RU2167952C1 - Method of producing ferrochromium from lean iron-containing chromium ores - Google Patents
Method of producing ferrochromium from lean iron-containing chromium ores Download PDFInfo
- Publication number
- RU2167952C1 RU2167952C1 RU2000109630A RU2000109630A RU2167952C1 RU 2167952 C1 RU2167952 C1 RU 2167952C1 RU 2000109630 A RU2000109630 A RU 2000109630A RU 2000109630 A RU2000109630 A RU 2000109630A RU 2167952 C1 RU2167952 C1 RU 2167952C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- coal
- slag
- converter
- chromium
- mixture
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к черной металлургии, конкретно к производству феррохрома высокого качества. The invention relates to ferrous metallurgy, specifically to the production of high quality ferrochrome.
Известен способ производства феррохрома, включающий загрузку шихты, состоящей из руды, коксика и флюсов, в электропечь, последующий нагрев до заданной температуры и расплавление шихты и раздельный выпуск из печи расплава металла и шлака (см. Книгу Крамарова А.Д. и Соколова А.Н. Электрометаллургия стали и ферросплавов. - М: Металлургия, 1976, с. 337-347). A known method for the production of ferrochrome, including loading a mixture consisting of ore, coke and fluxes into an electric furnace, subsequent heating to a predetermined temperature and melting the mixture and separate release of molten metal and slag from the furnace (see Kramarov A.D. and Sokolov A. N. Electrometallurgy of steel and ferroalloys. - M: Metallurgy, 1976, p. 337-347).
Недостатками известного способа являются высокие энергозатраты на получение товарного феррохрома за счет энергоемких операций и высокой стоимости электроэнергии, а также низкое содержание хрома (до 55-60%) в товарном продукте в результате того, что восстановление металла по известному способу происходит в один этап, что ведет к неполному разделению металла и шлака, а следовательно, к значительной потере металла с отвальным шлаком в виде оксидов хрома. The disadvantages of this method are the high energy costs of obtaining commodity ferrochrome due to energy-intensive operations and the high cost of electricity, as well as the low chromium content (up to 55-60%) in a commodity product as a result of the fact that metal recovery by a known method occurs in one step, which leads to incomplete separation of metal and slag, and consequently, to a significant loss of metal with dump slag in the form of chromium oxides.
Наиболее близким аналогом является способ получения феррохрома из железосодержащих хромовых руд в последовательно расположенных плавильных агрегатах, включающий загрузку в первый агрегат смеси, состоящей из руды и угля, подачу кислорода для создания восстановительной атмосферы, последовательный нагрев до заданной температуры и расплавление смеси, направление во второй агрегат продуктов плавки, раздельный выпуск металла и шлака. При этом смесь хромовой руды, угля и шлакообразователей в атмосфере, содержащей CO, нагревают до 1500oC, а затем, перед загрузкой в электропечь, охлаждают до 600 - 1000oC (см. Патент СССР N 1713440, C 22 B 5/10, C 22 C 33/04).The closest analogue is a method for producing ferrochrome from iron-containing chromium ores in successively located melting units, including loading a mixture of ore and coal into the first unit, supplying oxygen to create a reducing atmosphere, sequential heating to a given temperature and melting the mixture, direction to the second unit smelting products, separate release of metal and slag. The mixture of chrome ore, coal and slag formers in an atmosphere containing CO is heated to 1500 o C, and then, before being loaded into an electric furnace, it is cooled to 600 - 1000 o C (see USSR Patent N 1713440, C 22 B 5/10 , C 22 C 33/04).
Недостатками известного способа являются высокие затраты электроэнергии на получение товарного феррохрома за счет наличия энергоемких операций нагрева и расплавления материала вначале во вращающейся печи (с последующим охлаждением), а затем - в электропечи, а также низкое содержание хрома в товарном продукте за счет того, что в шихту подают большое количество флюсов в виде известняка (сырого доломита), что приводит к снижению содержания соединения Cr2O3 в расплаве, а следовательно, к уменьшению содержания хрома в металле.The disadvantages of this method are the high energy costs of obtaining commodity ferrochrome due to the presence of energy-intensive operations of heating and melting the material, first in a rotary kiln (followed by cooling), and then in an electric furnace, as well as a low chromium content in a commercial product due to the fact that the charge is fed a large number of fluxes in the form of limestone (crude dolomite), which leads to a decrease in the content of Cr 2 O 3 in the melt, and therefore to a decrease in the chromium content in the metal.
В основу изобретения поставлена задача разработать энергосберегающую технологию получения феррохрома, обеспечивающую высокое содержание хрома в сплаве. The basis of the invention is the task of developing an energy-saving technology for producing ferrochrome, providing a high chromium content in the alloy.
Поставленная задача решается тем, что в известном способе получения феррохрома из бедных железосодержащих хромовых руд в последовательно расположенных плавильных агрегатах, включающем загрузку в первый агрегат смеси, состоящей из руды и угля, подачу кислорода для создания восстановительной атмосферы, последовательный нагрев до заданной температуры и расплавление смеси, направление во второй агрегат продуктов плавки, раздельный выпуск расплава металла и шлака, в качестве плавильного агрегата используют конвертер, расплав металла выпускают из нижней части первого конвертера, а полученный шлак направляют во второй конвертер, в котором осуществляют обработку шлака смесью кислорода и угля до получения расплава металла с содержанием в нем хрома 65-70 мас.% и шлака с содержанием оксида железа 0,5-1,0 мас.% и оксида хрома 2,0-3,0 мас.%, причем количество угля, подаваемого в первый и второй конвертеры для восстановления расплава, определяют по формуле
где gуг - количество угля, необходимое для процесса восстановления в первом и втором конвертерах, кг; Q
where g ug - the amount of coal required for the recovery process in the first and second converters, kg; Q
Для выплавки феррохрома заявляемым способом используют бедные железосодержащие хромовые руды следующего химического состава, мас.%:
Cr2O3 - 18,5...30,0; FeO - 15,0...20,0; MgO - 19,0...25,0; Al2O3 - 9,0.. . 14,0; SiO2 - 20,0...28,0; MnO - 1,0...1,5; H2O - 1,0...2,0; P2O5 - 1,0... 2,0; прочие - 0,5...1,5.For the smelting of ferrochrome by the claimed method, poor iron-containing chromium ores of the following chemical composition are used, wt.%:
Cr 2 O 3 - 18.5 ... 30.0; FeO - 15.0 ... 20.0; MgO - 19.0 ... 25.0; Al 2 O 3 - 9.0 ... 14.0; SiO 2 - 20.0 ... 28.0; MnO - 1.0 ... 1.5; H 2 O - 1.0 ... 2.0; P 2 O 5 - 1.0 ... 2.0; others - 0.5 ... 1.5.
В качестве восстановителя используют уголь Карагандинского месторождения, качественные характеристики которого следующие, мас.%: C - 85,0...88,0; Oг - 8,0. ..9,0; Hг - 4,0...6,0; Sобщ г - 0,8...1,0; Nг - 1,0...1,5. Состав золы, мас. %: SiO2 - 58...60; CaO - 4,0...6,0; Al2O3 - 27,0...29,0; MgO - 1,0...2,0; Fe2O3 - 6,0...8,0; H2O - 5,0...6,0; летучие - 25,5...26,5.As a reducing agent, coal of the Karaganda deposit is used, the qualitative characteristics of which are as follows, wt.%: C - 85.0 ... 88.0; O g - 8.0. ..9,0; H g - 4.0 ... 6.0; S total g - 0.8 ... 1.0; N g - 1.0 ... 1.5. The composition of the ash, wt. %: SiO 2 - 58 ... 60; CaO - 4.0 ... 6.0; Al 2 O 3 - 27.0 ... 29.0; MgO - 1.0 ... 2.0; Fe 2 O 3 - 6.0 ... 8.0; H 2 O - 5.0 ... 6.0; volatile - 25.5 ... 26.5.
Заявляемый способ получения феррохрома из бедных железосодержащих хромовых руд осуществляют следующим образом. Смесь, состоящую из предварительно измельченной хромовой руды и угля, загружают в первый плавильный агрегат, в качестве которого используют конвертер, в который одновременно подают кислород для создания восстановительной атмосферы. При этом количество подаваемого угля рассчитывают по формуле
где gуг - количество угля, необходимое для процесса восстановления оксидов железа и хрома в первом конвертере, кг; Q
where g ug - the amount of coal required for the reduction process of iron and chromium oxides in the first converter, kg; Q
В конвертере устанавливают температуру 1600oC, при которой часть угля, сгорая в кислороде, обеспечивает последовательный нагрев и расплавление смеси, а другая, оставшаяся часть угля, обеспечивает предварительное восстановление из расплава руды хрома до 18,0...20,0 мас.% и железа до 70,0... 80,0 мас. %. Одновременно с этим подача угля в количестве, рассчитанном по вышеприведенной заявляемой формуле (1), позволяет уже на этапе предварительного восстановления перераспределить содержание оксидов железа (FeO) и оксидов хрома (Cr2O3) в шлаке: так содержание оксидов железа в шлаке снижается с 20,0...30,0 мас.% до 5,0...15,0 мас.%, а содержание оксидов хрома напротив повышается до 55,0...65,0 мас.%. Это происходит за счет того, что на данном этапе подача угля в заявленном количестве позволяет осуществлять металлургическое обогащение бедной хромовой руды путем значительного снижения в ней оксидов железа. При этом одновременно достигается снижения содержания оксидов кремния в расплаве. Кроме того, уже в первом конвертере заявляемый способ по сравнению с прототипом обеспечивает снижение энергозатрат за счет использования в процессе менее дорогих, чем электроэнергия и коксик, угля и кислорода.The temperature of 1600 o C is set in the converter, at which part of the coal, burning in oxygen, provides sequential heating and melting of the mixture, and the other, the remaining part of coal, provides preliminary reduction from the melt of chromium ore to 18.0 ... 20.0 wt. % and iron up to 70.0 ... 80.0 wt. % At the same time, the supply of coal in an amount calculated by the above claimed formula (1) allows already at the preliminary reduction stage to redistribute the content of iron oxides (FeO) and chromium oxides (Cr 2 O 3 ) in the slag: thus, the content of iron oxides in the slag decreases from 20.0 ... 30.0 wt.% To 5.0 ... 15.0 wt.%, And the content of chromium oxides, on the contrary, rises to 55.0 ... 65.0 wt.%. This is due to the fact that at this stage the supply of coal in the declared amount allows metallurgical enrichment of poor chromium ore by significantly reducing iron oxides in it. In this case, a decrease in the content of silicon oxides in the melt is simultaneously achieved. In addition, already in the first converter, the inventive method in comparison with the prototype provides a reduction in energy costs due to the use of less expensive than electricity and coke, coal and oxygen in the process.
Полученный в первом конвертере расплав металла, содержащий 18,0...20,0 мас. % хрома и небольшое количество углерода (менее 2,0%), выпускают из нижней части конвертера, а шлак с высоким содержанием оксида хрома (Cr2O3 - 55,0. . .65,0 мас.%) направляют во второй плавильный агрегат, в качестве которого используют аналогичный первому агрегату конвертер.The molten metal obtained in the first converter, containing 18.0 ... 20.0 wt. % of chromium and a small amount of carbon (less than 2.0%) are discharged from the bottom of the converter, and slag with a high content of chromium oxide (Cr 2 O 3 - 55.0. .65.0 wt.%) is sent to the second smelter unit, which is used as a converter similar to the first unit.
Затем во втором конвертере шлак обрабатывают смесью кислорода и угля. Причем уголь берут в количестве, обеспечивающем получение расплава металла с содержанием хрома 65,0...70,0 мас.% и углерода 6,0...8,0 мас.% и получения шлака с содержанием оксида железа (FeO) - 0,5...1,0 мас.% и оксида хрома (Cr2O3) - 2,0...3,0 мас.%. Это количество угля определяют по заявленной формуле
где gуг - количество угля, необходимое для процесса восстановления оксидов хрома из шлака во втором конвертере, кг.Then, in the second converter, the slag is treated with a mixture of oxygen and coal. Moreover, coal is taken in an amount ensuring the production of a molten metal with a chromium content of 65.0 ... 70.0 wt.% And carbon 6.0 ... 8.0 wt.% And obtaining slag containing iron oxide (FeO) - 0.5 ... 1.0 wt.% And chromium oxide (Cr 2 O 3 ) - 2.0 ... 3.0 wt.%. This amount of coal is determined by the claimed formula
where g ug - the amount of coal required for the process of recovery of chromium oxides from slag in the second converter, kg
Такое высокое содержание хрома в расплаве на втором этапе восстановления обеспечивается за счет того, что в шлаковом расплаве, поступившем из первого конвертера, имеется высокое содержание оксидов хрома, в это время значительная часть оксидов железа уже восстановлена, т.е. весь восстановительный потенциал подаваемого угля во второй агрегат используется преимущественно на получение сплава с высоким содержанием хрома и требуемым содержанием железа. При этом во втором конвертере обеспечивается снижение энергозатрат за счет использования в качестве топлива угля и кислорода, стоимость которых значительно ниже стоимости электроэнергии и коксика, применяемых при выплавке феррохрома. Such a high chromium content in the melt in the second reduction stage is ensured by the fact that the slag melt received from the first converter has a high content of chromium oxides, at this time a significant part of the iron oxides has already been reduced, i.e. the entire reduction potential of the coal supplied to the second unit is mainly used to produce an alloy with a high chromium content and the required iron content. Moreover, in the second converter, energy costs are reduced due to the use of coal and oxygen as fuel, the cost of which is significantly lower than the cost of electricity and coke used in the smelting of ferrochrome.
После процесса восстановления осуществляют раздельный выпуск расплава металла и шлака из второго конвертера. After the recovery process, the molten metal and slag are separately released from the second converter.
Таким образом, заявляемый способ получения феррохрома позволяет снизить расход электроэнергии на 10. ..15% при одновременном повышении содержании хрома в товарном продукте до 65,0...70,0 мас.%. Thus, the inventive method for producing ferrochrome can reduce energy consumption by 10. ..15% while increasing the chromium content in the marketable product to 65.0 ... 70.0 wt.%.
Кроме того, заявляемый способ обеспечивает утилизацию бедных железосодержащих хромовых руд, улучшая тем самым экологию окружающей среды за счет снижения объемов отвалов. In addition, the inventive method provides the disposal of poor iron-containing chromium ores, thereby improving the ecology of the environment by reducing the volume of dumps.
На основании выше изложенного можно сделать вывод, что заявляемый способ получения феррохрома из бедных железосодержащих хромовых руд работоспособен и устраняет недостатки известных способов, что подтверждается примером осуществления. Соответственно заявляемый способ может быть промышленно применен для получения высококачественных сплавов. Следовательно, заявляемый способ получения феррохрома из бедных железосодержащих хромовых руд соответствует условию патентоспособности "промышленная применяемость". Based on the foregoing, we can conclude that the inventive method for producing ferrochrome from poor iron-containing chromium ores is efficient and eliminates the disadvantages of the known methods, which is confirmed by an example implementation. Accordingly, the inventive method can be industrially applied to obtain high-quality alloys. Therefore, the inventive method for producing ferrochrome from poor iron-containing chromium ores meets the condition of patentability "industrial applicability".
Claims (1)
где gуг - количество угля, необходимое для процесса восстановления в первом и втором конвертерах, кг;
Q
Q
tкал уг - калориметрическая температура горения угля, °С;
Ci г - теплоемкости i-того компонента продуктов горения топлива, кДж/(кг • град);
gi г - количество i-того компонента продуктов горения топлива, кг;
- физическое тепло кислорода на процесс, кДж;
qуг физ - физическое тепло угля, кДж.A method of producing ferrochrome from poor iron-containing chromium ores in successively located melting units, comprising loading a mixture of ore and coal into the first unit, supplying oxygen to create a reducing atmosphere, sequential heating to a given temperature and melting the mixture, sending melting products to the second unit, separate release of the molten metal and slag, characterized in that a converter is used as the melting unit, the molten metal is released from the bottom of the first about the converter, and the resulting slag is sent to a second converter, in which the slag is treated with a mixture of oxygen and coal to obtain a molten metal with a chromium content of 65.0 - 70.0 wt.% and slag with an iron oxide content of 0.5 - 1 , 0 wt.% And chromium oxide 2.0 to 3.0 wt.%, And the amount of coal supplied to the first and second converters for melt reduction is determined by the formula
where g ug - the amount of coal required for the recovery process in the first and second converters, kg;
Q
Q
t cal ug - calorimetric temperature of coal combustion, ° С;
C i g - heat capacity of the i-th component of the products of fuel combustion, kJ / (kg • deg);
g i g is the amount of the i-th component of the fuel combustion products, kg;
- physical heat of oxygen per process, kJ;
q yr physical - physical heat of coal, kJ.
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2000109630A RU2167952C1 (en) | 2000-04-17 | 2000-04-17 | Method of producing ferrochromium from lean iron-containing chromium ores |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2000109630A RU2167952C1 (en) | 2000-04-17 | 2000-04-17 | Method of producing ferrochromium from lean iron-containing chromium ores |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2167952C1 true RU2167952C1 (en) | 2001-05-27 |
Family
ID=20233443
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2000109630A RU2167952C1 (en) | 2000-04-17 | 2000-04-17 | Method of producing ferrochromium from lean iron-containing chromium ores |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2167952C1 (en) |
-
2000
- 2000-04-17 RU RU2000109630A patent/RU2167952C1/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
ГАСИК М.И. и др. Теория и технология производства ферросплавов. - М.:Металлургия, 1988, с. 354 - 358. * |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US5567224A (en) | Method of reducing metal oxide in a rotary hearth furnace heated by an oxidizing flame | |
JP4060034B2 (en) | Method for producing molten iron in dual furnace | |
Eissa et al. | Conversion of mill scale waste into valuable products via carbothermic reduction | |
AU706170B2 (en) | Process for the production of hydraulic binders and/or alloys, such as, e.g., ferrochromium or ferrovanadium | |
RU2226220C2 (en) | Steelmaking slag reprocessing method | |
GB2077766A (en) | Method of manufacturing stainless steel | |
EP1375686A1 (en) | Method of producing stainless steel by re-using waste material of a stainless steel producing process | |
Ishikawa et al. | Rotary hearth furnace technologies for iron ore and recycling applications | |
US3947267A (en) | Process for making stainless steel | |
RU2167952C1 (en) | Method of producing ferrochromium from lean iron-containing chromium ores | |
US1334004A (en) | Process for the treating of titaniferous iron ore | |
RU2639396C1 (en) | Method for pyrometallurgical processing of oxidized nickel ore | |
Baricová et al. | Recycling of the Steelmaking by-products into the Oxygen Converter Charge | |
RU2808305C1 (en) | Processing method for oxidized nickel ore | |
JPS61194125A (en) | Simultaneous treatment of sludge and steel making slag | |
Morrison et al. | Direct reduction process using fines and with reduced CO2 emission | |
WO2019161202A2 (en) | Upgrading ores and concentrates that contain iron and one or more metals via selective carbothermic reduction and smelting process | |
JP3063537B2 (en) | Stainless steel manufacturing method | |
RU2359047C2 (en) | Processing method of copper-cobalt oxidised raw materials with receiving of blister copper and alloy on basis of cobalt | |
RU2198235C2 (en) | Method of production of ferromanganese and silicomanganese | |
JP7322141B2 (en) | Method for utilizing a side stream containing metal oxides in a ferrochromium smelting process | |
Peretyagin et al. | Aspects of the High-Temperature Reduction of Manganese Ores by Coal. | |
Belkin et al. | Use of Iron-Coke Briquets on a Cement Binder in Blast-Furnace Smelting. | |
RU2688000C1 (en) | Method of pyrometallurgical processing of oxidised nickel ore to obtain ferronickel in a melting unit | |
RU2352645C1 (en) | Method of steel smelting in arc electric steel-making furnace |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20090418 |