以铬和铁为主要成分的铁合金。是钢铁工业用的主要合金剂之一，除了主成分铬与铁外还含有碳、硅、硫、磷等杂质。铬铁含铬55％～75％，按含碳量分为高碳(4％～10％C)、中碳(0.5％～4％C)、低碳(>0.15％～0.5％C)和微碳(≤0.15％C)铬铁。高碳铬铁又称碳素铬铁，中、低、微碳铬铁又称精炼铬铁。一种用低铬铁比的铬矿生产的高碳铬铁，含Cr50％～55％称为炉料级铬铁，还有含N2％～10％的含氮铬铁作为氮合金剂使用，又称氮化铬铁。1821年贝尔蒂尔(P．Berthier)在坩埚内加热木炭、氧化铬与氧化铁的混合物生产铬铁。这种方法一直使用到1857年弗雷迈(E．C．Fremy)用塔斯马尼亚(Tasmania)铁铬矿，在高炉内冶炼，得到含7％～8％Cr的塔斯马尼亚生铁。1870～1880年间，高炉生产的铬铁含30％～40％Cr，10％～20％C。穆瓦桑(H．Moissan)对电炉冶炼铁合金做了许多工作，并于1893年发表了在电炉内还原铬矿生产含67％～71％Cr，4％～6％C高碳铬铁的报道。用电炉取代高炉冶炼高碳铬铁是一个重大进步。1886年奥德斯杰纳(E．G．()delstjerna)描述了瑞典用电炉生产含70％Cr高碳铬铁的情况。贝克特(F．M．Becket)及其合作者从1906年至1940年间，开展硅还原铬矿生产低碳铬铁的工艺。在500kW单相双电极电炉(炉产量400kg)至12000kw三相电炉(炉产量10t)内试验和生产，以满足生产不锈钢的需要。1920年左右瑞典特乐尔赫坦铁合金厂制订了三步法生产低碳铬铁工艺。即电硅热法，亦称瑞典法。1939年波伦(R．Perrin)获得了用液态硅铬铁合金与铬矿一石灰熔体反应，生产低碳铬铁专利。通称波伦法，也称热兑法。这一方法经过不断改进，已成为生产低碳铬铁的主要方法。1949年埃拉斯姆斯(H．Erasmus)取得了真空固态脱碳法生产C0.01％的低碳铬铁的专利。在美国联合碳化物公司马里塔(Marietta)厂生产名为辛普雷克斯低碳(低硫)铬铁(SimplexFerrochrome)。本世纪初，生产中碳铬铁的方法有3种：(1)用铬矿石精炼高碳铬铁；(2)在贝塞麦炉内吹炼高碳铬铁；(3)生产低碳铬铁时配加高碳铬铁。因用贝塞麦炉吹炼高碳铬铁生产的中碳铬铁含氮高，故氧气转炉很快被用来生产中碳铬铁。在70年代10t氧气顶吹转炉，10t氧气底吹转炉和25tCLU转炉先后投产生产中碳铬铁。随着铬矿的块矿日益减少，粉矿增加，贫铬矿经选矿后得到的又全是精矿粉，这些均要通过烧结、球团和压块等方法生产人造块矿。日本昭和电工公司1970年在其子公司周南电工公司建成铬精矿制球、固态预还原、电炉(15000kw)熔炼的SRC法的年产6万t高碳铬铁厂。南非米德尔堡钢和合金公司使用ASEA的技术，于1983年在克鲁格斯厂投产1台16MVA直流电弧等离子炉(后又扩容为40MVA)，用铬粉矿生产高碳铬铁。瑞典铬公司1986年在马尔摩投产一座年产7．8万t高碳铬铁的等离子铬法工厂。中国吉林铁合金厂于1956年开始生产高碳铬铁。1959年开始生产硅铬合金与低微碳铬铁。吉林铁合金厂、北京钢铁研究总院与钢铁设计研究总院共同研制的6000kVA真空电阻炉于1972年投产，用真空固态脱碳法生产微碳铬铁。上海铁合金厂与北京钢铁研究总院于1973年开始研究顶吹氧转炉(It)吹炼中碳铬铁。1979年建成1台2.5t顶吹氧转炉生产中碳铬铁。铁铬系平衡相图见图1。铬与铁形成连续固溶体。低于815℃时，在图的中部出现σ相区。σ相为金属间化合物，其平均含铬量为45％，化学成分大致相当于FeCr。铬与碳生成的碳化物有Cr23C6，Cr3C2，Cr7C3。有铁存在时则成为复杂碳化物(Cr，Fe)23C6，(Cr，Fe)3C2与(Cr，Fe)7C3。高碳铬铁含C可达10％，所以它的性质用Fe-Cr-C系表示更为确切。铬加入钢中能显著改善钢的抗氧化性，增加钢的抗腐蚀能力。在许多具有特殊物理化学性能的钢中都含有铬。钢中的铬是用铬铁添加的。高碳铬铁用作滚珠钢(0.5％～1.45％Cr)、工具钢、模具钢(5％～12％Cr)和高速钢(3.8％～4.4％Cr)的合金剂，可提高钢的淬透性，增加钢的耐磨性和硬度。铸铁中加入铬可提高硬度，改善耐磨性，含铬0.5％～1.0％便可改善其机械性能。高碳铬铁和炉料级铬铁大量用作冶炼不锈钢(AOD或VOD法)的炉料，降低生产成本。中、低碳铬铁用于生产中、低碳结构钢、渗碳钢，制造齿轮、高压鼓风机叶片、阀板等。微碳铬铁用于生产不锈钢、耐酸钢、耐热钢和电热合金等。铬在地壳中的丰度为0.035％，但生成的铬矿石含铬高。地球上近南北向褶皱带中的铬铁矿资源量，占世界总量的95％以上，其中纵贯非洲东部的前寒武纪褶皱带的铬资源量，占世界总量的94％。乌拉尔华力西褶皱带占2％左右，阿尔卑斯褶皱带约占世界总量的2％。中国铬矿成矿地质条件不理想，尚未在寒武纪地质区中发现南北向铬铁矿带。西藏一云南的铬铁矿床属阿尔卑斯期褶皱带；新疆一甘肃、青海一内蒙古的铬铁矿床在海西期近东西向的褶皱带中；它们都不具备生成特大矿床的条件。具有工业价值的主要含铬矿物是铬尖晶石，常被误称为铬铁矿。最有用的铬尖晶石矿物有3种：镁铬铁矿(Mg，Fe)Cr2O4、硬铬尖晶石(Mg，Fe)(Cr，Al)2O4和铝铬铁矿Fe(Cr，Al)2O4。铬矿最大的使用者为铁合金工业，约占铬矿石总产量的80％左右。在铬矿市场上称冶金级铬矿。优质冶金级铬矿要求Cr2O3>48％，S<0.1％，P<0.1％，Cr2O3：FeO>3，用以生产含Cr>70％的铬铁。由于富铬矿日益减少，铬铁比低的矿石相对增多。它们只能用来冶炼炉料级铬铁。高碳铬铁生产工艺：冶炼高碳铬铁是采用在埋弧还原电炉内的电碳热法，即Cr2O3与FeO在电弧加热的高温区被碳还原的过程。Cr-O-C系反应△F0-T图(见图3)定性地描述了在高温下Cr-O-c的平衡温度与氧分压的关系。在大气压力下，Cr2O3与C一直共存至1147℃(图3中点1)。在此温度开始反应生成Cr3C2和CO；温度进一步提高则生成Cr17C3和Cr23C6；而在约1807℃(图中点2)生成Cr。说明Cr2O3被碳还原最先生成碳化铬。实际生产中使用的是铬矿，主要矿物相为铬尖晶石。熔炼过程铬尖晶石分解为Cr2O3、FeO、Al2O3、MgO等。Cr2O3被还原时FeO也被还原，生成含碳的铬铁合金和复杂铬铁碳化物。(有关组成见图2)铬矿属于难熔性矿石，要在较高温度下才能开始熔化，这是高碳铬铁冶炼过程的特点。铬矿还原开始，Al2O3和MgO与少量Cr2O3组成初渣，从Al2O3-MgO-Cr2O3系相图。(见图4)可以看出其熔点在1900℃以上。高熔点的初渣对冶炼进行，炉渣与合金分离都造成很大困难。所以要添加硅石增加炉渣中的SiO2含量，来降低炉渣的熔点和黏度。图5表示Al2O3-MgO-SiO2系炉渣的熔点和相组成。图6给出了1500℃时炉渣的黏度。生产高碳铬铁的埋弧还原电炉容量为5000～45000kvA。用自焙电极。炉衬用碳质或镁质耐火材料的敞口式或封闭式电炉。铬铁的含铬量由入炉铬矿的Cr2O3：FeO值决定。铬矿、焦炭与硅石(有时还加石灰石)按计算比例混匀后加入炉内还原。在炉料计算时要参照图5考虑炉渣成分，以利于Cr2O3与FeO从渣中还原和控制杂质的还原程度；要有适宜的熔化温度、流动性和表面张力，使高碳铬铁和炉渣分离良好和从炉内顺利排出。炉渣成分为SiO230％～35％、MgO38％～42％、Al2O317％～21％。熔点在1600～1650℃。实际生产中炉渣温度在1650～1750℃或稍高。合金与炉渣定时从炉内排出。合金铸入锭模；或粒化成小于15mm的颗粒，供生产硅铬合金用。炉渣送渣场。生产1t高碳铬铁(60%Cr)消耗铬矿(Cr2O3>40％)1800～2000kg，硅石80～130kg，焦炭400～500kg，电极糊20～30kg；电能3000～3400kWh；铬回收率>91％。态还原法的简称。它是采用回转窑一电炉联合方法生产高碳铬铁。工艺流程如图7。在不同温度下铬矿被碳还原情况为：(Mg、Fe)(Cr、Al、Fe)2O4→(Mg、Fe)(Cr、Al)2O4→Mg(Cr、Al)2O4→MgO+MgAl2O4。(第一个过程温度<1100℃、第二个过程温度在1100～1300℃、第三个过程温度>1300℃)由于铬与碳的亲和力强，在固态还原下生成M23C6或M7C3型铁铬的复杂碳化物。该法用粉状铬矿和碳还原剂干燥后，磨细至粒度<0.1mm，添加黏结剂如皂土，用成球盘制成球团。在链箅机(或竖炉)利用回转窑的余热干燥、预热后，装入回转窑内预还原。熔剂用硅石。分两部分加入。一部分在预还原前加入，其目的是增加球的强度和破坏部分铬铁矿的结构以加速碳和铬、铁氧化物的反应，使还原反应开始温度较低。另一部分在入电炉冶炼前加入。SiO2加入量根据矿石中MgO、CaO、AI2O3的含量，使炉渣组成中SiO2为20％～45％。SiO2<20％则反应缓慢，>45％则使球与球黏结。预还原过程生成镁橄榄石2MgO&#8226;SiO2与尖晶石MgO&#8226;A2O3的混合固溶体，但不妨碍还原产生的CO外泄。预还原是在回转窑内进行。温度在1200～1400℃。回转窑外径4.8m，长70m。预还原后，球团的还原度约60％。球强度25～50kg。热装入2.3万kVA封闭式埋弧还原电炉。加焦炭、熔剂等冶炼高碳铬铁。SRC法生产高碳铬铁的优点有：电耗低；可使用粉状铬矿；可用焦末或无烟煤作还原剂；铬的回收率高(94％～95％)；炉况稳定；炉子生产率高；总能耗稍低。但是也存在一些问题，如炉料电阻低，(铬矿球团还原度不超过70％)需要调整操作制度。直流电弧等离子炉法南非克鲁格斯厂使用的直流电弧等离子炉的变压器容量为16MAV。用二极管整流成直流电输入炉内。炉壳直径7500mm，高2400mm，外膛底部直径约5000mm，顶部直径6800mm。炉墙用镁砖砌成。炉壳上部有一水冷钢环，支撑耐火砖衬构成的拱形炉盖。中心有一电极孔。炉底用可导电耐火材料构成，厚度1200mm。下部有一个出铁口。出铁时要在炉底保留一部分熔体，以保护炉底耐火材料。炉体上部有炉气排出烟道，内衬耐火材料。炉铬气经冷却、净化后外排。炉盖与炉体间用砂封密闭，以控制炉内压力与气氛。直流电的阴极联结在位于炉盖中心的直径650mm的空心石墨电极上。空心管道用作输送粉状炉料通道。阳极固定在炉底的环形铜板上。输入炉内直流电的空载电压为300～520V，额定电流38kA。通过变压器的17级切换开关和一台8级自动电流控制电抗器，控制输入功率。经干燥的铬矿、熔剂和无烟煤等粉料，从炉顶料仓用振动给料器加入电极的空心通道，进入等离子体弧区熔炼。加料器及电极顶端用氮气密封。氮气还作为粉料载体通入电弧区，以维持等离子体的稳定性。加料速度与输入电功率要密切配合，以保持正常熔炼。每4h出炉一次。合金与渣一齐排入有耐火衬的钢包内。合金铸入锭模。炉渣的温度为1620～1640℃，合金温度为1550℃。冶炼用铬矿成分为：Cr2O349.5％，FeO13.7％，SiO25.3％，．MgO18.7％，CaO0.1％，Al2O310.7％；得到合金的成分为：Cr63.7％，Fe23.9％，Si3.5％，C8.6％，S0.009％；炉渣成分为：Cr(全铬)2.3％，CT(氧化铬)0.4％，SiO232.9％，MgO29.1％，CaO12.2％，Al2O322.2％。直流电弧等离子炉法的特点是使用粉状铬矿和无烟煤；渣中含铬低，铬回收率较高；但因采用开弧冶炼，故电耗较高。该炉1988年产高碳铬铁约1.8万t。等离子铬法年产78000t铬铁的瑞典等离子铬厂，有两座等离子铬反应竖炉。它的示意图见图8。每台竖炉配有4支7Mw的SKF等离子体发生器。用3.6kV直流电供电。每支等离子体发生器输入功率6～7Mw。电极寿命为150～300h(更换电极时间为5min)。竖炉外壳用水冷却，内衬耐火材料。从炉顶加入块状铁矿、石灰石和焦炭填充炉身。粉状铬矿、砂、煤经喷射装置从喷嘴喷吹入炉内。等离子体发生器加热和喷料时，冶炼过程即开始。冶炼所需热能由循环气体通过等离子体发生器，被加热至每m3含有相当于4～5kWh(在标准温度和压力)的热能，经过用水冷却的铜喷嘴与喷射装置喷入的粉料混合进入炉内。粉料与热等离子化气体混合时被加热，还原和熔化生成铬铁合金与炉渣，下沉至炉底。反应过程产生的气体从炉顶排出。气体温度为1000～1400℃、压力～20kPa。先进入冷却器降温至约160℃，再经纤维袋除尘器处理，粉尘含量<4mg／m3。净化气体约一半返回竖炉循环使用，其余出售作燃料。每2h出炉一次，产高碳铬铁约10t。从炉顶加入的焦炭含固定碳>88％；粒度为40～80mm。石灰石含CaCO396.8％，SiO21.1％；粒度40～60mm。铁矿含Fe3O466.6％，FeO3.6％，MnO1.7％；粒度30～60mm。从炉顶加入块料的配比为焦炭450kg，石灰石100kg，铁矿250～300kg。喷入粉料用的煤含固定碳89.9％，H24％～5％，S0.8％；粒度<2．5mm。砂含SiO298.8％；粒度小于3mm。喷入用料的配比为混合铬矿1000kg，砂120kg，煤115kg。经干燥、磨细后装入喷吹装置。冶炼得到的高碳铬铁平均含Cr52.5％，Si2.7％，C7.8％；炉渣含Cr2O34％～6％、FeO3％，SiO230％～31％，Al2O325％～27％，MgO24％～26％，CaO6％～8％；渣铁比为0.8；铬回收率92.5％；耗电量4537kW&#8226;h／t。中碳铬铁生产工艺19世纪末用高碳铬铁生产中碳铬铁的方法是铬矿石精炼法与转炉(贝塞麦炉)精炼法，但含碳量很难低于1％；且存在冶炼炉温高，炉衬寿命短，铬损失大及合金含氮等问题，故早已不再采用。现在工业上使用的主要方法有纯氧精炼法和电硅热法。电硅热法与生产低、微铬铁相同。氧精炼法分为顶吹氧转炉法和底吹氧转炉法。铬与碳的氧化转化温度见图9。从图中可以看出，在温度低于1521K时，Cr先于C氧化；而高于1521K时则C先于Cr氧化。所以1521K是Cr、C的氧化转化温度。用氧气在转炉内脱碳，要尽快将熔体温度提高到1521K以上，才能加快脱碳速度和减少Cr的氧化损失。顶吹氧转炉法中国上海铁合金厂2.5t顶吹氧转炉生产中碳铬铁的工艺流程见图10。高碳铬铁从电炉出炉后，称量，装入顶吹氧转炉。经氧枪(拉瓦尔型喷头)喷入氧气脱碳后，倒入铁水包、浇铸。2.5t顶吹氧转炉炉型见图11。图中虚线为炉龄终了时残留炉衬的情况。合金在吹炼过程中[C]和[Si]含量变化与吹炼时间的关系见图12。入炉高碳铬铁的含硅量控制在0.5％以上，有助于吹炼温度迅速上升。吹炼终点温度约1900℃。2.5t顶吹氧转炉在吹炼终点，约78％的Cr留在中碳铬铁中，而约21％的铬氧化进入炉渣。加入75％Si硅铁还原炉渣后，约有90％的铬留在中碳铬铁中。吹炼后铬的回收率与铬铁含碳量的关系如下：铬铁含C/％1~20.5~10.3~0.5铬回收率/％88~9077~8570~80生产1t中碳铬铁(C1％～2％，Cr66％)消耗高碳铬铁约1100kg，铬矿约50kg，硅铁约50kg，石灰约50kg，氧约80m。。铬回收率约90％。德国魏斯魏勒厂用10t底吹氧转炉生产中碳铬铁。往转炉装入8t高碳铬铁(含Cr64&#8226;0％，C4.8％，Si1.0％，S0.08％)液，用氧吹炼24min。吹炼过程铬铁的温度，Cr氧化率和合金中C和Si含量的变化见图13。吹炼后得到合金的成分为Cr65&#8226;08％，C0.82％，Si0.05％，S0.04％。装入铬铁中的铬有12.8％被氧化。要减少铬氧化需提高吹炼温度，但会造成炉衬较快侵蚀。铬氧化后侵蚀炉衬造渣，所以在吹炼开始加入石灰保护炉衬。在吹炼终了炉渣中含Cr2O3约50％，加入硅铬合金还原炉渣中的Cr2O3。还原阶段用氩气代替氧吹炼5分钟。并添加石灰生成碱性渣脱硫，可以将硫降低至0.003％～0.05％。生产含C<1％合金时，铬回收率为87％～97％；而C<2％时为93.5％～98％。低、微碳铬铁生产工艺硅铬铁合金含碳极低，能够大规模生产，价格较低，用它还原铬矿石，可以得到不同含碳量的低、微碳铬铁。用硅还原氧化铬的反应综合式为2/3Cr2O3+Si=4/3Cr+SiO2实质上氧化铬的还原顺序是Cr2O3→CrO→Cr。CrO属碱性氧化物，而且溶于渣中。加入石灰可以提高CrO在渣中的活度，并和SiO2生成硅酸盐，促使反应向生成Cr的方向进行。添加石灰提高渣中CaO浓度和炉渣碱度，可以获得较高的铬回收率。炉渣的熔化温度，可参考CaO-SiO2-Cr2O3三元系相图(图14)。炉渣黏度可参考1500℃下CaO-SiO2-Cr2O3三元系黏度图(图15)。用硅还原铬矿，产生的热量小，不能使合金与炉渣熔化，需要补充热量。补充热量的方法有：(1)在电炉内冶炼，输入电能补充热量，通称电硅热法。它是瑞典特乐尔赫坦(Troll-hattan)厂最早生产低、微碳铬铁的方法，故称瑞典法。(2)利用液体硅铬铁合金与铬矿和石灰的熔渣相混合，以它们的显热补充热量的方法。这就是波伦法。亦称热兑法。电硅热法(瑞典法)冶炼用3000～7000kVA倾动式三相电弧炉。结构与炼钢电弧炉相同，但炉膛结构有区别。它使用石墨电极和镁质炉衬，通称铁合金精炼电炉。3000～3500kVA电炉冶炼时二次电压为280～312V。原料有铬矿石(粉矿或精矿)、石灰和硅铬合金。硅铬合金Si>40％，Cr>30％；它的含碳量与冶炼低、微碳铬铁牌号相对应的关系如下：硅铬合金含碳量/％微碳铬铁含碳量／％<0.030.02~0.030.04～0.060.05~0.060.07～0.090.07~0.08>0.09>0.10配料计算铬矿Cr2O3还原率为85％，FeO还原率为95％，P2O5全部还原。硅铬合金中硅利用率为86％。还原过程元素分配比例如下：铬进入合金进入炉渣挥发铁94％6％磷80％20％终渣碱度最佳值为CaO/SiO2=1.8～1.9。若CaO/SiO2<1．7则会出现渣稀，炉温低；炉衬侵蚀严重；脱硅困难；浇注时渣铁不易分开，黏结在合金表面的渣不粉化而降低表面质量；铁水包底凝铁较多，使回收率降低等。CaO/SiO2>2．O时则炉渣熔点增高，流动性差；渣量大；电耗增加；渣中生成少量CaC2，使合金含碳、含磷相对较高。上炉出炉后，将少量炉渣返回炉内(以能送电为限)。为避免电极增碳，用较高电压输电。引弧后加入铬矿、石灰混合料。熔化80％左右即抬起电极加入硅铬，边加边搅。送电、取样，硅合格后出炉。铁水包是无衬铸钢钢包。先将微碳铬铁炉渣装入包中，静置一段时间，炉渣在钢包内表面凝固成包衬，倒出残渣后即可使用。铁水包内的微碳铬铁合金液上需盖有厚约100mm炉渣。送入真空处理室，真空处理5～10min。然后铸入锭模。经过真空处理得到的合金锭表面光洁，结晶致密，无气孔，气体含量低。电硅热法生产lt低、微碳铬铁消耗如下：低碳铬铁微碳铬铁铬矿／kg1200～1600(Cr2O3>40％)1300～1600（Cr2O3>45％）硅铬合金／kg520～620550～650石灰／kg1200～14001400～1600电极／kg25～3535～45电能／kW&#8226;h1900～26002000～2700铬回收率／％78～8575～80波伦法(热兑法)此法特点是液态反应过程，充分利用反应物的显热。每步反应过程都利用熔渣与液态硅铬合金的成分所创造的对反应有利的条件。所以铬回收率与硅利用率都高。无电极增碳，合金含碳量比电硅热法低。美国年产低碳铬铁3.36万t的斯蒂本维勒(Steubenville)厂生产工艺流程见图16。所用铬矿成分为：Cr2O352％，FeO14%，SiO25％，MgO17％，Al2O310％，CaO0.50％；石灰含CaO92％，粒度2～9.5mm。熔渣炉是变压器容量为12600kVA的倾动式水冷炉壁电弧炉两台。工作电压为220～320V。铬矿一石灰熔渣的成分为：Cr2O325％～28％，FeO6.5％～8％，Al2O37％，MgO10％，CaO40％～43％，SiO23％～5％。1t熔渣耗电为1050kWh。每次出渣2～2.4t。硅铬铁合金用一步法在两台1万kW埋弧还原电炉内生产。硅铬合金的成分为：Cr33％~35％，Si47％～49％，Fe18％，C0.03％。每2h出炉1次。熔体混合用的反应包是镁质衬，使用容积约9m3。使用前用废渣处理，挂一层渣衬后使用。操作程序(见图16)是：①硅铬合金从炉内排出，直接加入盛有上炉中间渣(Cr2O38％～10％，FeO2％～3％)的反应包内(添加粉状铬矿是抑制反应速度)。得到中间合金(Cr50％～55％，Si24％～29％，C≤0.025％)和废渣。废渣倒入另一空包和锭模，作挂渣处理备用。②铬矿、石灰熔渣排入另一反应包。③将①的中间合金兑入，得到合金成分为Cr>65％，Si<2.5％，而炉渣含Cr2O312％～15％的反应包中。④将这一包熔体倒入另一反应包，使反应完全。得到微碳铬铁合金成分为：Cr>72.0％、Si0.75％、C0.025％。和中间渣含Cr2O36％～8％。⑤微碳铬铁倒入铁水包。⑥送去铸锭。⑦将④的中间渣的反应包送硅铬铁电炉，接受硅铬合金。开始下一冶炼周期。全部用液态硅铬铁合金时，铬铁含C≤0.025％；如添加部分冷硅铬合金时，含C约0.035％。炉渣的摩尔碱度(CaO+MgO)/(SiO2+Al2O3)为2.1～2.3。铬的回收率为89％～93％。硅利用率约90％。低碳铬铁总电耗为3400～3500kW&#8226;h／t。由于不锈钢生产要求微碳铬铁含氮量低于0.012％，而波伦法生产经过多次倒包，铁液与空气接触，含氮可达0.1％，迫使对波伦法作进一步改进。后已改为在一个反应包内用底吹氩气搅拌硅铬合金与熔渣生产微碳铬铁。这一改进的优点是铬铁含氮量降低；热利用率提高，可以直接加入部分矿石和石灰，降低了生产电耗；生产调度比较容易。缺点是渣中含Cr2O3较高，铬回收率降低；同时微碳铬铁的含硅量有波动。真空固态脱碳法用高碳铬铁做原料，添加部分氧化的高碳铬铁作氧化剂。于真空中在低于合金熔点的温度下，碳氧反应脱碳。这种方法的特点是反应温度低；产品含碳低；工作环境好；铬回收率高；不添加熔剂和耐火材料消耗小等。缺点是产品孔隙大，密度小。中国吉林铁合金厂的6000kVA真空电阻炉长15m，直径3.6m，内砌高铝砖。用12根直径90mm的石墨棒做发热体。炉体结构切面见图17。用四台以塞柱泵为前级泵，罗茨泵为增压泵的真空机组。高碳铬铁用球磨机磨细至90％通过100目。部分高碳铬铁在回转窑内于1050～1100℃，氧化焙烧使含氧约10％。根据碳氧平衡计算，将部分氧化的铬铁粉与高碳铬铁粉混合。添加水玻璃，压成砖状块。经干燥后放在托盘上装入炉内。启动真空机组，将炉内抽空至压力<70Pa时送电升温。炉内温度在1000℃左右时，脱碳反应开始。冶炼温度制度分为两阶段。第1阶段将炉温迅速升至1300～1400℃，第2阶段保持在1400～1500℃。冶炼期间料块表面温度和炉内压力变化见图18。当炉内压力下降至<70Pa时，则反应结束。停电冷却。冷却时间约20h。当温度下降至400℃以下时即可出炉。产出铬铁含Cr约72％，C0.001％～0.008％，Si约1.0％。生产1t真空微碳铬铁消耗1.1t高碳铬铁，电能3900～4000kW&#8226;h。铬回收率91％～92％。含氮铬铁生产工艺含氮铬铁是不锈钢和含氮结构钢用的氮添加剂。含C<0.10％，Cr约60％。含氮铬铁有两种：一种为熔化态，是往液态铬铁中通氮制成的含N22％～4％；另一种为烧结态，是用固态铬铁粉渗氮制成的，呈粉末烧结状，含N24％～10％。烧结态含氮铬铁可在真空电阻炉内制造。第1步用真空固态脱碳法制得多孔的低碳铬铁，当脱碳反应结束后停电，立即往炉内通氮气(不通电加热)渗氮，即可制得含氮铬铁。当炉内压力上升至1大气压时，渗氮即告完成。在400kVA真空电阻炉内生产含氮铬铁，充氮时氮气压力为2kg，／cm2，时间为2～2.5h。当炉内温度下降至400～500℃时出炉。制得的含氮铬铁成分为：Cr60％～65％，N25％～6.5％，C0.02～0.06％，Si0.7～1.5％。生产1t含氮铬铁消耗高碳铬铁1.1～1.2t，电能4300～5100kWh，氮气55～60m3。