 mm. Som plasmagasser kommer alle gasser som normalt anvendes for dette formål i betraktning, såsom Ar, He, H2, N2 og CO. Preferably, charging materials with a grain size of up to 25 mm are used. In the case of piece-shaped charge, grain sizes of up to 10 mm are preferred and when using pellets especially those from 5 to 15 mm. All gases that are normally used for this purpose come into consideration as plasma gases, such as Ar, He, H2, N2 and CO.
Ved siden av tilførselen av chargen gjennom chargeåpningene, kan også relativt fine bestanddeler av chargen tilføres gjennom elektrodens innvendige kanaler. In addition to the supply of the charge through the charge openings, relatively fine components of the charge can also be supplied through the internal channels of the electrode.
For fremstilling av ferrolegeringer fra oksydholdige malmer og karbonholdig materiale anvendes som charge en blanding av den tilsvarende malm, hvori legeringselementene og jernet fortrinnsvis foreligger i oksydert form, samt av henholdsvis karbon og koks. For the production of ferroalloys from oxide-containing ores and carbonaceous material, a mixture of the corresponding ore, in which the alloying elements and the iron are preferably present in oxidized form, and of carbon and coke respectively, is used as charge.
Ved hjelp av plasmalysbuen kan også de anvendte stoffer med forskjellige kornstørrelser, til og med støvformige stoffer, smeltes uten forstyrrelser og omsettes ved disse reduktive prosesser, mens det tidligere - spesielt ved den innledningsvis omtalte fremstilling av CaC2 ved motstandsopp-varming - kunne anvendes bare grovstykkede råstoffer. With the aid of the plasma arc, the used substances with different grain sizes, even dusty substances, can be melted without disturbance and reacted by these reductive processes, whereas previously - especially in the production of CaC2 by resistance heating mentioned at the outset - only coarse pieces could be used raw materials.
Ved fremgangsmåten ifølge foreliggende oppfinnelse vil ikke bare plasmalysbuens strålingsvarme, men også konveksjons-varmen på stedet hvor plasmastrålen treffer det fortsatt faste eller allerede smeltede chargergods, nyttiggjøres og kombineres med motstandsoppvarmingen som oppstår som følge av strømgangen gjennom det øvrige chargergods, henholdsvis den øvrige malm. Karbonmonoksydet som dannes ved reaksjonen, øker plasmalysbuens energitetthet og bevirker dermed en ytterligere økning av energiutbyttet. In the method according to the present invention, not only the radiation heat of the plasma arc, but also the convection heat at the place where the plasma jet hits the still solid or already melted charger material will be utilized and combined with the resistance heating that occurs as a result of the flow of current through the other charger material, respectively the other ore. The carbon monoxide that is formed during the reaction increases the energy density of the plasma arc and thus causes a further increase in the energy yield.
Oppfinnelsen illustreres nærmere ved tegningene samt ved de etterfølgende eksempler. Figur 1 viser et vertikalsnitt gjennom en sjaktovn og figur 2 viser den samme ovenfra. Figur 3 viser ovnen ovenfra med en annen utførelse av chargeringsåpningen. I figur 4 vises en endret utførelses-form- av en lavsjaktovn som spesielt egner seg for utførelse av de nevnte reduktive prosesser. The invention is illustrated in more detail by the drawings and by the following examples. Figure 1 shows a vertical section through a shaft furnace and Figure 2 shows the same from above. Figure 3 shows the oven from above with another version of the charging opening. Figure 4 shows a modified embodiment of a low shaft furnace which is particularly suitable for carrying out the aforementioned reductive processes.
I figur 1 er sjaktovnens mantel angitt med 1. Denne har en foring av ildfaste teglstein 2. Sjaktovnens bunn er av-stampet grafittmasse 3, og i bunnen er det på siden anordnet en tapperenne 4. På sjaktovnen hviler et øvre deksel 5, som gasstett lukker det innvendige ovnsrom ved hjelp av en dekselpakning 6, som griper inn i en rundtgående sandkopp 7. Hjertestykket av dekselet, som er utstyrt med en vannav-kjøling, har flere boringer, og mellom en sentrert vannkjølt boring 9, gjennom hvilken henholdsvis plasmalysbuen og elektroden er ført, ligger en krans av seks ytterligere boringer 11 som omgir den sentrale boring, gjennom hvilke chargeringsrørene 12 er ført for innføring av henholdsvis chargen og malmbestanddelen. I sjaktovnens bunn, ovenfor munningen av plasmabrenneren 10, er motelektroden 13 anordnet. In Figure 1, the mantle of the shaft furnace is indicated by 1. This has a lining of refractory bricks 2. The bottom of the shaft furnace is tamped graphite mass 3, and at the bottom there is a drain chute 4 arranged on the side. On the shaft furnace rests an upper cover 5, which is gas-tight closes the inner furnace space by means of a cover gasket 6, which engages in a circumferential sand cup 7. The heart piece of the cover, which is equipped with a water hub cooling, has several bores, and between a centered water-cooled bore 9, through which respectively the plasma arc and the electrode is guided, there is a ring of six further bores 11 surrounding the central bore, through which the charging pipes 12 are led for the introduction of the charge and the ore component, respectively. In the bottom of the shaft furnace, above the mouth of the plasma burner 10, the counter electrode 13 is arranged.
I begynnelsen av prosessen innføres en liten mengde av chargen gjennom chargeringsrørene 12, så tennes utladningen, hvorunder det danner seg en frittbrennende plasmafakkel 14, og man får en sump 15 av smeltet charge, hvorved prosessen innledes. Så innføres ytterligere charger kontinuerlig, hvorved det bygger seg opp en beskyttelsesvegg 16 av faste chargebestanddeler på ovnens innvendige vegg 2 rundt sumpen 15, hvilken beskyttelsesvegg 16 beskytter den ildfaste foring mot for høye temperaturer og som samtidig forvarmes av plasmafakkelens 14 strålingsvarme. At the beginning of the process, a small amount of the charge is introduced through the charging tubes 12, then the discharge is ignited, under which a free-burning plasma torch 14 is formed, and a sump 15 of molten charge is obtained, whereby the process is initiated. Further charges are then continuously introduced, whereby a protective wall 16 of solid charge components is built up on the furnace's inner wall 2 around the sump 15, which protective wall 16 protects the refractory lining against excessively high temperatures and which is simultaneously preheated by the plasma torch 14's radiant heat.
I figur 3 er ovnskappen igjen angitt med 1, og på ovnslege-met er det gasstett påsatt en øvre tildekning. Videre ser man på siden av ovnen tapperennen 4 som leder vekk. I det vannkjølte hjertestykket 4 av tildekningen 5 er det anordnet en sentral boring 9, og gjennom sistnevnte er det ført en plasmabrenner 10. En ringformet chargeringsslisse 17 omgir boringen 9 konsentrisk. I chargeringssslissen 17 er det anordnet fire avstandstykker 18, som også inneholder kanaler for kjølevannet. In Figure 3, the oven cabinet is again indicated by 1, and a gas-tight upper cover is attached to the oven body. Furthermore, on the side of the oven, you can see the drainage channel 4 that leads away. A central bore 9 is arranged in the water-cooled heart piece 4 of the cover 5, and a plasma torch 10 is passed through the latter. An annular charging slot 17 surrounds the bore 9 concentrically. Four spacers 18 are arranged in the charging slot 17, which also contain channels for the cooling water.
Når chargen innføres kontinuerlig i sjaktovnen gjennom slissen 17, danner chargens partikler rundt plasmafakkelen et tett slør som brenner mellom elektrodene i brenneren 10 og motelektroden 13 som går gjennom bunnen av sjaktovnen. Partikkelsløret beskytter ovnskledningen mot termisk belastning og absorberer størstedelen av varmeenergien som utstråles fra plasmafakkelen, slik at en betydelig mengde av chargen når bunnen av sjaktovnen, henholdsvis smelte-sumpen, allerede i flytende tilstand. De større, fortsatt ikkesmeltede chargepartikler bidrar til sjiktdannelse på beskyttelsesveggen 16. When the charge is introduced continuously into the shaft furnace through the slot 17, the particles of the charge around the plasma torch form a dense veil that burns between the electrodes in the burner 10 and the counter electrode 13 which passes through the bottom of the shaft furnace. The particle veil protects the furnace lining against thermal stress and absorbs most of the heat energy radiated from the plasma torch, so that a significant amount of the charge reaches the bottom of the shaft furnace, or the melting sump, already in a liquid state. The larger, still unfused charge particles contribute to layer formation on the protective wall 16.
Også ved utførelsesformen ifølge figur 4 er beholderens kappe angitt med 1 og den ildfase foring med 2. Ovnens bunn er dannet av grafittstampemasse 3, hvilken bunn har en sideveis avløpsrenne eller utløpsrenne 4 for smeltet materiale. På sjaktovnens munning, som har et mindre tverrsnitt oppe enn nede, dvs. at ovnsveggene divergerer i retning mot bunnen, er det påsatt en vannkjølt øvre tildekning 19, hvilken tildekning hen mot ovnens indre har en søyleformet føring 20, som består av ildfast materiale. Den kjeglestumpformede søyle har en sentral boring 21 som har en vannkjøling 22. Gjennom boringen er plasmabrenneren 10 ført, med en munning 23 som stikker over den nedre ende Also in the embodiment according to figure 4, the casing of the container is indicated by 1 and the fire phase lining by 2. The bottom of the furnace is formed from graphite tamping mass 3, which bottom has a lateral drainage channel or outlet channel 4 for molten material. On the mouth of the shaft furnace, which has a smaller cross-section at the top than at the bottom, i.e. that the furnace walls diverge in the direction towards the bottom, a water-cooled upper cover 19 is attached, which cover towards the interior of the furnace has a column-shaped guide 20, which consists of refractory material. The frustoconical column has a central bore 21 which has a water cooling 22. Through the bore the plasma torch 10 is guided, with a mouth 23 projecting over the lower end
24 av søylen 20. Gjennom den kjegeleformede utforming av føringssøylen og den koniske form av den ildfaste kledningen 2 på sjaktovnens indre vegger, dannes et ringformet, nedad divergerende rom 24, i hvilket henholdsvis faste charger og malmbestanddeler setter seg og virker som en beskyttelsesvegg 16, som innføres gjennom tilførselsstyrtsjakten 25 med doseringsklaffer som går gjennom lokket 19. Et avtrekks-rør for gassen som frigjøres ved reduksjonsprosessen er angitt med 26. 24 of the column 20. Through the cone-shaped design of the guide column and the conical shape of the refractory lining 2 on the inner walls of the shaft furnace, an annular, downwardly diverging space 24 is formed, in which respectively solid charges and ore constituents settle and act as a protective wall 16, which is introduced through the supply chute 25 with dosing flaps that go through the lid 19. An exhaust pipe for the gas released during the reduction process is indicated by 26.
Mellom bunnelektroden 13 og munningen 23 av plasmabrenneren, henholdsvis elektroden 10, forblir - som det fremgår av tegningen - det kjeglestumpformede, nedad divergerende rom 27 fritt. I dette rom tennes plasmafakkelen 14 i begynnelsen av proessen etter et en liten mengde charge eller malm er innført, og deretter fylles, ved ytterligere malmtilsetning, det ringformede rom 24 opp til knapt under avtrekksrøret 26 med malmbestanddeler. Ved reduksjonprosessens fortsettelse avsmeltes og omsettes malmbestanddeler kontinuerlig i det utsparte rom 27, og gassen som dannes, spesielt CO, stiger °PP gjennom malmsjiktet, henholdsvis beskyttelsesveggen 16, og bevirker en foroppvarming og forreduksjon. Between the bottom electrode 13 and the mouth 23 of the plasma torch, respectively the electrode 10, - as can be seen from the drawing - the truncated cone-shaped, downwardly diverging space 27 remains free. In this space, the plasma torch 14 is ignited at the beginning of the process after a small amount of charge or ore has been introduced, and then, by further ore addition, the annular space 24 is filled up to just under the extraction tube 26 with ore constituents. As the reduction process continues, ore constituents are continuously melted and converted in the recessed space 27, and the gas that is formed, especially CO, rises °PP through the ore layer, respectively the protective wall 16, and causes a pre-heating and pre-reduction.
Ifølge en foretrukket utførelsesform for fremstilling av ferrolegeringer eller kalsiumkarbid, kan finkornet karbn tilføres under prosessen gjennom en eller flere innvendige kanaler i plasmabrenneren til rommet 27, hvorunder ytterligere CO dannes. According to a preferred embodiment for the production of ferroalloys or calcium carbide, fine-grained carbon can be supplied during the process through one or more internal channels in the plasma burner to the space 27, during which further CO is formed.
Eksempel 1 Example 1
Fremstilling av ferromangan: Production of ferromanganese:
1300 kg ferromanganmalm (med 45 til 55% Mn, opptil 10% Fe, hvorunder Mn og Fe overveiende foreligger i form av oksyder) chargeres - blandet med 400 - 500 kg karbon, koks eller kullgrus -kontinuerlig med en hastighet på 1,5 kg/s til 3 kg/s. Ca. 1 tonn ferromangan med 75% Mn, 2% oksyder, restjern bringes ut etter 10 til 20 minutter. 1300 kg of ferromanganese ore (with 45 to 55% Mn, up to 10% Fe, where Mn and Fe are mainly present in the form of oxides) is charged - mixed with 400 - 500 kg of carbon, coke or coal gravel - continuously at a rate of 1.5 kg /s to 3 kg/s. About. 1 ton of ferromanganese with 75% Mn, 2% oxides, residual iron is brought out after 10 to 20 minutes.
I de følgende eksempler 2 og 3 innføres 1 til 5 kg, fortrinnsvis 3 kg charge pr. sekund kontinuerlig; utbyttet er 3 til 15 tonn pr. time. In the following examples 2 and 3, 1 to 5 kg, preferably 3 kg of charge per second continuous; the yield is 3 to 15 tonnes per hour.
Ved en sjaktovn er ovnsstørrelsen begrenset av brennerens maksimale ytelse, og en slik ovn med vanlig brenner mulig-gjør et utbytte på ca. 5 tonn produkt/time. In the case of a shaft furnace, the furnace size is limited by the burner's maximum performance, and such a furnace with a normal burner enables a yield of approx. 5 tonnes of product/hour.
Eksempel 2 Example 2
Smelting av CrNiMoNb-stål av artsegent avfall: Smelting of CrNiMoNb steel from specific waste:
5000 kg Shredder-avfall med følgende sammensetning: 0,049% C, 0,21% Si, 1,26% Mn, 0,017% P, 0,031% S, 18,8% Cr, 11,03% Ni, 2,2% Mo, 0,11% Cu, 0,60% Nb; chargeres sammen med 32,6 kg FeMo (59,7% Mo), 21,7 kg ren-Ni (99,0%), 83,3 kg FeCr (0,033% C, 73,1% Cr) og 16,3 kg FeNbTa (60,7% Nb). 5000 kg Shredder waste with the following composition: 0.049% C, 0.21% Si, 1.26% Mn, 0.017% P, 0.031% S, 18.8% Cr, 11.03% Ni, 2.2% Mo , 0.11% Cu, 0.60% Nb; charged together with 32.6 kg FeMo (59.7% Mo), 21.7 kg pure Ni (99.0%), 83.3 kg FeCr (0.033% C, 73.1% Cr) and 16.3 kg FeNbTa (60.7% Nb).
Tilsammen oppnås 5072 kg stål med sammensetningen: Together, 5072 kg of steel is obtained with the composition:
0,055% C, 0,32% Si, 1,22% Mn, 0,023% P, 0,011% S, 19,22% Cr, 11,15% Ni, 2,5% Mo, 0,11% Cu, 0,75% Nb. Ved en total metallnedbrenning på 2% gir dette følgende utbyttegrad av de enkelte legeringselementer: 0.055% C, 0.32% Si, 1.22% Mn, 0.023% P, 0.011% S, 19.22% Cr, 11.15% Ni, 2.5% Mo, 0.11% Cu, 0, 75% Nb. With a total metal burn-down of 2%, this gives the following degree of yield of the individual alloying elements:
99% Ni, 97% Cr, 98% Mo, 98% Mn, 96% Nb. 99% Ni, 97% Cr, 98% Mo, 98% Mn, 96% Nb.
Eksempel 3 Example 3
Fremstilling av stål av typen XSCrNiMoNb ved oppbygningssmelting: 5000 kg jernsvamp, 934 kg ren-Ni, 350 kg FeMo (56% Mo), 2205 kg FeCr (0,036% C, 73,8% Cr), 108 kg Mn-metall (99%) og 87 kg FeNbTa (60,7% Nb) chargeres i ovnen. Production of steel of type XSCrNiMoNb by build-up smelting: 5000 kg of sponge iron, 934 kg of pure Ni, 350 kg of FeMo (56% Mo), 2205 kg of FeCr (0.036% C, 73.8% Cr), 108 kg of Mn metal (99 %) and 87 kg of FeNbTa (60.7% Nb) are charged in the furnace.
Utbyttet utgjør 8458 kg stål med sammensetningen: The yield amounts to 8458 kg of steel with the composition:
0,041% C, 0,35% Si, 1,27% Mn, 0,016% P, 0,01% S, 18,57% Cr, 10,95% Ni, 2,29% Mo, 0,11% Cu, 0,63% Nb. 0.041% C, 0.35% Si, 1.27% Mn, 0.016% P, 0.01% S, 18.57% Cr, 10.95% Ni, 2.29% Mo, 0.11% Cu, 0.63% Nb.
Den totale metallnedbrenning ligger på 3%, utbyttegraden av de enkelte legeringselementer er derunder: 99% Ni, 99% Cr, 99% Mo, 99% Mn, 100% Nb. The total metal breakdown is 3%, the yield of the individual alloy elements is below: 99% Ni, 99% Cr, 99% Mo, 99% Mn, 100% Nb.
Eksempel 4 Example 4
Fremstilling av kalsiumkarbid: Preparation of calcium carbide:
En malmblanding av 3 000 kg brent kalk og 1950 kg karbon med diskontinuerlig kornstørrelsesfordeling opptil maksimalt 25 mm, ble kontinuerlig innført i en sjaktovn av den i figur 4 viste utførelsesform med en chargeringshastighet på 3 kg pr. sek, etter at først en liten mengde malm var plassert i området til motelektroden og plasmafakkelen tent. Som plasmagass ble argon anvendt. Kalsiumkarbidutbyttet hadde en renhetsgrad på 90,2%. An ore mixture of 3,000 kg quicklime and 1,950 kg carbon with discontinuous grain size distribution up to a maximum of 25 mm was continuously fed into a shaft furnace of the embodiment shown in Figure 4 at a charging rate of 3 kg per sec, after first a small amount of ore has been placed in the area of the counter electrode and the plasma torch lit. Argon was used as plasma gas. The calcium carbide yield had a degree of purity of 90.2%.
Det kunne fastslås at utnyttelsen av den anvendte elektriske energi ved fremgangsmåen ifølge oppfinnelsen helt generelt er rundt ca. 20% bedre enn ved den kjente smelte- henholdsvis reduksjonsmetoden. It could be established that the utilization of the electrical energy used in the method according to the invention is generally around approx. 20% better than with the known melting or reduction method.
Claims (4)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
NO893038A NO174303C (en) | 1982-12-22 | 1989-07-25 | Process for the preparation of ferroalloys, calcium silicon and pig iron |
Applications Claiming Priority (4)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
AT0463882A AT382355B (en) | 1982-12-22 | 1982-12-22 | METHOD FOR PRODUCING CALCIUM CARBIDE AND TUBE FOR CARRYING OUT THE METHOD |
AT383383A AT386008B (en) | 1983-10-28 | 1983-10-28 | METHOD FOR CARRYING OUT METALLURGICAL PROCESSES |
NO834747A NO163714C (en) | 1982-12-22 | 1983-12-21 | PROCEDURE FOR THE PREPARATION OF CALCIUM CARBID AND CHEAT OVEN FOR EXECUTION OF THEREOF. |
NO893038A NO174303C (en) | 1982-12-22 | 1989-07-25 | Process for the preparation of ferroalloys, calcium silicon and pig iron |
Publications (4)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO893038L NO893038L (en) | 1984-06-25 |
NO893038D0 NO893038D0 (en) | 1989-07-25 |
NO174303B true NO174303B (en) | 1994-01-03 |
NO174303C NO174303C (en) | 1994-04-13 |
Family
ID=27149644
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO893038A NO174303C (en) | 1982-12-22 | 1989-07-25 | Process for the preparation of ferroalloys, calcium silicon and pig iron |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
NO (1) | NO174303C (en) |
-
1989
- 1989-07-25 NO NO893038A patent/NO174303C/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
NO893038D0 (en) | 1989-07-25 |
NO174303C (en) | 1994-04-13 |
NO893038L (en) | 1984-06-25 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US2894831A (en) | Process of fluidized bed reduction of iron ore followed by electric furnace melting | |
KR0131266B1 (en) | Process for the production of iron using converter | |
RU99105748A (en) | INSTALLATION AND METHOD (OPTIONS) FOR PRODUCING METAL MELTS | |
SU1118292A3 (en) | Method of obtaining molten cast iron or steel semiproduct from iron-containing material and device for effecting same | |
CA1244656A (en) | Processes and appparatus for the smelting reduction of smeltable materials | |
EP0190313A1 (en) | Method and apparatus for continuous steelmaking. | |
US7790099B2 (en) | Process and apparatus for extracting zinc | |
JPS6294792A (en) | Method and device for continuously preheating charging material for steel-making furnace | |
NO163714B (en) | PROCEDURE FOR THE PREPARATION OF CALCIUM CARBID AND CHEAT OVEN FOR EXECUTION OF THEREOF. | |
US3661561A (en) | Method of making aluminum-silicon alloys | |
US4756748A (en) | Processes for the smelting reduction of smeltable materials | |
NO173957B (en) | Melting furnace and process for feed material to be treated therein | |
US4644557A (en) | Process for the production of calcium carbide and a shaft furnace for carrying out the process | |
US3167420A (en) | Production of metals or alloys from ores | |
US3661562A (en) | Reactor and method of making aluminum-silicon alloys | |
US4006284A (en) | Extended arc furnace and process for melting particulate charge therein | |
US3894864A (en) | Process for the continuous production of steel from ore | |
CA1218831A (en) | Plant for producing calcium carbide | |
NO174303B (en) | Procedure for the manufacture of ferroalloys, calcium silicon and crude iron | |
EP1912896A1 (en) | Carbothermic processes | |
US3108869A (en) | Ore reduction furnace and method | |
JPH0351992B2 (en) | ||
US3948641A (en) | Apparatus for the continuous production of steel from ore | |
CA1327274C (en) | Method of recovering metals and metal alloys and a plant therefor | |
US3964897A (en) | Method and arrangement for melting charges, particularly for use in the production of steel |