JPS58100657A - Smelting method for molten high alloy - Google Patents
Smelting method for molten high alloyInfo
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- JPS58100657A JPS58100657A JP20037681A JP20037681A JPS58100657A JP S58100657 A JPS58100657 A JP S58100657A JP 20037681 A JP20037681 A JP 20037681A JP 20037681 A JP20037681 A JP 20037681A JP S58100657 A JPS58100657 A JP S58100657A
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Abstract
Description
【発明の詳細な説明】
本発明はフェロクロムや7エロマンガンのように、鉄よ
シも還元しKくい元素を多量に含む高合金溶湯t1電気
によらないで製錬するための方法に関する。DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION The present invention relates to a method for smelting a high-alloy molten metal t1 containing a large amount of K elements, such as ferrochrome and 7-eromanganese, by reducing iron, without using electricity.
フェロクロムやフェロマンがンなどハ、従来、低シャフ
ト電気炉において、還元剤としてはコークスなどの固体
炭素質を用い、還元エネルギーとしては電力を用いて製
造されてきた。これは固体炭素質の共存により強還元条
件を作シ、電力によシ強還元条件をこわさないで加熱・
エネルギー供給を行う方法である。この方法の問題点、
改善が望まれる点としては次の2つがあげられる。Ferrochrome, ferromanganese, etc. have traditionally been produced in a low-shaft electric furnace using solid carbon such as coke as the reducing agent and electricity as the reduction energy. This creates strong reducing conditions through the coexistence of solid carbonaceous matter, and heats and heats the products without damaging the strong reducing conditions using electricity.
This is a method of supplying energy. The problem with this method is
There are two points that require improvement:
(1)還元エネルギーとしての電力が高価である。(1) Electricity as reduction energy is expensive.
石炭やコークスなどの固体炭素質燃料を直接、燃焼させ
ることによりエネルギーの供給を行えることが望ましい
。It is desirable to be able to supply energy by directly burning solid carbonaceous fuels such as coal and coke.
(2)通常用いられる低シャフト電気炉では炭素が飽和
値に近い高合金溶湯しか製造できない。(2) A commonly used low-shaft electric furnace can only produce high-alloy molten metal whose carbon content is close to the saturated value.
もし、中炭素、すなわち炭素量が飽和値の20〜80優
の範囲の高合金溶湯を直接製造できれば、溶融合金の溶
融温度が低いことから製錬温度を低下できること、後続
の製鋼工程でO脱炭負担を軽減できること(通常の高炭
素フェロアロイ製造の場合に比べて)、また、高合金溶
湯の脱リン・脱硫方法として知られているC aC2−
Ca F 2系フラ、クス処理を直接適用できること(
高炭素溶湯であれは、一旦脱炭して炭素不飽和溶湯にし
てからでないと適用できない)などのメリットがあり、
望ましい、しかし、還元エネルギーとして電力に依存し
ないとすれば、発熱は醸化反応に依存せざるを得す、還
元条件を維持することが容易でない、tた、溶融合金中
の炭素が不飽和であれば、系の平衡関係としては還元剤
である炭素の活量が低下(すなわち、還元力が低下)す
る。If it were possible to directly produce a medium-carbon high alloy molten metal with a carbon content in the saturation value range of 20 to 80, it would be possible to lower the smelting temperature due to the low melting temperature of the molten alloy, and to eliminate O in the subsequent steelmaking process. CaC2- is known to reduce the carbon burden (compared to normal high carbon ferroalloy production) and is a known dephosphorization/desulfurization method for high alloy molten metal.
Ca F 2-based flux treatment can be applied directly (
High-carbon molten metal has the advantage that it cannot be applied until it is first decarburized and made into a carbon-unsaturated molten metal.
However, if we do not rely on electricity as reduction energy, we must rely on the fermentation reaction for heat generation, which makes it difficult to maintain reducing conditions, and because the carbon in the molten alloy is unsaturated. If so, the activity of carbon, which is a reducing agent, decreases (that is, the reducing power decreases) as an equilibrium relationship of the system.
スラグと接する炭素の活量を上げようとすれば、固体炭
素質をスラグ層に添加すること、例えば炉上方からコー
クス塊などを添加することが考えられる。シかし、フェ
ロクロムやフェロマンガンなどを製造する場合には、炉
に装入される原料中の脈石分が多いので生成するスラグ
量が多く、スラグ層が厚いので、上方からコークス塊な
どを投入してもスラグと固体炭素質の間の接触比表面積
(スラグ単位重量あたシの接触面積)を必要な値圧する
ことが望ましい、また、生成するスラグ量が多いと、溶
融金属相を通してガスを吹き込んで4スラグ層を十分に
攪拌することがむつかしく、還元速度定数を大きくしに
くいという問題がある。In order to increase the activity of carbon in contact with the slag, it is possible to add solid carbon to the slag layer, for example, add coke lumps from above the furnace. However, when producing ferrochrome, ferromanganese, etc., there is a large amount of gangue in the raw materials charged into the furnace, so a large amount of slag is generated, and the slag layer is thick, so coke lumps etc. are poured from above. It is desirable that the contact specific surface area (contact area per unit weight of slag) between the slag and solid carbonaceous material be maintained at the required pressure. There is a problem in that it is difficult to sufficiently stir the four slag layers by blowing in the slag, and it is difficult to increase the reduction rate constant.
したがって、電力に依存せず、かつ炭素不飽和の高合金
溶湯を製造しようとすれば、一般的にはスラグ中の有価
金属酸化物の還元が不十分になる。Therefore, in order to produce a carbon-unsaturated high-alloy molten metal without relying on electric power, the reduction of valuable metal oxides in the slag is generally insufficient.
本発明は還元エネルギーを電力に依存することなく、有
価金属成分を歩留高く回収でき、かつ必要に応じて炭素
不飽和の高合金溶湯も直接に製造できるもので、その要
旨とする処は、有価金属の酸化物を含む原料を溶融還元
して高合金溶湯を製造する工程において、炭素を含む溶
融合金中に酸化性ガスを吹き込んで発熱反応を行わせつ
つ、溶融合金1tあたり溶融スラグが0.5を以上存在
する状態では溶融スラグ中に炭素質粉末を吹き込んで、
有価金属成分の還元を行うことを特徴とする高合金溶湯
の鯛錬方法である。The present invention is capable of recovering valuable metal components at a high yield without relying on electric power for reduction energy, and can also directly produce carbon-unsaturated high-alloy molten metal if necessary.The gist of the present invention is to: In the process of producing high alloy molten metal by melting and reducing raw materials containing oxides of valuable metals, an oxidizing gas is blown into the molten alloy containing carbon to cause an exothermic reaction, and molten slag is reduced to 0 per ton of molten alloy. .5 or more, carbonaceous powder is blown into the molten slag,
This is a method for smelting high alloy molten metal, which is characterized by reducing valuable metal components.
以下、具体的な実施例にそって詳細に説明する・第1図
に示すような底吹転炉状の反応容器を用いて、半還元ク
ロムペレットを原料としてフェロクロムを製造する場合
を例にとって説明する0反応容器IKは底部に酸化性ガ
スを吹込むための羽口2が取付けられており、反応容器
内の炭素を含む溶融合金中に酸素などの酸化性がスを吹
き込んで、CO生成反応により発熱させる。反応容器の
上方には、反応容器から発生するCOを含む高温排ガス
を利用して、クロム鉱石とコークスの混合・成型物(例
えばペレット)を加熱・予備還元するための装置3(例
えば、ロータリーキルン)が設置されている0本発明・
の特色の一つは、溶融スラグ層中にコークス粉や石炭粉
のような固体炭素質を吹き込むためのランス4が取付け
られていることである。これは溶融合金層には浸漬され
ないので、通常の酸素上吹用のランスと同様に水冷屋の
ものでよい。A detailed explanation will be given below based on specific examples. An example will be explained in which ferrochrome is produced using semi-reduced chromium pellets as a raw material using a bottom-blown converter-like reaction vessel as shown in Figure 1. The reaction vessel IK is equipped with a tuyere 2 at the bottom for blowing oxidizing gas, and oxidizing gas such as oxygen is blown into the molten alloy containing carbon in the reaction vessel, generating heat due to the CO production reaction. let Above the reaction vessel is a device 3 (for example, a rotary kiln) for heating and pre-reducing a mixture of chromium ore and coke and a molded product (for example, pellets) using high-temperature exhaust gas containing CO generated from the reaction vessel. 0 present inventions/
One of the features is that a lance 4 is installed for blowing solid carbonaceous material such as coke powder or coal powder into the molten slag layer. Since this lance is not immersed in the molten alloy layer, it can be a water-cooled lance like a normal oxygen top-blowing lance.
この装置を用いる操業形態の1例は次の通りである。t
ず、反応容器内に定格溶湯量の50%以下程度の溶融合
金が存在している状態にする・そのためKは別の装置で
溶層した溶湯(例えば溶銑)を装入してもよいし、また
製品であるフェロクロム溶湯の一部を反応容器内に残留
させてもよい。An example of an operation mode using this device is as follows. t
First, the molten alloy should be in a state in which about 50% or less of the rated molten metal amount is present in the reaction vessel. Therefore, K may be charged with molten metal (for example, hot metal) that has been molten in another device, Further, a part of the molten ferrochrome product may remain in the reaction vessel.
この溶融合金層に前述のようIfCa化性ガスを吹き込
んで脱炭1発熱および攪拌を行わせる。それと平行して
、炉上方から、原料であるクロム鉱石と還元剤であるコ
ークス粉の成型物を装置=3で加熱・予備還元したもの
(半還元クロム(レット)を高温のtt装入する。それ
とともに投入シュート5から、造滓剤である石灰、還元
剤の一部であるコークス塊、場合によっては半還元クロ
ム□(レフトの一旦冷却されたものなどが投入される。IfCa-forming gas is blown into this molten alloy layer as described above to cause decarburization 1 heat generation and stirring. In parallel with this, a molded product of chromium ore as a raw material and coke powder as a reducing agent is heated and pre-reduced in apparatus 3 (semi-reduced chromium (ret)) is charged at high temperature tt from above the furnace. At the same time, lime as a slag-forming agent, coke lumps as a part of a reducing agent, and in some cases semi-reduced chromium □ (once cooled left) are charged from the charging chute 5.
これらは反応容器:1内で加熱されて溶融後、クロム酸
化物や鉄酸化物が炭素分によって還元されて、生成した
0r−F・−C合金が溶融金属相に移行する。After these are heated and melted in the reaction vessel 1, the chromium oxide and iron oxide are reduced by the carbon content, and the generated Or-F.-C alloy is transferred to the molten metal phase.
本発明の特色は、溶融スラグ量が増加して、溶融合金1
tあたりO,St以上になると、固体炭素質粉吹込用ラ
ンス4′fr溶融スラグ層に浸漬してスラグ層中にコー
クス粉や石炭粉を吹込むことである。キャリヤがスとし
てはN2、あるいはArなどの不活性ガスが適している
。ランス4の先端は反応容器内の溶融合金の静水面(ガ
ス吹込を行わない時のレベル)よ55051以上上方と
し、ランス先端が溶融合金層に浸漬しないこと、および
吹込んだ固体炭素粉の多くが直接溶融金属の中に溶は込
まないようにする。The feature of the present invention is that the amount of molten slag is increased, and the molten alloy 1
When the solid carbonaceous powder injection lance 4'fr is immersed in the molten slag layer, coke powder or coal powder is blown into the slag layer. As the carrier gas, an inert gas such as N2 or Ar is suitable. The tip of the lance 4 should be at least 55,051 degrees above the static water level (level when no gas is injected) of the molten alloy in the reaction vessel, and the tip of the lance should not be immersed in the molten alloy layer, and most of the injected solid carbon powder should not be immersed in the molten alloy layer. prevent it from melting directly into the molten metal.
この状Mにおいて溶融スラグ層の有価金属醗化物(この
場合にはクロム酸化物および鉄酸化物)の還元に関与す
るものとしては次のようなものがあげられる。In this state M, the following are involved in the reduction of valuable metal fluoride (chromium oxide and iron oxide in this case) in the molten slag layer.
(a) 炉上方から投入した固体炭素質(b) 半
還元クロムペレットと一緒に持ち込まれた固体炭素質
(、) ランス4によって溶融スラグ層に吹き込まれ
た固体炭素質
(d) 溶融合金中に溶は込んだ炭素分本発明は、溶
融スラグの量が増加すると(前述のように溶融金属1t
あ九シ0.5を以上)(a)および(b)の寄与が小さ
くなり、また、溶融合金の炭素含有量を不飽和に保った
場合には平衡的にも速度的にも(溶融スラグ単位重量あ
念りの溶融スラグ−浴融合金の接触面積が小さいので)
(d)の寄与が小さくなる状況において高い還元速度を
保つためK (e)の機能を付加したのが特徴である。(a) Solid carbon material introduced from above the furnace (b) Solid carbon material brought in together with semi-reduced chromium pellets (,) Solid carbon material blown into the molten slag layer by lance 4 (d) Into the molten alloy The present invention is characterized by the fact that when the amount of molten slag increases (as mentioned above, 1 ton of molten metal
If the carbon content of the molten alloy is kept unsaturated, the contribution of (a) and (b) will be small, both in terms of equilibrium and velocity (molten slag Unit weight: The contact area between the molten slag and the bath alloy is small)
The feature is that the function of K (e) is added in order to maintain a high reduction rate in situations where the contribution of (d) becomes small.
この方法において、溶融スラグ層に吹き込まれた固体炭
素粉は分散して迅速にスラグの還元に作用するとともに
1キヤリヤガスは溶融スラグ層を積極的に攪拌し間接的
に(a) 、 (b) 、 (d)による反応も促進し
、また、溶融合金層内で発生した熱を、還元エネルギー
の供給が必要なスラグ層内に伝達するのを助け、平衡的
にも速度的にも溶融スラグの還元が有利な条件で進行す
ることを可1[する会
溶融スラグ中に懸濁する固体炭素は、上記の過程で溶融
金属に接すると一部溶は込み、それは酸化性ガスによっ
て醸化されて熱源として作用する。溶融合金層の炭素含
有量のレベルをコントロールするには、ランス4の位置
(低いほど炭素は高くなりやすい)キャリヤがスの量(
多いほど炭素は高くなシやすい)および溶融合金層への
酸化性ガスの吹込み速度などの組合せを適正な条件に選
定すればよい。あるいは必要に応じて、反応容器1の底
部に取付けた固体炭素質粉吹込み用の羽口10を通して
、コークスなどの炭素質粉を吹込むことを併用してもよ
い。In this method, the solid carbon powder blown into the molten slag layer is dispersed and acts to quickly reduce the slag, while the carrier gas actively stirs the molten slag layer and indirectly (a), (b), (d) reaction, and also helps transfer the heat generated in the molten alloy layer into the slag layer where reduction energy needs to be supplied, reducing the molten slag both in equilibrium and speed. When the solid carbon suspended in the molten slag comes into contact with the molten metal during the above process, it is partially molten, which is aroused by oxidizing gas and becomes a heat source. It acts as. The level of carbon content in the molten alloy layer can be controlled by adjusting the position of lance 4 (the lower it is, the higher the carbon content) and the amount of carrier (
(The higher the amount of carbon, the higher the carbon content) and the rate of blowing the oxidizing gas into the molten alloy layer. Alternatively, if necessary, carbonaceous powder such as coke may be injected through the tuyere 10 for injecting solid carbonaceous powder attached to the bottom of the reaction vessel 1.
以上の操作を行って溶融合金Iを順次増加 “せしめ
て所定の量になると、原料(半還元クロムペレットなど
)の装入をやめ、溶融合金への酸化性ガスの吹込みと溶
融スラグ中への炭素質固体の吹込みを所定時間行い、出
湯および排滓を行う、4hシ、スラグ中の有価金属(ク
ロム、マンザン、鉄など)をさらに低下しようとすれば
、出湯の前に溶融合金層への酸化性ガスの吹込みをやめ
Arなどの不活性ガスで攪拌しながら、溶融スラグ層へ
の吹込物を炭素質固体から7エロシリコン粉などの強還
元性金属あるいは合金に切換えて所定時間処理してもよ
い。なお、次回の操業に移るKは、溶融合金の一部(2
0〜5Oqk)を反応容器内に残し、同一の工程をくり
返せばよい。Perform the above operations to gradually increase the amount of molten alloy I. “When the amount reaches a predetermined value, stop charging the raw materials (semi-reduced chromium pellets, etc.), and start blowing oxidizing gas into the molten alloy and into the molten slag. If you want to further reduce the valuable metals (chromium, manzan, iron, etc.) in the slag by injecting carbonaceous solids for a predetermined period of time, then tapping and draining the slag, it is necessary to remove the molten alloy layer before tapping. Stop blowing the oxidizing gas into the molten slag layer, and while stirring with an inert gas such as Ar, change the material injected into the molten slag layer from a carbonaceous solid to a strongly reducing metal or alloy such as 7erosilicon powder, and continue for a specified period of time. In addition, K, which is transferred to the next operation, is a part of the molten alloy (2
0 to 5 Oqk) may be left in the reaction vessel and the same process may be repeated.
出湯された溶融合金のリンや硫黄の含有量を低下するた
めKは、溶融スラグを分離してから非酸化性雰囲気下で
Ca C2−Ca F2系の7ラツクスを吹きゃめげよ
い、この場合、CaC2の一部が炭素不飽和溶融合金と
反応して
CaC2−* Ca +2 C(1)
Kより金属cmを生成し、それが溶融合金中のPと反応
して
3Ca + 2P −+Ca P32
によシ脱リン反応がおこる。脱硫は脱リンがおこるよう
な強還元東件では必然的に進行する。この処理において
フラックスの添加量を選定することによって、製品であ
る溶融合金のP、S含有量を任意の値まで低下すること
ができる。In order to reduce the content of phosphorus and sulfur in the tapped molten alloy, K may be treated by separating the molten slag and then blowing 7 lux of Ca C2-Ca F2 system in a non-oxidizing atmosphere. In this case, A part of CaC2 reacts with the carbon-unsaturated molten alloy to generate metal cm from CaC2-*Ca+2C(1)K, which reacts with P in the molten alloy and is converted by 3Ca+2P-+CaP32. A si-dephosphorization reaction occurs. Desulfurization inevitably progresses in cases of strong reduction where dephosphorization occurs. By selecting the amount of flux added in this process, the P and S contents of the molten alloy product can be reduced to arbitrary values.
実施例
第1図に示した転炉状反応容器を用いて、ロータリーキ
ルンで予備還元した半還元クロム酸化物)(T、Cr3
4嘔、T、Fe17%、クロA還元車85916 、
T、C: 8.0 ’j 、両011囁、 At20.
11囁、 81029嘩、平均温度1100℃)を原料
として、炭素不飽和型フェロクロム(C:4.2%。Example Using the converter-like reaction vessel shown in Fig. 1, semi-reduced chromium oxide (T, Cr3
4 yo, T, Fe17%, black A reduction car 85916,
T, C: 8.0 'j, both 011 whisper, At20.
Carbon-unsaturated ferrochrome (C: 4.2%) is made from carbon-unsaturated ferrochrome (C: 4.2%) using 81029 carbon fiber, average temperature 1100°C) as raw material.
Cr:61%、Fe:32%、81 :0.91.P:
0.02%、8 : 0.005%)を製造する。Cr: 61%, Fe: 32%, 81:0.91. P:
0.02%, 8: 0.005%).
反応容器(定格溶湯量4ot、@累吹込用二重管羽ロ2
0ケ=02200ONm3/hr・羽口、外管プロ/母
ン60 Nm’Ar・羽口内)に前回出湯時の残湯(C
:3.891.Cr:61%、Fe:32%、810.
9s、P:0.05ts、8:0.01%、温1f16
20℃)が約201ある状態で溶湯中KWl素の吹込み
を行うとともに炉上方から高温・半還元りo A ”(
V 、トf 17 t/hr、塊コークスf 3.5
t/hr 。Reaction vessel (rated molten metal amount 4 ot, @ double pipe vane for cumulative injection 2)
0 ke = 02200ONm3/hr・tuyere, outer tube pro/mother 60Nm'Ar・tuyere) remains from the previous tap (C
:3.891. Cr: 61%, Fe: 32%, 810.
9s, P: 0.05ts, 8: 0.01%, Warm 1f16
KWl element is injected into the molten metal at a temperature of approximately 20℃ (20℃), and high-temperature semi-reduction o A'' (
V, f 17 t/hr, lump coke f 3.5
t/hr.
生石灰を1.6 t/hrの速度でほぼ連続的に供給す
る(4,5時間)、半還元クロム(レットの装入開始後
60分経過して溶融スラグ量が600 kg/を一溶融
合金に達し九段階でコークス粉吹込用のランスt−溶融
スラグ中に浸漬して、N2ガス200 Nm5/11r
をキャリヤとしてコークス粉(1mφ以下、固定炭素分
88%)を吹き込む。ランスの浸漬深さは、溶融合金の
静水面から約1mになるように時間とともにランスを上
げてゆく、この閾、溶融金属の炭素は3〜6%の範囲内
、温度は1490〜1590℃の範囲内にあった。溶融
合金の量が約40tになっ九段階で半還元クロムベレッ
ト、塊コークス、生石灰の装入をやめて、さらに10分
間の酸素吹込み及びN2ガスによるコークス粉の吹込み
を行った後、溶融合金への吹込みがス1&:0□からA
r(1100ON /hr、羽口)に変える。!−と4
K、浸fランスからの供給物をコークス粉から7エロシ
リコンに変えて5分間の処3!1tl−行った後、溶融
スラグの90%、および溶融合金の約50%を出湯した
。Quicklime was almost continuously fed at a rate of 1.6 t/hr (4 to 5 hours), and semi-reduced chromium (60 minutes after the start of charging, the amount of molten slag was 600 kg/h). At the 9th stage, the lance for coke powder injection was immersed in the molten slag, and the N2 gas was 200 Nm5/11r.
Coke powder (less than 1 mφ, fixed carbon content: 88%) is blown into the coke powder as a carrier. The immersion depth of the lance is raised over time so that it is about 1 m from the still water surface of the molten alloy.At this threshold, the carbon content of the molten metal is within the range of 3 to 6%, and the temperature is 1490 to 1590 °C. It was within range. When the amount of molten alloy reached approximately 40 tons, the charging of semi-reduced chromium pellets, lump coke, and quicklime was stopped at the 9th stage, and after 10 minutes of oxygen injection and coke powder injection using N2 gas, the molten alloy was removed. The blowing into is S1&:0□ to A
Change to r (1100ON/hr, tuyere). ! - and 4
K. After changing the feed from the soaking lance from coke powder to 7erosilicon for 5 minutes, 90% of the molten slag and about 50% of the molten alloy were tapped.
出湯した溶融金属は取鍋に受けて、排滓した後、蓋をお
いて外気の侵入を防止しながらカルシウムカーバイド(
CaCz : 80%)12kg/l、螢石(CaF2
: 88%)3kg/lの混合物1kArがスをキャリ
ヤとして吹込んで脱リン・脱硫した@ CaC−Ca
F2フラックス処理前後の溶融金属の成分、温度は次の
通シである。The tapped molten metal is collected in a ladle, drained, and poured into calcium carbide (calcium carbide) with a lid on to prevent outside air from entering.
CaCz: 80%) 12kg/l, fluorite (CaF2
: 88%) 3kg/l mixture 1kAr was dephosphorized and desulfurized by blowing sulfur as a carrier @CaC-Ca
The composition and temperature of the molten metal before and after the F2 flux treatment are as follows.
処理後のlit!融合金は鋳込んでフェロクロム塊とし
た。lit after processing! The fusion metal was cast into a ferrochrome lump.
本発明においては、溶融スラグ量がきわめて多い溶融還
元条件において、炭素不飽和溶融合金の存在下で、スラ
グ中の有価金属酸化物の還元促進のために
(1)溶融合金層と溶融スラグ層に、別々にガスを吹き
込んで攪拌していること。In the present invention, in order to promote the reduction of valuable metal oxides in the slag in the presence of a carbon-unsaturated molten alloy under smelting reduction conditions in which the amount of molten slag is extremely large, (1) the molten alloy layer and the molten slag layer are , the gas must be blown separately and stirred.
(2)発熱は溶融合金層に酸化性ガスを吹き込むという
方法で行い、溶融合金層を介することにより溶融スラグ
に接する雰囲気の酸素ポテンシャルを安定して低くして
いること。(2) Heat generation is performed by blowing an oxidizing gas into the molten alloy layer, thereby stably lowering the oxygen potential of the atmosphere in contact with the molten slag through the molten alloy layer.
(3)炭素分の一部を粉状で溶融スラグ中に吹き込むこ
とによって、スラグの炭素による還元を促進するととも
圧、添加した炭素が優先的に溶融合金の加炭に使われな
いようにしていることの3つの条件を組合せているのが
ポイントである。(3) By injecting a part of the carbon content into the molten slag in powder form, the reduction of the slag with carbon is promoted and the added carbon is preferentially not used for carburizing the molten alloy. The key point is to combine the three conditions for existence.
この発明を実施することにより電気を用いないで、炭素
不飽和の溶融合金を、歩留高く、かつ不純物を少なく製
造することができ、工業的な効果が大きい。By carrying out this invention, a carbon-unsaturated molten alloy can be produced with a high yield and with a small amount of impurities without using electricity, which has great industrial effects.
第1図は本発明を実施するのに用いる設備の1例を示す
概略説明図である。FIG. 1 is a schematic explanatory diagram showing an example of equipment used to carry out the present invention.
Claims (1)
を製造する工11において、炭素を含む溶融合金中に酸
化性ガスを吹き込んで発熱灰石を行わせつつ、溶融合金
1tあたシ溶融スラグが0.5を以上存在する状態では
溶融スラグ中に炭素質粉末を吹き込んで、有価金属成分
の還元を行うことを特徴とする高合金溶湯の製錬方法。In step 11, which produces a high alloy molten metal by melting and reducing raw materials containing oxides of valuable metals, oxidizing gas is blown into the molten alloy containing carbon to generate exothermic ash, while 1 ton of molten alloy is heated to 1 ton. A method for smelting high alloy molten metal, which comprises blowing carbonaceous powder into the molten slag to reduce valuable metal components when the molten slag is present at a concentration of 0.5 or more.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP20037681A JPS58100657A (en) | 1981-12-12 | 1981-12-12 | Smelting method for molten high alloy |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP20037681A JPS58100657A (en) | 1981-12-12 | 1981-12-12 | Smelting method for molten high alloy |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS58100657A true JPS58100657A (en) | 1983-06-15 |
Family
ID=16423281
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP20037681A Pending JPS58100657A (en) | 1981-12-12 | 1981-12-12 | Smelting method for molten high alloy |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS58100657A (en) |
-
1981
- 1981-12-12 JP JP20037681A patent/JPS58100657A/en active Pending
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