RU2291217C2 - Method of alumino-thermic production of low-carbon ferro-chromium - Google Patents
Method of alumino-thermic production of low-carbon ferro-chromium Download PDFInfo
- Publication number
- RU2291217C2 RU2291217C2 RU2005105761/02A RU2005105761A RU2291217C2 RU 2291217 C2 RU2291217 C2 RU 2291217C2 RU 2005105761/02 A RU2005105761/02 A RU 2005105761/02A RU 2005105761 A RU2005105761 A RU 2005105761A RU 2291217 C2 RU2291217 C2 RU 2291217C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- aluminum
- chromium
- ore
- carbon
- mass
- Prior art date
Links
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 66
- 229910000604 Ferrochrome Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 41
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 40
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 17
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 101
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 94
- 239000011651 chromium Substances 0.000 claims abstract description 94
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 91
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 89
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 46
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 41
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 33
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 29
- WGLPBDUCMAPZCE-UHFFFAOYSA-N Trioxochromium Chemical compound O=[Cr](=O)=O WGLPBDUCMAPZCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 23
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 22
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 20
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 20
- KMUONIBRACKNSN-UHFFFAOYSA-N potassium dichromate Chemical compound [K+].[K+].[O-][Cr](=O)(=O)O[Cr]([O-])(=O)=O KMUONIBRACKNSN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 17
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 17
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 16
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 claims abstract description 13
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 11
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims abstract description 10
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 claims abstract description 10
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 10
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims abstract description 10
- AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L calcium dihydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Ca+2] AXCZMVOFGPJBDE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 8
- 239000000920 calcium hydroxide Substances 0.000 claims abstract description 8
- 229910001861 calcium hydroxide Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- 210000003625 skull Anatomy 0.000 claims abstract description 7
- WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L calcium difluoride Chemical compound [F-].[F-].[Ca+2] WUKWITHWXAAZEY-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 6
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 24
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 24
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 18
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims description 7
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 6
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N Alumina Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 2
- 239000008187 granular material Substances 0.000 claims description 2
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims 1
- DNEHKUCSURWDGO-UHFFFAOYSA-N aluminum sodium Chemical compound [Na].[Al] DNEHKUCSURWDGO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 19
- 239000010802 sludge Substances 0.000 abstract description 7
- 239000002699 waste material Substances 0.000 abstract description 5
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 239000007787 solid Substances 0.000 abstract description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 24
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 23
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 21
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 19
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 18
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 14
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 14
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 13
- VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N sodium nitrate Inorganic materials [Na+].[O-][N+]([O-])=O VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 12
- 229910000423 chromium oxide Inorganic materials 0.000 description 11
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 10
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 8
- 230000035515 penetration Effects 0.000 description 7
- 235000010344 sodium nitrate Nutrition 0.000 description 7
- 239000004317 sodium nitrate Substances 0.000 description 7
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 6
- 229910052738 indium Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000463 material Substances 0.000 description 5
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 5
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 4
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 4
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 4
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 4
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 4
- JHWIEAWILPSRMU-UHFFFAOYSA-N 2-methyl-3-pyrimidin-4-ylpropanoic acid Chemical compound OC(=O)C(C)CC1=CC=NC=N1 JHWIEAWILPSRMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910000676 Si alloy Inorganic materials 0.000 description 3
- -1 chromium nitrides Chemical class 0.000 description 3
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 3
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 150000008064 anhydrides Chemical class 0.000 description 2
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 description 2
- 238000007872 degassing Methods 0.000 description 2
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 2
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 239000002440 industrial waste Substances 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 2
- 230000009182 swimming Effects 0.000 description 2
- DEXFNLNNUZKHNO-UHFFFAOYSA-N 6-[3-[4-[2-(2,3-dihydro-1H-inden-2-ylamino)pyrimidin-5-yl]piperidin-1-yl]-3-oxopropyl]-3H-1,3-benzoxazol-2-one Chemical compound C1C(CC2=CC=CC=C12)NC1=NC=C(C=N1)C1CCN(CC1)C(CCC1=CC2=C(NC(O2)=O)C=C1)=O DEXFNLNNUZKHNO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001339 C alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000599 Cr alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 150000001844 chromium Chemical class 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000003111 delayed effect Effects 0.000 description 1
- SOCTUWSJJQCPFX-UHFFFAOYSA-N dichromate(2-) Chemical compound [O-][Cr](=O)(=O)O[Cr]([O-])(=O)=O SOCTUWSJJQCPFX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004880 explosion Methods 0.000 description 1
- 239000010433 feldspar Substances 0.000 description 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 150000004767 nitrides Chemical class 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 description 1
- 238000010405 reoxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000003039 volatile agent Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к производству феррохрома низкоуглеродистого («безуглеродистого» по ранее принятой классификации) алюминотермическим способом.The invention relates to metallurgy, in particular to the production of low-carbon ferrochrome (“carbon-free” according to the previously accepted classification) by the aluminothermic method.
Способ алюминотермического получения феррохрома низкоуглеродистого известен, например, из следующих источников (1, 2, 3, 4, 5).The method of aluminothermic production of low-carbon ferrochrome is known, for example, from the following sources (1, 2, 3, 4, 5).
Наиболее близким аналогом патентуемого способа следует указать способ по источнику (2). Этот способ включает два самостоятельных передела.The closest analogue of the patented method should indicate the method according to the source (2). This method includes two independent redistribution.
Первый передел известного способа - производство из руды хромовой обогащенного хромового сырья в виде низкокремнистого хромового концентрата.The first redistribution of the known method is the production from ore of chromium enriched chromium raw materials in the form of low-silicon chromium concentrate.
Второй передел - получение из этого хромового сырья феррохрома низкоуглеродистого алюминотермической плавкой с предварительным расплавлением части оксидов и флюса в электропечи. Он включает предварительное проплавление запальной части шихты, содержащей хромовое сырье, алюминий и окислитель, проплавление в электропечи части хромового сырья в смеси с известью, восстановление алюминием оксидов расплава и одновременно загружаемой остальной части хромового сырья и выпуск продуктов плавки.The second redistribution is the production of low-carbon aluminothermic smelting from this chromium feedstock with preliminary melting of part of the oxides and flux in an electric furnace. It includes the preliminary melting of the ignition part of the charge containing chromium raw materials, aluminum and an oxidizing agent, the melting in the electric furnace of part of the chromium raw material mixed with lime, the reduction of molten oxides and simultaneously the rest of the chromium raw material with aluminum, and the release of smelting products.
Этот способ в качестве хромового сырья предусматривает использование на плавку продукта первого передела - обогащенного низкокремнистого хромового концентрата с содержанием 58-61 мас.% оксида хрома, 0,8-2,0 мас.% оксида кремния и углерода до 0,10 мас.%, полученного методом мокрого гравитационного обогащения руды хромовой. При производстве хромового концентрата из труднообогатимых хромовых руд с кремнистым цементом, содержащих 50-56 мас.% оксида хрома и 3-6 мас.% оксида кремния, выход отвальных шламов обогащения составляет 750-800 кг сухой массы на 1 тонну концентрата, а сквозной расход сухой руды хромовой (в пересчете на 50 мас.% оксида хрома) на 1 приведенную (60 мас.% хрома) тонну феррохрома составляет 3000-3100 кг/т, что соответствует сквозному извлечению хрома из руды в сплав на уровне 56-58%. Переход кремния в сплав достигает 30-40% от заданного с шихтой при содержании в феррохроме кремния 0,5-0,9 мас.%.This method as a chrome feedstock involves the use of the first redistribution product for melting - enriched low-silicon chromium concentrate with a content of 58-61 wt.% Chromium oxide, 0.8-2.0 wt.% Silicon oxide and carbon to 0.10 wt.% obtained by wet gravitational enrichment of chromium ore. In the production of chromium concentrate from hard-to-reach chrome ores with siliceous cement containing 50-56 wt.% Chromium oxide and 3-6 wt.% Silicon oxide, the yield of waste processing sludge is 750-800 kg of dry weight per 1 ton of concentrate, and the through flow rate dry chromium ore (in terms of 50 wt.% chromium oxide) per 1 reduced (60 wt.% chromium) ton of ferrochrome is 3000-3100 kg / t, which corresponds to through extraction of chromium from ore into alloy at a level of 56-58%. The transition of silicon into an alloy reaches 30-40% of the target with a charge with a content of 0.5-0.9 wt.% In silicon ferrochrome.
Способ-прототип включает раздельную подготовку и последовательные загрузку и проплавление трех различных по составу частей шихты. Все шихтовые материалы используют в сухом виде с температурой окружающей среды, а алюминий применяют в виде полидисперсного порошка крупностью до 3 мм. Запальную часть шихты, содержащую хромовый концентрат, алюминий и окислитель - селитру натриевую, проплавляют в горне по методу внепечной плавки. На полученном расплаве металла и шлака включают электропечь и проплавляют смесь хромового концентрата и извести; известь используют с содержанием углерода до 1,5 мас.%. По окончании проплавления прогревают расплав, выключают электропечь и перекатывают плавильный горн в восстановительную камеру, где проводят восстановительный процесс, загружая на расплав смесь алюминия с остальной частью хромового концентрата. По окончании проплавления восстановительной части шихты и кратковременной выдержки наклоном горна сливают часть шлака в стальную нефутерованную изложницу на гарнисаж, дают 3-5 минутную выдержку, после чего сливают остальной шлак и металл.The prototype method includes separate preparation and sequential loading and penetration of three different parts of the charge. All charge materials are used in dry form with ambient temperature, and aluminum is used in the form of a polydisperse powder with a particle size of up to 3 mm. The ignition part of the charge, containing chromium concentrate, aluminum and an oxidizing agent - sodium nitrate, is melted in the furnace by the method of out-of-furnace melting. On the obtained metal and slag melt, an electric furnace is turned on and a mixture of chromium concentrate and lime is melted; lime is used with a carbon content of up to 1.5 wt.%. At the end of the penetration, the melt is heated, the electric furnace is turned off, and the melting furnace is rolled into the reduction chamber, where the reduction process is carried out, loading the mixture of aluminum with the rest of the chromium concentrate onto the melt. At the end of the penetration of the reduction part of the charge and a short exposure by tilting the hearth, part of the slag is poured into the steel non-lined mold on the skull, 3-5 minutes are given, and then the rest of the slag and metal are drained.
По указанному способу выход феррохрома марки ФХ003А (более 0,020 мас.% углерода) составляет до 40% и марки ФХ004А (более 0,030 мас.% углерода) - до 45% при содержании азота в сплаве до 0,2 мас.%; выход шлака составляет 1,9-2,0 т на приведенную тонну (60% Cr) феррохрома.According to this method, the yield of ferrochrome grade ФХ003А (more than 0.020 wt.% Carbon) is up to 40% and grade ФХ004А (more than 0.030 wt.% Carbon) is up to 45% with a nitrogen content of up to 0.2 wt.%; the slag yield is 1.9-2.0 tons per a ton (60% Cr) of ferrochrome.
Недостатки указанного способа заключаются в низком сквозном извлечении хрома из руды, образовании большого количества твердых техногенных отходов в виде шламов обогащения, повышенном содержании в сплаве примесей углерода и азота, а также в необходимости использования алюминия первичного технической чистоты.The disadvantages of this method are the low through extraction of chromium from ore, the formation of a large amount of solid industrial waste in the form of enrichment sludge, the increased content of carbon and nitrogen impurities in the alloy, and the need to use aluminum of primary technical purity.
Патентуемое изобретение направлено на получение высших марок феррохрома низкоуглеродистого алюминотермического при снижении затрат на его производство.The patented invention is aimed at obtaining higher grades of low-carbon aluminothermic ferrochrome while reducing the cost of its production.
Технический результат, достигаемый изобретением, состоит в исключении стадии обогащения с образованием твердых техногенных отходов в виде отвальных хромсодержащих шламов, повышении сквозного извлечения хрома из руды, снижении расхода алюминия и возможности использования алюминия вторичных сортов и снижении содержания примесей углерода и азота в феррохроме.The technical result achieved by the invention consists in eliminating the stage of enrichment with the formation of technogenic solid waste in the form of dump chrome-containing sludge, increasing the through extraction of chromium from ore, reducing the consumption of aluminum and the possibility of using aluminum of secondary grades and reducing the content of carbon and nitrogen impurities in ferrochrome.
Для обеспечения технического результата согласно п.1 формулы в качестве хромового сырья при получении феррохрома низкоуглеродистого используют прокаленную руду хромовую порошковую с содержанием углерода до 0,05 мас.% и известь с содержанием углерода не более 0,6 мас.%, при этом в запальную часть шихты алюминий задают в соотношении (0,75-0,95):1 к стехиометрически необходимому на восстановление оксидов шихты, а на плавку в целом алюминий задают в соотношении (1,10-1,20):1 к стехиометрически необходимому на восстановление оксидов руды хромовой.To ensure a technical result according to claim 1 of the formula, as the chromium feedstock in the production of low-carbon ferrochrome, use is made of calcined chromium powder ore with a carbon content of up to 0.05 wt.% And lime with a carbon content of not more than 0.6 wt.%, part of the charge aluminum is set in the ratio (0.75-0.95): 1 to the stoichiometrically necessary for the reduction of the oxides of the charge, and for melting, in general, aluminum is set in the ratio (1.10-1.20): 1 to the stoichiometrically necessary for the reduction chromium ore oxides.
Сущность патентуемого способа состоит в том, что при использовании исходного менее качественного в сравнении с прототипом хромового сырья обеспечивается получение феррохрома высокого качества с повышенным сквозным извлечением хрома, снижением расхода шихтовых материалов и уменьшением массы отходов за счет применения разработанных технологических приемов регулирования уровня восстановления и перехода из шихты в сплав хрома, кремния, углерода и поглощения расплавом азота.The essence of the patented method lies in the fact that when using the original chromium raw material of lower quality in comparison with the prototype, high-quality ferrochrome is obtained with increased through extraction of chromium, reducing the consumption of charge materials and reducing the waste mass due to the application of the developed technological methods for regulating the recovery and transition from charge in an alloy of chromium, silicon, carbon and absorption by a molten nitrogen.
Прокалку руды хромовой проводят для сушки, удаления гидратной влаги и летучих, и снижения содержания углерода. Ограничение содержания углерода до 0,05 мас.% в руде хромовой и до 0,6 мас.% в извести обеспечивает преимущественное получение феррохрома высших марок с содержанием углерода 0,01-0,02 мас.%. Использование руды хромовой с углеродом более 0,05 мас.% и извести с углеродом более 0,6 мас.% приводит к повышению содержания углерода в сплаве и снижению выхода высших марок.Chromium ore is calcined to dry, remove hydrated moisture and volatiles, and reduce carbon content. The limitation of carbon content to 0.05 wt.% In chromium ore and to 0.6 wt.% In lime provides preferential production of higher grade ferrochrome with a carbon content of 0.01-0.02 wt.%. The use of chromium ore with carbon more than 0.05 wt.% And lime with carbon more than 0.6 wt.% Leads to an increase in the carbon content in the alloy and a decrease in the yield of higher grades.
Нами установлено, что из полученного при проплавлении запальной части шихты сплава до 90 мас.% содержащегося в нем хрома и до 50 мас.% железа подвергаются повторному окислению в процессе плавления в электропечи оксидной рудно-известковой смеси, что приводит к дополнительному расходу алюминия в восстановительном процессе.We found that from the alloy mixture obtained during the penetration of the ignition charge, up to 90 wt.% Of the chromium contained in it and up to 50 wt.% Of iron are reoxidized during the melting of the oxide ore-lime mixture in the electric furnace, which leads to an additional consumption of aluminum in the reduction process.
Проплавление запальной части шихты с недостатком алюминия на восстановление оксидов шихты в заданном соотношении к стехиометрически необходимому снижает массу полученного сплава и уровень повторного окисления восстановленных элементов, что частично уменьшает дополнительный расход алюминия на вторичное восстановление. При недостатке алюминия в соотношении менее 0,75:1 к стехиометрическому, вследствие образования малой массы металла и снижения электропроводности высокохромистого шлака, затрудняется зажигание электрических дуг и значительно осложняется набор мощности и проведение начальной стадии проплавления рудно-известковой смеси. Проплавление запальной части шихты с количеством алюминия в соотношении более 0,95 к стехиометрическому приближает процесс к полному восстановлению хрома и железа и повторному окислению их на второй стадии плавки, что увеличивает дополнительный расход алюминия на вторичное восстановление.The melting of the ignition part of a charge with a lack of aluminum for the reduction of charge oxides in a predetermined ratio to the stoichiometrically necessary reduces the mass of the obtained alloy and the level of re-oxidation of the reduced elements, which partially reduces the additional aluminum consumption for secondary reduction. With a lack of aluminum in a ratio of less than 0.75: 1 to the stoichiometric one, due to the formation of a small metal mass and a decrease in the conductivity of high-chromium slag, the ignition of electric arcs is difficult and the power set up and the initial stage of penetration of the ore-lime mixture are complicated. Smelting the ignition part of the charge with an amount of aluminum in a ratio of more than 0.95 to a stoichiometric approximates the process to the complete reduction of chromium and iron and their reoxidation at the second stage of melting, which increases the additional consumption of aluminum for secondary reduction.
Использование на плавку в целом алюминия в пределах соотношения 1,10-1,20 к стехиометрическому на восстановление оксидов руды хромовой обеспечивает целенаправленное регулирование уровня восстановления и перехода в сплав кремния в интервале 5-15 мас.% от заданного с шихтой в зависимости от требуемого состава феррохрома и фактического содержания кремния в руде хромовой и алюминии, а также обеспечивает повышенное сквозное извлечение хрома из руды.The use of aluminum as a whole in the range of 1.10-1.20 to the stoichiometric ratio for the reduction of chromium ore oxides provides targeted control of the level of reduction and transition to silicon alloy in the range of 5-15 wt.% From the target with the charge depending on the required composition ferrochrome and the actual silicon content in the ore of chromium and aluminum, and also provides increased through extraction of chromium from the ore.
Полезное использование алюминия, с учетом технически неизбежного угара и пылевыноса в высокотемпературном восстановительном процессе, составляет 80-95 мас.% от заданного.The useful use of aluminum, taking into account the technically unavoidable waste and dust removal in a high-temperature recovery process, is 80-95 wt.% Of the specified.
Расход на плавку алюминия первичного технической чистоты в соотношении 1,10:1 к стехиометрическому обеспечивает получение феррохрома низкоуглеродистого с содержанием кремния до 0,5 мас.% при сквозном извлечении хрома до 70%. Дальнейшее уменьшение навески алюминия на плавку значительно снижает извлечение и содержание хрома в феррохроме и увеличивает расход шихтовых материалов и электроэнергии. Вместе с тем, применение минимальной по заданному соотношению навески алюминия при получении феррохрома с содержанием кремния 1-1,5 мас.% позволяет использовать более дешевые как низшие марки алюминия технической чистоты с предельным содержанием в нем кремния 0,65-0,90 мас.%, так и алюминий вторичных сортов типа АВ97 с предельным содержанием кремния до 1,5 мас.% и содержанием алюминия не менее 95 мас.%.The consumption for smelting aluminum of primary technical purity in a ratio of 1.10: 1 to stoichiometric ensures the production of low-carbon ferrochrome with a silicon content of up to 0.5 wt.% With through extraction of chromium up to 70%. A further reduction in the weight of aluminum for smelting significantly reduces the extraction and content of chromium in ferrochrome and increases the consumption of charge materials and electricity. At the same time, the use of a minimum weight of aluminum for a given ratio for producing ferrochrome with a silicon content of 1-1.5 wt.% Allows the use of cheaper as lower grades of aluminum of technical purity with a maximum silicon content of 0.65-0.90 wt. %, and aluminum of secondary grades of type AB97 with a maximum silicon content of up to 1.5 wt.% and an aluminum content of at least 95 wt.%.
Расход алюминия на плавку в соотношении более чем 1,20:1 к стехиометрическому наряду с ростом извлечения хрома приводит к повышению содержания кремния более допустимого предела 1,5 мас.% и получению некондиционного сплава.The consumption of aluminum for smelting in a ratio of more than 1.20: 1 to stoichiometric along with an increase in chromium extraction leads to an increase in the silicon content over the allowable limit of 1.5 wt.% And to obtain a substandard alloy.
Вариант способа по п.2 формулы предназначен для получения феррохрома низкоуглеродистого с содержанием азота не более 0,04 мас.%. Технический результат достигается тем, что в запальной части шихты в качестве окислителя используют безазотистые соединения - ангидрид хромовый и бихромат натрия или калия в соотношении 1:(0,25-0,40) с добавкой соли поваренной в количестве 15-25 мас.% к массе алюминия этой части шихты, при восстановлении алюминием оксидов расплава и одновременно загружаемой остальной части руды хромовой дополнительно вводят бихромат натрия или калия, кальция гидроокись и соль поваренную в соотношении к массе алюминия на плавку в целом как (0,08-0,12):(0,07-0,10):(0,03-0,06):1 соответственно, а после слива части шлака в изложницу на гарнисаж загружают в горн на оставшийся шлак плавикошпатовый (флюоритовый) концентрат в соотношении (0,02-0,04):1 к массе алюминия на плавку в целом, и после его растворения сливают оставшиеся шлак и металл.A variant of the method according to claim 2 of the formula is intended to produce low-carbon ferrochrome with a nitrogen content of not more than 0.04 wt.%. The technical result is achieved by the fact that in the ignition part of the charge, nitrogen-free compounds are used as an oxidizing agent - chromic anhydride and sodium or potassium dichromate in a ratio of 1: (0.25-0.40) with the addition of sodium chloride in an amount of 15-25 wt.% To the aluminum mass of this part of the charge, during the reduction of molten oxides with aluminum and the remaining part of the chromium ore simultaneously loaded, sodium dichromate or potassium, calcium hydroxide and sodium chloride are additionally added in relation to the mass of aluminum for melting as a whole as (0.08-0.12): (0.07-0.10) :( 0.03-0.06): 1 s responsibly, and after draining part of the slag into the mold on the skull, the fluorspar (fluorite) concentrate is loaded into the furnace for the remaining slag in the ratio (0.02-0.04): 1 to the mass of aluminum for the smelting as a whole, and after its dissolution, the remaining slag is poured and metal.
Использование ангидрида хромового в качестве безазотистого окислителя вместо селитры натриевой исключает образование нитридов хрома при восстановлении оксидов запальной части шихты.The use of chromic anhydride as a nitrogen-free oxidizing agent instead of sodium nitrate excludes the formation of chromium nitrides during the reduction of oxides of the charge ignition part.
Добавки бихромата и соли поваренной в запальной части шихты и добавки бихромата натрия или калия, соли поваренной и кальция гидроокиси в восстановительном процессе в заданных соотношениях снижают усвоение расплавом атмосферного азота и соответственно дополнительное образование нитридов хрома, что и обеспечивает получение феррохрома с содержанием азота не более 0,04 мас.%.Additives of dichromate and table salt in the ignition part of the charge and additives of sodium or potassium dichromate, table salt and calcium hydroxide in the recovery process in predetermined proportions reduce the absorption of atmospheric nitrogen by the melt and, accordingly, the additional formation of chromium nitrides, which ensures the production of ferrochrome with a nitrogen content of not more than 0 , 04 wt.%.
Использование в запальной части шихты бихромата натрия или калия в соотношении менее чем 0,25:1 к массе ангидрида хромового уменьшает выделение тепла экзотермической реакции, необходимого для протекания восстановительного процесса и металлообразования, и недостаточно лимитирует поглощение расплавом азота из воздуха, что приводит у большему нитридообразованию и повышению содержания азота в металле.The use of sodium or potassium dichromate in a ratio of less than 0.25: 1 to the mass of chromic anhydride in the charge of the charge reduces the heat of the exothermic reaction necessary for the recovery process and metal formation, and insufficiently limits the absorption of nitrogen by the melt from the air, which leads to greater nitride formation and increasing the nitrogen content in the metal.
При соотношении бихромата натрия или калия к ангидриду более чем 0,4:1, выделяется избыточное количество тепла, нарушающее тепловой баланс процесса, и возрастают потери шихтовых материалов пылеуносом с избыточным газовыделением из расплава.When the ratio of sodium or potassium dichromate to anhydride is more than 0.4: 1, an excess amount of heat is released that upsets the thermal balance of the process, and losses of charge materials of dust extractors with excessive gas evolution from the melt increase.
Использование в частях шихты добавок указанных бихромата натрия или калия, соли поваренной и кальция гидроокиси в количестве менее нижних пределов заданных соотношений к массе алюминия на плавку в целом не обеспечивает достаточного уменьшения поглощения расплавом атмосферного азота и приводит к увеличению содержания азота в металле более 0,04 мас.%. При больших против верхних пределов заданных соотношений количествах указанных дегазирующих добавок, как всех вместе, так и каждой в отдельности, увеличивается общая масса шихты, нарушается тепловой баланс процесса, расплав захолаживается, увеличиваются потери шихты с пылевыносом и соответственно расход шихтовых материалов, снижается выход металла и сквозное извлечение хрома.The use of additives of the indicated sodium or potassium dichromate, sodium chloride and calcium hydroxide in parts in the charge in an amount less than the lower limits of the specified ratios to the mass of aluminum for smelting as a whole does not provide a sufficient decrease in the absorption of atmospheric nitrogen by the melt and leads to an increase in the nitrogen content in the metal more than 0.04 wt.%. With large, against the upper limits of the given ratios, amounts of the indicated degassing additives, both collectively and individually, the total mass of the charge increases, the thermal balance of the process is violated, the melt is cooled, losses of the charge with dust removal and, accordingly, consumption of charge materials increase, metal yield decreases and end-to-end chromium extraction.
Плавикошпатовый (флюоритовый) концентрат применяют для повышения жидкотекучести шлака и предотвращения образования в горне поверхностной корки затвердевшего шлака перед полным сливом продуктов плавки.Fluorspar (fluorite) concentrate is used to increase the slurry fluidity and to prevent the formation of solidified slag in the furnace surface crust before the melting products are completely drained.
Присадка плавикошпатового (флюоритового) концентрата в соотношении менее 0,02:1 к массе алюминия не обеспечивает достаточного разжижения шлака в горне перед полным сливом. Использование этого концентрата в соотношении более 0,04:1 к массе алюминия нецелесообразно, ибо повышает расход концентрата и приводит к излишнему разжижению и снижает тугоплавкость шлака, что препятствует сохранению шлакового гарнисажа в изложнице после полного слива продуктов плавки.The additive of fluorspar (fluorite) concentrate in a ratio of less than 0.02: 1 to the mass of aluminum does not provide sufficient liquefaction of slag in the furnace before complete discharge. The use of this concentrate in a ratio of more than 0.04: 1 to the mass of aluminum is impractical, because it increases the consumption of the concentrate and leads to excessive liquefaction and reduces the refractoriness of the slag, which prevents the slag skull from remaining in the mold after the melting products are completely drained.
Вариант способа по п.3. формулы направлен на дополнительное снижение расхода электроэнергии. Технический результат достигается тем, что при проплавлении в электропечи и при восстановлении алюминием оксидов используют руду хромовую с температурой 100-500°С.A variant of the method according to claim 3. formulas aims to further reduce energy consumption. The technical result is achieved by the fact that during smelting in an electric furnace and during the reduction of aluminum oxides, chromium ore is used with a temperature of 100-500 ° C.
Использование руды хромовой с температурой 100-500°С обеспечивает, за счет частичного восполнения теплового баланса плавки физическим теплом руды, уменьшение навески руды хромовой в проплавляемой в электропечи части шихты, сокращение расхода электроэнергии и продолжительности плавки и соответственно повышает производительность электропечи. Это не достигается при использовании руды хромовой с температурой ниже 100°С.The use of chromium ore with a temperature of 100-500 ° C provides, due to the partial replenishment of the heat balance of the smelting with physical heat of the ore, reducing the weight of the chromium ore in the part of the charge melted in the electric furnace, reducing the energy consumption and the duration of smelting, and accordingly increases the productivity of the electric furnace. This is not achieved when using chromium ore with a temperature below 100 ° C.
Применение руды хромовой с температурой более 500°С требует использования специального смесительного оборудования при подготовке шихты и повышает пожаровзрывоопасность технологического процесса.The use of chromium ore with a temperature of more than 500 ° C requires the use of special mixing equipment in the preparation of the charge and increases the fire and explosion hazard of the process.
Использование в восстановительном процессе гранулированного алюминия с крупностью частиц до 3 мм (п.4 формулы) позволяет несколько снизить потери алюминия с выносом пылевидной части обычно применяемого полидисперсного порошка алюминия фракции 0-3 мм. Применение гранулированного алюминия крупнее 3 мм приводит к холодному замедленному протеканию начальной стадии восстановительного процесса с последующим чрезмерно горячим ходом его с выбросами расплава из горна.The use of granular aluminum with a particle size of up to 3 mm in the recovery process (claim 4 of the formula) can somewhat reduce the loss of aluminum with the removal of the dusty part of the commonly used polydisperse aluminum powder fraction 0-3 mm. The use of granular aluminum larger than 3 mm leads to a cold delayed flow of the initial stage of the recovery process, followed by its excessively hot course with emissions of the melt from the furnace.
Изобретение поясняется следующими примерами.The invention is illustrated by the following examples.
Для состава частей шихты на плавку применяют компоненты: хромовый концентрат низкокремнистый с содержанием 0,04-0,10 мас.% углерода - по прототипу; прокаленная до температуры 1100°С руда хромовая порошковая фракции до 3 мм ОАО «Донской ГОК» с содержанием 50-56 мас.% оксида хрома, 4-7 мас.% оксида кремния и до 0,05 мас.% углерода - по заявленному способу; алюминий первичный по ГОСТ 11069 в виде порошка, алюминий вторичный по ГОСТ 295 в виде порошка; окислители - селитра натриевая по ГОСТ 828 или ангидрид хромовый технический по ГОСТ 2548 и бихромат натрия или калия технический по ГОСТ 2651, ГОСТ 2652; известь свежеобожженная молотая с регламентированным содержанием углерода до 1,5 мас.% по прототипу и до 0,6 мас.% - по заявленному способу; соль поваренная техническая по ТУ 9192-069-00206527-98, кальция гидроокись. Шихту на плавку рассчитывают на 3500-5000 кг руды хромовой.For the composition of the parts of the charge for melting, the following components are used: low-chromium concentrate with a content of 0.04-0.10 wt.% Carbon - according to the prototype; ore chrome powder calcined to a temperature of 1100 ° С up to 3 mm of Donskoy GOK OJSC with a content of 50-56 wt.% chromium oxide, 4-7 wt.% silicon oxide and up to 0.05 wt.% carbon - according to the claimed method ; primary aluminum in accordance with GOST 11069 in the form of powder, secondary aluminum in accordance with GOST 295 in the form of powder; oxidizing agents - sodium nitrate according to GOST 828 or technical chromium anhydride according to GOST 2548 and technical sodium or potassium dichromate according to GOST 2651, GOST 2652; freshly baked ground lime with a regulated carbon content of up to 1.5 wt.% according to the prototype and up to 0.6 wt.% - according to the claimed method; technical table salt according to TU 9192-069-00206527-98, calcium hydroxide. The smelting charge is calculated on 3500-5000 kg of chromium ore.
По прототипу и по заявленному способу при подготовке частей шихты компоненты задают в заявленных соотношениях и тщательно смешивают. Запальную часть шихты проплавляют в горне по методу внепечной алюминотермической плавки. На полученном расплаве металла и шлака включают электропечь и проплавляют при постепенной загрузке смесь руды хромовой (концентрата) с известью; после проплавления и прогрева расплава отключают электропечь и проводят восстановительный процесс, загружая на расплав смесь алюминия с остальной частью руды (концентрата), а при реализации п.2 формулы дополнительно вводят бихромат натрия или калия, кальция гидроокись и соль поваренную в заявленных соотношениях. По окончании восстановительного процесса и непродолжительной выдержки расплава наклоном горна сливают часть шлака в металлическую изложницу на гарнисаж, дают выдержку и сливают весь шлак и металл под слой шлака, а при еализации п.2 формулы после слива части шлака загружают на оставшийся шлак плавикошпатовый (флюоритовый) концентрат в заявленных соотношенияхAccording to the prototype and the claimed method, when preparing the parts of the charge, the components are set in the stated proportions and mixed thoroughly. The ignition part of the charge is melted in the furnace by the method of secondary furnace aluminothermic smelting. On the obtained metal and slag melt, an electric furnace is turned on and a mixture of chromium ore (concentrate) with lime is melted with gradual loading; after the melt is melted and heated, the electric furnace is turned off and the recovery process is carried out, loading the mixture of aluminum with the rest of the ore (concentrate) onto the melt, and when implementing claim 2 of the formula, sodium or potassium dichromate, calcium hydroxide and sodium chloride are added in the stated proportions. At the end of the recovery process and a short exposure of the melt by tilting the furnace, part of the slag is poured into the metal mold on the skull, give exposure and all the slag and metal are poured under the slag layer, and when implementing step 2 of the formula, after draining part of the slag, it is loaded with feldspar (fluorite) concentrate in the claimed ratios
На плавку по п.3 формулы в частях шихты, проплавляемых под дугами и в восстановительном процессе, используют руду хромовую с температурой 100-500°С, а в восстановительном процессе алюминий используют в виде гранул до 3 мм (п.4 формулы).Smelting according to claim 3 of the formula in the parts of the mixture, melted under arcs and in the recovery process, use chromium ore with a temperature of 100-500 ° C, and in the recovery process aluminum is used in the form of granules up to 3 mm (claim 4 of the formula).
Пример 1 (прототип). Кампанию выплавки феррохрома низкоуглеродистого по методу алюминотермической плавки с предварительным расплавлением части оксидов и флюса в электропечи проводили с использованием обогащенного хромового концентрата с содержанием 58,0-59,6 мас.% оксида хрома и 1,5-1,9 мас.% оксида кремния, при содержаниях углерода 0,08-0,10 мас.% в концентрате проплавляемой под дугами части шихты, и 0,03-0,04 мас.% в концентрате шихты восстановительного процесса. Известь использовали с углеродом 0,8-1,0 мас.%.Example 1 (prototype). The campaign for the smelting of low-carbon ferrochrome by the method of aluminothermic smelting with preliminary melting of part of the oxides and flux in an electric furnace was carried out using enriched chromium concentrate containing 58.0-59.6 wt.% Chromium oxide and 1.5-1.9 wt.% Silicon oxide , at a carbon content of 0.08-0.10 wt.% in the concentrate of the charge part melted under the arcs, and 0.03-0.04 wt.% in the concentrate of the charge of the recovery process. Lime was used with carbon 0.8-1.0 wt.%.
Алюминий применяют в виде полидисперсного порошка крупностью до 3 мм. В запальную часть шихты алюминий задавали в обычно используемом количестве в расчете на полное для данного процесса восстановление оксидов хромового концентрата. В шихту восстановительного периода алюминий вводили в количестве 110 мас.% к стехиометрическому на восстановление оксидов всей массы хромового концентрата на плавку.Aluminum is used in the form of a polydisperse powder with a particle size of up to 3 mm. In the ignition part of the charge, aluminum was set in the amount usually used, calculated on the basis of the complete reduction of chromium oxide oxides for a given process. In the mixture of the recovery period, aluminum was introduced in an amount of 110 wt.% To stoichiometric for the reduction of oxides of the entire mass of chromium concentrate for melting.
Шихту на плавку составляли на 3500 кг хромового концентрата. Запальная часть шихты состояла из 300 кг хромового концентрата, 100 кг алюминия первичного и 60 кг селитры натриевой. Под дугами проплавляли смесь из 1600 кг концентрата и 765 кг извести. В восстановительном процессе проплавляли остальные 1600 кг хромового концентрата и 800-820 кг алюминия.The charge for melting amounted to 3500 kg of chromium concentrate. The ignition part of the charge consisted of 300 kg of chromium concentrate, 100 kg of primary aluminum and 60 kg of sodium nitrate. A mixture of 1600 kg of concentrate and 765 kg of lime was melted under the arcs. In the recovery process, the remaining 1600 kg of chromium concentrate and 800-820 kg of aluminum were smelted.
За кампанию получено феррохрома низкоуглеродистого марки ФХООЗА (0,03 мас.% углерода) 39,2% и марки ФХ004А (0,04 мас.% углерода) - 44,7; содержание кремния в сплаве 0,63-0,97 мас.%, содержание азота 0,08-0,20 мас.%. Сквозное извлечение хрома составило 57,1%, сквозной расход сухой 50%-ной руды хромовой соответственно 3070 кг, а выход шлака 1970 кг на приведенную тонну феррохрома.For the campaign, low-carbon ferrochrome of the FHOOZA grade (0.03 wt.% Carbon) 39.2% and of the FH004A grade (0.04 wt.% Carbon) - 44.7; the silicon content in the alloy of 0.63-0.97 wt.%, the nitrogen content of 0.08-0.20 wt.%. The through extraction of chromium was 57.1%, the through consumption of dry 50% chromium ore was 3070 kg, respectively, and the slag yield was 1970 kg per reduced ton of ferrochrome.
Предлагаемый способ алюминотермического получения феррохрома низкоуглеродистого опробован на промышленных кампаниях по п.1 формулы и на опытно-промышленных плавках по п.2, п.3 и п.4 формулы.The proposed method of aluminothermic production of low-carbon ferrochrome has been tested in industrial campaigns according to claim 1 of the formula and on experimental industrial swimming trunks according to claim 2, claim 3 and claim 4 of the formula.
Результаты кампаний (плавок) по известному способу (пример 1) и предлагаемому (пример 2-5) приведены в таблице.The results of the campaigns (swimming trunks) according to the known method (example 1) and the proposed (example 2-5) are shown in the table.
Пример 2 (п.1 формулы). Выплавку феррохрома проводили на прокаленной руде хромовой состава 53,6 мас.% оксида хрома, 5,5 мас.% оксида кремния, с содержанием углерода 0,011 мас.% в руде запальной части шихты и в восстановительном процессе и 0,04 мас.% в руде, проплавляемой под дугами. Шихту составили на 4100 кг руды. Запальная часть шихты состояла из 300 кг руды, 80 кг алюминия первичного и 70 кг селитры натриевой; соотношение алюминия 0,93 к стехиометрическому на восстановление оксидов шихты. Под дугами проплавляли 1900 кг руды и 900 кг извести с углеродом до 0,3 мас.%. В восстановительном процессе проплавляли 1900 кг руды и 800-810 кг алюминия первичного марки А5, соотношение алюминия 1,12 к стехиометрическому на восстановление оксидов руды.Example 2 (claim 1). Ferrochrome was smelted using 53.6 wt.% Chromium oxide, 5.5 wt.% Silicon oxide, with calcined ore of chromium composition, with a carbon content of 0.011 wt.% In the ore of the charge charge part and in the reduction process and 0.04 wt.% In ore smelted under arcs. The charge amounted to 4100 kg of ore. The ignition part of the charge consisted of 300 kg of ore, 80 kg of primary aluminum and 70 kg of sodium nitrate; ratio of aluminum 0.93 to stoichiometric for the reduction of charge oxides. 1900 kg of ore and 900 kg of lime with carbon up to 0.3 wt.% Were melted under the arcs. In the reduction process, 1900 kg of ore and 800-810 kg of primary grade aluminum A were melted, the ratio of aluminum was 1.12 to stoichiometric for the reduction of ore oxides.
В полученном сплаве содержание кремния составило 0,26-0,52 мас.%, углерода 0,010-0,024 мас.%. Сквозное, с учетом потерь при прокалке руды, извлечение хрома составило 69,3 мас.%; сквозной расход сухой руды хромовой (в пересчете на 50 мас.% оксида хрома) - 2532 кг, а выход шлака 2302 кг на приведенную (60 мас.% хрома) тонну феррохрома.In the resulting alloy, the silicon content was 0.26-0.52 wt.%, Carbon 0.010-0.024 wt.%. Through, taking into account losses during ore calcining, the extraction of chromium amounted to 69.3 wt.%; the through consumption of dry chromium ore (in terms of 50 wt.% chromium oxide) is 2532 kg, and the slag yield is 2302 kg per reduced (60 wt.% chromium) ton of ferrochrome.
Пример 3 (п.3 формулы). Плавки феррохрома проводили развесом на 4000 кг прокаленной руды хромовой с содержанием 54,8 мас.% оксида хрома, 4,8 мас.% оксида кремния и 0,023 мас.% углерода во всех частях шихты. Использовали алюминий типа марки АВ-97 с содержанием 96,8 мас.% алюминия и 0,93 мас.% кремния. Запальная часть шихты состояла из 300 кг руды, 70 кг алюминия и 70 кг селитры натриевой, соотношение 0,79 к стехиометрическому на восстановление оксидов шихты. В электропечи проплавляли 1900 кг руды и 850 кг извести с углеродом 0,56 мас.%. В восстановительном процессе проплавляли 1800 кг руды и 810 кг алюминия при соотношении 1,14:1 к стехиометрическому на восстановление оксидов руды.Example 3 (claim 3 of the formula). Ferrochrome smelting was carried out by weight per 4000 kg of calcined chromium ore with a content of 54.8 wt.% Chromium oxide, 4.8 wt.% Silicon oxide and 0.023 wt.% Carbon in all parts of the charge. Used aluminum type brand AB-97 with a content of 96.8 wt.% Aluminum and 0.93 wt.% Silicon. The ignition part of the charge consisted of 300 kg of ore, 70 kg of aluminum and 70 kg of sodium nitrate, a ratio of 0.79 to stoichiometric for the reduction of charge oxides. 1900 kg of ore and 850 kg of lime with 0.56 wt.% Carbon were smelted in an electric furnace. In the recovery process, 1800 kg of ore and 810 kg of aluminum were smelted at a ratio of 1.14: 1 to stoichiometric for the reduction of ore oxides.
Содержание кремния в сплаве составило 0,46-0,63 мас.%, углерода 0,02 мас.%. Сквозное извлечение хрома 66,3 мас.%; сквозной расход сухой руды хромовой 2778 кг, выход шлака 2359 кг на приведенную тонну феррохрома.The silicon content in the alloy was 0.46-0.63 wt.%, Carbon 0.02 wt.%. Through extraction of chromium 66.3 wt.%; through consumption of dry chromium ore 2778 kg, slag output 2359 kg per reduced ton of ferrochrome.
На одну из плавок использовали руду хромовую с температурой 405°С, при этом в электропечи проплавили 1600 кг руды с 850 кг извести, а в восстановительном процессе соответственно 2100 кг руды с той же навеской алюминия. Расход электроэнергии на проплавление сократился на 12%.Chromium ore with a temperature of 405 ° C was used for one of the smelters, while 1600 kg of ore with 850 kg of lime were smelted in an electric furnace, and in the recovery process, respectively, 2100 kg of ore with the same weight of aluminum. Electricity consumption for penetration decreased by 12%.
Пример 4 (п.4 формулы). Плавки проводили на прокаленной руде хромовой с содержанием 54,6 мас.% оксида хрома, 5,1 мас.% оксида кремния и 0,019-0,047 мас.% углерода. Использовали полученный переработкой лома алюминий с содержанием 98,5 мас.% алюминия и 0,57 мас.% кремния. Запальная часть шихты состояла из 300 кг руды, 80 кг алюминия и 70 кг селитры натриевой, соотношение алюминия 0,92 к стехиометрическому на восстановление оксидов шихты. В электропечи проплавляли 1900 кг руды и 850 кг извести с содержанием углерода 0,2 мас.%. В восстановительном периоде проплавляли 1800 кг руды и 880 кг алюминия, при соотношении 1,11 к стехиометрическому на восстановление оксидов руды.Example 4 (claim 4 of the formula). Smelting was carried out on calcined chromium ore with a content of 54.6 wt.% Chromium oxide, 5.1 wt.% Silicon oxide and 0.019-0.047 wt.% Carbon. The aluminum obtained from scrap processing was used with a content of 98.5 wt.% Aluminum and 0.57 wt.% Silicon. The ignition part of the charge consisted of 300 kg of ore, 80 kg of aluminum and 70 kg of sodium nitrate, the ratio of aluminum 0.92 to stoichiometric for the reduction of oxide of the charge. 1900 kg of ore and 850 kg of lime with a carbon content of 0.2 wt.% Were smelted in an electric furnace. In the recovery period, 1800 kg of ore and 880 kg of aluminum were smelted, with a ratio of 1.11 to stoichiometric for the reduction of ore oxides.
Содержание кремния в сплаве было 0,74-1,1 мас.%, углерода 0,010-0,018 мас.%. Сквозное извлечение хрома из руды 79,3 мас.%; сквозной расход руды хромовой 2323 кг, выход шлака 2087 кг на приведенную тонну феррохрома.The silicon content in the alloy was 0.74-1.1 wt.%, Carbon 0.010-0.018 wt.%. Through extraction of chromium from ore 79.3 wt.%; through consumption of chromium ore 2323 kg, slag yield 2087 kg per reduced ton of ferrochrome.
На одну плавку в кампании использовали гранулированный алюминий крупностью до 3 мм. В восстановительный процесс задали 835 кг гранул алюминия; расход алюминия на плавку снизился на 4,7%.Granulated aluminum with a grain size of up to 3 mm was used for one heat in the campaign. In the recovery process asked 835 kg of aluminum granules; aluminum consumption for smelting decreased by 4.7%.
Пример 5 (п.2 формулы). Для получения феррохрома низкоуглеродистого с содержанием азота не более 0,04 мас.% провели три опытно-промышленные плавки развесом на 3900 кг руды хромовой. Использовали прокаленную руду состава 54,6 мас.% оксида хрома, 4,2 мас.% оксида кремния и 0,013 мас.% углерода. Запальная часть шихты состояла из 300 кг руды, 100 кг ангидрида хромового, 30 кг бихромата натрия (соотношение 0,30:1 к ангидриду), 100 кг алюминия первичного марки А7 (соотношение алюминия 0,90 к стехиометрическому на восстановление оксидов шихты) и 20 кг соли поваренной (20% к массе алюминия). В электропечи проплавляли 1800 кг руды и 900 кг извести с углеродом до 0,2 мас.%. В восстановительном периоде проплавляли 1800 кг руды, 1000 кг алюминия первичного (соотношение 1,15:1 к стехиометрическому на восстановление оксидов руды хромовой), 90 кг бихромата натрия (соотношение к массе алюминия 0,09:1), 80 кг кальция гидроокиси (соотношение 0,08:1 соответственно), 60 кг соли поваренной (соотношение 0,06:1). После окончания проплавления шихты, восстановительного процесса и кратковременной выдержки расплава 40-50% шлака сливали в изложницу на гарнисаж, в горн на оставшийся шлак загружали 30 кг плавикошпатового концентрата (соотношение к массе алюминия 0,03:1), и после его растворения сливали остальной шлак и металл.Example 5 (claim 2 of the formula). To obtain low-carbon ferrochrome with a nitrogen content of not more than 0.04 wt.%, Three pilot melts by weight of 3900 kg of chromium ore were carried out. Calcined ore with a composition of 54.6 wt.% Chromium oxide, 4.2 wt.% Silicon oxide and 0.013 wt.% Carbon was used. The ignition part of the charge consisted of 300 kg of ore, 100 kg of chromic anhydride, 30 kg of sodium dichromate (ratio 0.30: 1 to anhydride), 100 kg of primary grade aluminum A7 (ratio of aluminum 0.90 to stoichiometric for the reduction of charge oxides) and 20 kg of table salt (20% by weight of aluminum). 1800 kg of ore and 900 kg of lime with carbon up to 0.2 wt.% Were smelted in an electric furnace. 1800 kg of ore, 1000 kg of primary aluminum (ratio 1.15: 1 to stoichiometric for the reduction of chromium ore oxides), 90 kg of sodium dichromate (ratio to the mass of aluminum 0.09: 1), 80 kg of calcium hydroxide were melted in the recovery period; 0.08: 1, respectively), 60 kg of table salt (ratio 0.06: 1). After the charge was melted, the reduction process was carried out, and the melt was exposed for a short time, 40-50% of the slag was poured into the mold for a skull, 30 kg of fluor-spar concentrate was loaded into the furnace for the remaining slag (ratio to the weight of aluminum 0.03: 1), and the rest was drained slag and metal.
Получен феррохром состава: 75-76 мас.% хрома, 0,18-0,35 мас.% кремния, 0,012-0,021 мас.% углерода и 0,020 мас.% азота. Извлечение хрома из заданного хромового сырья составило 78,3 мас.%; выход шлака - 2231 кг на приведенную тонну феррохрома.The obtained ferrochrome composition: 75-76 wt.% Chromium, 0.18-0.35 wt.% Silicon, 0.012-0.021 wt.% Carbon and 0.020 wt.% Nitrogen. The extraction of chromium from a given chromium raw material amounted to 78.3 wt.%; slag yield - 2231 kg per a ton of ferrochrome.
Разработан технологически несложный способ алюминотермического получения феррохрома низкоуглеродистого повышенного качества при использовании в шихте вместо обогащенного низкокремнистого хромового концентрата прокаленной руды хромовой порошковой и извести с пониженным содержанием углерода. В предлагаемом изобретении разработаны технологические приемы снижения уровня повторного окисления хрома и железа, образующихся при проплавлении запальной части шихты, и регулирования уровня восстановления и перехода в сплав кремния; установлены оптимальные соотношения массы алюминия в частях шихты; определены допустимые пределы содержания углерода в используемых руде хромовой и извести, что снижает образование карбидов хрома и содержание углерода в сплаве.A technologically uncomplicated method for aluminothermally producing high-quality low-carbon ferrochrome has been developed by using calcined chrome ore and lime with a low carbon content instead of enriched low-silicon chromium concentrate. In the present invention, technological methods have been developed to reduce the level of re-oxidation of chromium and iron formed during the penetration of the ignition part of the charge, and to control the level of reduction and transition to a silicon alloy; the optimum ratios of the mass of aluminum in the parts of the charge are established; permissible limits of the carbon content in the chromium and lime ore used are determined, which reduces the formation of chromium carbides and the carbon content in the alloy.
Способ позволяет полностью исключить предварительное производство обогащенного хромового концентрата с сопутствующим образованием отвальных хромсодержащих шламов обогащения и снизить на 25-35% общую массу техногенных отходов в виде шламов и шлака, повысить на 9-22% сквозное извлечение хрома и соответственно уменьшить сквозной расход руды хромовой, целенаправленно регулировать содержание кремния в сплаве в интервале 0,25-1,50 мас.%, использовать наряду с алюминием первичным технической чистоты также алюминий вторичных сортов типа марки АВ-97 при содержании в нем кремния до 1,5 мас.%, снизить расход алюминия при использовании его в гранулированном виде и существенно уменьшить расход электроэнергии за счет физического тепла руды хромовой при использовании ее с температурой до 500°С. Способ обеспечивает массовый выход феррохрома низкоуглеродистого высших марок с содержанием хрома 71-75 мас.% при снижении содержания углерода и регулируемом содержании кремния в металле.The method allows to completely exclude the preliminary production of enriched chromium concentrate with the concomitant formation of dump chromium-containing enrichment sludge and reduce by 25-35% the total mass of industrial waste in the form of sludge and slag, increase the through extraction of chromium by 9-22% and, accordingly, reduce the through consumption of chromium ore, purposefully regulate the silicon content in the alloy in the range of 0.25-1.50 wt.%, use secondary grade aluminum of the AB-97 type, along with primary technical grade aluminum when the silicon content in it is up to 1.5 wt.%, reduce the consumption of aluminum when using it in granular form and significantly reduce the energy consumption due to the physical heat of chromium ore when used with a temperature of up to 500 ° C. The method provides a mass yield of high-carbon ferrochrome of higher grades with a chromium content of 71-75 wt.% While reducing the carbon content and the controlled silicon content in the metal.
По предложенному способу выход феррохрома низкоуглеродистого алюминотермического составляет: марка ФХ001А 9-10%, марка ФХ002А до 86%, при этом до 15% металла имеет содержание углерода не более 0,010 мас.% и до 53% металла с содержанием углерода до 0,015 мас.%.According to the proposed method, the yield of low-carbon aluminothermic ferrochrome is: grade ФХ001А 9-10%, grade ФХ002А up to 86%, with up to 15% of the metal having a carbon content of not more than 0.010 wt.% And up to 53% of the metal with a carbon content of up to 0.015 wt.% .
Способ позволяет также при использовании безазотистых окислителей и дополнительных дегазирующих добавок получать феррохром низкоуглеродистый низкоазотистый с содержанием азота не более 0,04 мас.% без применения специального аппаратурного оформления процесса.The method also allows, when using nitrogen-free oxidizing agents and additional degassing additives, to obtain low-carbon low-nitrogen ferrochrome with a nitrogen content of not more than 0.04 wt.% Without the use of special equipment for the process.
формулыA.1
formulas
ЛитератураLiterature
1. Ю.Л.Плинер, Г.Ф.Игнатенко. Восстановление окислов металла алюминием, М., Металлургия, 1967, стр.168-171.1. Yu.L. Pliner, G.F. Ignatenko. The reduction of metal oxides with aluminum, M., Metallurgy, 1967, pp. 168-171.
2. Н.П.Лякишев. и др. Алюминотермия, М., Металлургия, 1978, стр.272-274.2. N.P. Lyakishev. and others. Aluminothermy, M., Metallurgy, 1978, pp. 272-274.
3. А.С. СССР №831841, кл. С 22 С 33/04, 1979.3. A.S. USSR No. 831841, class C 22 C 33/04, 1979.
4. М.А.Рысс. Производство ферросплавов, изд.2-е, М., Металлургия, 1985, стр.245-252.4. M.A. Ryss. Ferroalloy Production, 2nd ed., M., Metallurgy, 1985, pp. 245-252.
5. М.И.Гасик, Н.П.Лякишев, Теория и технология электрометаллургии ферросплавов», уч., М., «СП ИНТЕРМЕТ ИНЖИНИРИНГ», 1999, стр.482-485.5. M.I. Gasik, NP Lyakishev, Theory and technology of electrometallurgy of ferroalloys ”, academician, Moscow,“ SP INTERMET ENGINEERING ”, 1999, pp. 48-485.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2005105761/02A RU2291217C2 (en) | 2005-03-01 | 2005-03-01 | Method of alumino-thermic production of low-carbon ferro-chromium |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2005105761/02A RU2291217C2 (en) | 2005-03-01 | 2005-03-01 | Method of alumino-thermic production of low-carbon ferro-chromium |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2005105761A RU2005105761A (en) | 2006-08-10 |
| RU2291217C2 true RU2291217C2 (en) | 2007-01-10 |
Family
ID=37059294
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2005105761/02A RU2291217C2 (en) | 2005-03-01 | 2005-03-01 | Method of alumino-thermic production of low-carbon ferro-chromium |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2291217C2 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2549820C1 (en) * | 2013-10-29 | 2015-04-27 | Инна Петровна Боровинская | Method for aluminothermic obtainment of ferroalloys |
| RU2599464C2 (en) * | 2015-02-26 | 2016-10-10 | Открытое акционерное общество "Ключевский завод феррославов" (ОАО "КЗФ") | Charge and method for aluminothermic production of chromium-based alloy using said charge |
| RU2761839C1 (en) * | 2021-03-30 | 2021-12-13 | Публичное акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" (ПАО "КЗФ") | Charge and electric furnace aluminothermic method for producing low-carbon ferrochrome with its use |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4053307A (en) * | 1976-01-16 | 1977-10-11 | Showa Denko K. K. | Process for manufacture of high-chromium iron alloy |
| SU1234450A1 (en) * | 1984-11-19 | 1986-05-30 | Центральный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Институт Черной Металлургии Им.И.П.Бардина | Method of producing low-carbon ferrochromium |
| RU2148672C1 (en) * | 1998-10-14 | 2000-05-10 | Открытое акционерное общество "Межрегиональное научно-производственное объединение "Полиметалл" | Method of ferrochrome production |
-
2005
- 2005-03-01 RU RU2005105761/02A patent/RU2291217C2/en active
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4053307A (en) * | 1976-01-16 | 1977-10-11 | Showa Denko K. K. | Process for manufacture of high-chromium iron alloy |
| SU1234450A1 (en) * | 1984-11-19 | 1986-05-30 | Центральный Ордена Трудового Красного Знамени Научно-Исследовательский Институт Черной Металлургии Им.И.П.Бардина | Method of producing low-carbon ferrochromium |
| RU2148672C1 (en) * | 1998-10-14 | 2000-05-10 | Открытое акционерное общество "Межрегиональное научно-производственное объединение "Полиметалл" | Method of ferrochrome production |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ЛЯКИШЕВ Н.П. и др. Алюминотермия. - М.: Металлургия, 1978, с.272-274. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2549820C1 (en) * | 2013-10-29 | 2015-04-27 | Инна Петровна Боровинская | Method for aluminothermic obtainment of ferroalloys |
| RU2599464C2 (en) * | 2015-02-26 | 2016-10-10 | Открытое акционерное общество "Ключевский завод феррославов" (ОАО "КЗФ") | Charge and method for aluminothermic production of chromium-based alloy using said charge |
| RU2761839C1 (en) * | 2021-03-30 | 2021-12-13 | Публичное акционерное общество "Ключевский завод ферросплавов" (ПАО "КЗФ") | Charge and electric furnace aluminothermic method for producing low-carbon ferrochrome with its use |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2005105761A (en) | 2006-08-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN105525055B (en) | A kind of control method of converter less-slag melting carbon period splash | |
| US4165234A (en) | Process for producing ferrovanadium alloys | |
| KR101839399B1 (en) | Sodium based briquette with high efficiency of de-p and de-s simultaneously and manufacturing method thereof | |
| JPWO2013187348A1 (en) | Method for producing metallic chromium | |
| DE102014115325A1 (en) | Process and composition for the production of ferromanganese, in particular low carbon ferromanganese | |
| RU2291217C2 (en) | Method of alumino-thermic production of low-carbon ferro-chromium | |
| CN105734201A (en) | Aluminum and iron alloy and preparing method and application thereof | |
| RU2506338C1 (en) | Charge and method for aluminothermic production of ferromolybdenum using it | |
| RU2041961C1 (en) | Method for steel making | |
| US4155753A (en) | Process for producing silicon-containing ferro alloys | |
| US3897244A (en) | Method for refining iron-base metal | |
| US2671018A (en) | Process for the production of basic bessemer steel low in nitrogen | |
| JPH04318127A (en) | Thermit production of metal or alloy | |
| RU2599464C2 (en) | Charge and method for aluminothermic production of chromium-based alloy using said charge | |
| RU2338805C2 (en) | Method of alumino-thermal production of ferro-titanium | |
| RU2761839C1 (en) | Charge and electric furnace aluminothermic method for producing low-carbon ferrochrome with its use | |
| SU1708907A1 (en) | Aluminothermic method of producing ferrovanadium | |
| RU2718497C1 (en) | Charge and electric-furnace aluminothermic method for production of ferroniobium with use thereof | |
| KR101084579B1 (en) | Steelmaking flux using ferro-vanadium slag | |
| NO861232L (en) | PROCEDURE FOR THE PRE-ALREADY PREPARATION. | |
| RU2280699C2 (en) | Method of steel making in oxygen converter with slag remaining | |
| US2790712A (en) | Process for refining iron | |
| RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
| UA56305C2 (en) | Method of smelting steel in high power arc furnaces | |
| JPH10263768A (en) | How to reuse converter slag |