CN100390303C - 金属铁的生产方法 - Google Patents

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Abstract

当加热和还原含有氧化铁源和含碳还原剂的混合物以生产金属铁时,对通过加热和还原生成的固体金属铁有效地进行渗碳和熔化以在高热能效率下有效地生产金属铁颗粒。一种加热、还原和熔化含有含碳还原剂和含氧化铁的物质的原料混合物以生产金属铁的方法,其特征在于:控制生成的含有多组分体系脉石成分的矿渣的固液共存相中的液体含量,以加速生成的固体金属铁的熔化。

Description

金属铁的生产方法
发明的技术领域
本发明涉及对通过加热和用诸如焦炭的含碳还原剂还原诸如铁矿石的氧化铁源生产金属铁的技术的改进,还涉及一种改进的方法,该方法能够通过简单处理将氧化铁有效地还原成为金属铁,能够将生产的金属铁有效地与作为脉石成分的混在铁矿石中的形成矿渣的成分分开,能够高产率地生产高纯度的金属铁颗粒。
现有技术
近年来,对直接生产铁的方法进行了大量研究,生产铁的方法是:形成包含氧化铁源(如铁矿石)和含碳还原剂(如焦炭)的原料混合物,将前者加热,以用含碳还原剂还原氧化铁源中的氧化铁,然后将生产的金属铁与副产品矿渣成分分离,生成金属铁。
本发明的发明人也对直接生产铁的方法进行了长期研究,研究的结果是开发了下述方法,并且还在继续研究。
该方法包括:在通过加热和还原包含含碳还原剂和氧化铁的坯体时,通过加热还原固态氧化铁,生成和产生金属铁壳体,继续固体还原,直到内部不再存在有氧化铁,继续加热,使产生的矿渣从金属铁壳体中流出,然后从矿渣中分离出金属铁。
在进行上述方法时,部分金属铁壳体可能会熔化,因此,该熔融体将从金属铁壳体中流出。此时,为了熔化部分或全部金属铁壳体,来自于金属铁壳体中的含碳还原剂的炭可以溶解在金属铁中(这种现象有时称为“渗碳”),这将降低金属铁壳体的熔点。
将上述方法得到的高纯度的金属铁和生产的矿渣冷却、固化、将矿渣粉碎,用磁选或筛分的方法将固化的金属铁颗粒分类,或者通过加热和熔化使金属铁和矿渣分离,因为二者的比重不同,所以能够得到超过95质量%,或超过98质量%的高纯度物质。另外,公开的发明涉及一种进行还原固体氧化铁的方法,该方法能够尽可能少地减少生产的矿渣中的熔融FeO,其中由于熔融FeO对工艺炉的耐火材料造成的的侵蚀和/或腐蚀就难以发生,这正是在实际应用中从维护设备的角度考虑所希望上述方法能够实现的。
在上述方法中,冷却和固化生产的金属铁和生产的矿渣、粉碎生产的矿渣及随后通过磁选或筛分法得到金属铁颗粒的方法与利用二者熔化后的比重差将二者分离的方法相比似乎更适用于大规模生产。即,在熔化和分离的方法中,必须在高温下加热熔化,因为需要大量的热能,另外,当将二者分离时,部分熔融铁在界面处夹持在熔融矿渣中,这可能会降低金属铁的产率。另一方面,在通过粉碎、磁选或筛分得到金属铁颗粒的方法中,不需要热量,另外,易于根据铁生产设备设计连续分离系统,并且可以使铁损失最小化。
上述公开的发明强调的是在加热和还原步骤中,生成金属铁壳体,在壳体内形成高度还原气氛,由此进行有效地冶炼。但是,后来的研究证明:当包括在原料坯体中的含碳还原材料燃烧产生的大量CO气体使原料坯体周围保持较高的还原气氛时,并非总是需要这种金属铁壳体。
另一方面,在进行上述直接生产铁的方法时,为了促进金属铁的分离,已经提出了好几种对生产的矿渣组成进行控制的方法。
例如,有一种用炼铁粉尘作为氧化铁源的方法,将其与含碳物质(含碳还原剂)及附加物质(如造渣剂)混合,控制生产的矿渣组成,使CaO/SiO2的比(碱性度)是1.4-1.6,将其加热并在1250-1350℃下还原,生成金属铁,然后使金属铁颗粒与低熔点的含有FeO的矿渣分离。
但是,该方法是用炼铁粉尘作为氧化铁源的方法,对该方法中使用的碱性度的控制是在准备起始原料时进行的。在该方法中,没有认识到在加热和还原过程中生成的矿渣的性能,即,当产品矿渣变成固液共存状态的熔融状态时,这种性能将影响生成的金属铁的加速分离。另外,在该方法中,用低熔点的含有FeO的矿渣促进金属铁的分离,但是,从实际操作的观点考虑,用含有FeO的熔融矿渣的方法存在下述很多问题:
1)含有熔融FeO的熔融矿渣将极大地损坏炉膛的耐火砖;
2)熔融FeO与含碳物质接触,发生还原反应,该反应是吸热反应,使温度难以控制;和
3)由于矿渣中熔融FeO与含碳物质之间的接触反应产生的金属铁以细颗粒形式分散在矿渣中,回收后将其和矿渣进行冷却和固化的操作将极为复杂。
因此,需要在抑制在副产品矿渣中生成熔融FeO的同时有效地回收金属铁。
还有一种方法,在将含有细粉铁矿石和固体还原剂的原料混合物装料到移动炉膛上,然后加热和将其还原生成金属铁时,先将细粉固体还原剂置于炉膛上,将原料铁矿石置于还原剂上的一小部分中,不直接与炉膛接触,在这样的条件下进行加热和还原,然后在炉膛上至少将还原的铁熔化一次。根据该方法,如本申请中所述的术语“置于一小部分中”的原因是防止含有由于加热和还原生成的金属铁和副产品矿渣的熔融物质熔融或粘结在炉膛表面上腐蚀炉膛。但是,进行上述方法时,为了形成这种小部分或将原料装入该小部分中,不仅需要复杂的设备,而且需要大量的细粉固体还原物质,从原料的生产效率的角度考虑,不认为该方法是一种实际可行的方法。另外,在该方法中,该小部分的形成将加速熔融和熔融物质在炉膛表面上的粘结,从而妨碍生成物质的排出。
另外,在假设由于加热和还原生成的熔融物质将损坏炉膛的耐火材料的情况下,上述发明采用能够防止该损坏的措施。但是,从实际操作的角度考虑,相当重要的是要减少使用大量的细粉固体还原剂。另外,还要从经济和设备的设计方面考虑,需要形成降低矿渣本身对炉膛耐火材料的损坏的技术,以使即使在冷却和固化后,矿渣和金属铁也不会粘结在炉膛表面上。
还有一种方法是控制原料中矿渣成分的碱性度范围为0.4-1.3,为了使氧化铁的还原度达到40-80%,在不低于在炉膛上进行加热和还原所需要的时间的1/3的时间内使温度控制在1200-1350℃,随后将还原的物质熔化。
当制备原料时,通过计算对该方法中使用的碱性度进行控制,测定碱性度时,假定原料中所有的矿渣成分都是熔融的。但是,是否所有的矿渣成分都是熔融的取决于操作条件(特别是温度)。另外,不知道从矿渣开始熔化、经过固液共存状态到全部熔化的过程中动态特性如何影响生成的金属铁的分离条件及对炉膛耐火材料的侵蚀和/或腐蚀。根本没有认识到控制固液共存相中的液体含量(liquid fraction)或由此造成的金属铁的加速熔化。
对于上述对含有氧化铁源和含碳还原剂的混合物进行加热、还原和熔化的技术,已经提出过许多建议。近来指出的包括上述情况的与相关技术有关的问题排列和概述如下:
1)在对含有氧化铁源和含碳还原剂的混合物进行加热、还原和熔化以生产金属铁时,必须形成一种技术,该技术在较低温度下能够熔化通过有效还原生成的固体金属铁,能够成功地将其与副产品矿渣分离,并且能够在较低温度下高效分离和回收高纯度的金属铁。
2)为了得到上述技术,必须对通过加热和还原生成的固体金属铁渗碳,以在较低温度下加速金属铁的有效熔化,并且能够成功地将其与副产品矿渣分离,高效率地生产高Fe纯度的金属铁。这是为了保证对碳浓度性能的控制,碳浓度性能是将产品金属铁加以实际应用的一个重要因素,将其实际作为用于电炉等的炼钢材料是非常有利的。
3)在相关技术中,如上所述,已经提出了多种通过碱性度等控制原料中矿渣成分的方法。它们都是用于最终的产品矿渣的。但是,如果在不将所有在加热和还原步骤中生产的整个矿渣熔化的情况下,能够将金属铁与所需的最小量的矿渣进行有效地熔融和分离,则其对炉膛耐火材料的不利影响将进一步降低,另外,从热效率和设备维护方面考虑也是有利的。
4)众所周知,矿渣中的熔融FeO将极大地损坏炉膛的耐火材料。为了防止这种损坏,必须尽可能减少生产的矿渣中的熔融FeO的量。如果能够减少熔融FeO的量,则认为对炉膛的损坏将大大降低,这将肯定减少保护炉膛所需的特定机械和作业负荷。
发明内容
本发明已经注意到上述问题。本发明的一个目的是提供一种能够完全克服上述1)-4)中指出的问题的方法,以在稳定的操作条件下高效地生产高Fe纯度的金属铁,并尽可能抑制炉膛的耐火材料的损坏。
本发明提供的生产金属铁的方法是加热、还原和熔化含有含碳还原剂和含氧化铁的物质的原料混合物以生产金属铁的方法,该方法包括:控制生成的含有多组分体系脉石成分的矿渣的固液共存相中的液体含量,以加速生成的固体金属铁的熔化,在较低操作温度下使金属铁有效地与副产品矿渣分离,用较短的时间生产出高纯度的金属铁。
在实施该方法时,控制生成的含有多组分体系脉石成分的矿渣的固液共存相中的液体含量,将含碳还原剂导入固液状态下的矿渣中,以在还原铁的熔点下相对于固体金属铁进行加速渗碳,由此进行还原铁的熔化。要求有效地实现这种所述的操作,以调节合成在原料混合物中的含碳还原剂的量,使金属铁中碳的浓度是0.5-4.3质量%,并控制使金属铁进行渗碳的熔融温度是1147-1500℃。
另外,在制备原料时,可以通过混合原料来调节产品矿渣中的液体含量。更具体地说,该方法是在制备原料混合物时,由原料混合物的组成事先得到生产矿渣的温度和液体含量的温度之间的关系,在原料组分中加入另一个矿渣组分,从而在预定的操作温度下得到最佳的矿渣液体含量,还有一个方法是在将原料还原后通过目标熔化开始温度控制液体含量。
为了更有效地达到本发明的目的,要求将渗碳和熔化时的矿渣中的液体含量控制在50-100质量%范围内,更优选控制在70-100质量%范围内。作为原料混合物,原料混合物可以不改性使用,也可以在挤压状态下使用。但是,更优选地是,要求该混合物结块成一般的球形、煤砖或丸形以用于加热和还原。
根据本发明,调节产品矿渣中的液体含量,以能够适当地控制对要生产的固体金属铁的渗碳量,结果还可以控制产品金属铁中碳的浓度。另外,根据本发明,冷却和固化通过渗碳和熔化浓缩的金属铁,以得到金属铁颗粒。用筛分或磁选法能够将金属铁颗粒与冷却和凝结的易碎的副产品矿渣分离,然后就易于回收金属铁颗粒。
另外,本发明的特征在于:可以有效地优选以颗粒形式生产金属铁。作为在该生产方法中用于控制生产的矿渣中的液体含量的副效应,副产品矿渣可以以具有相对均匀的粒度分布的小球或颗粒形式分离和回收。更具体地说,来自原料中脉石矿物质的矿渣在加热、还原和熔化后冷却,分成由固液共存相中的液相生成的玻璃状颗粒矿渣和由固液共存相中的固相生成的颗粒粉末矿渣,用于分离和回收。然后,可以简单地得到具有均匀尺寸的颗粒矿渣,以及颗粒粉末矿渣。
另外,根据本发明,可以将产品矿渣中的熔融FeO的量减少到不大于50质量%,优选基本上为0%,因此可以尽可能地减少由于矿渣中混入大量熔融FeO而造成的对炉膛耐火材料的侵蚀和/或腐蚀。具体来说,当加热和还原原料混合物时,如果原料混合物的加热速度升高到不低于300℃/min,则可以有效地降低生成的矿渣中的熔融FeO的量,这是优选的。
如上所述,本发明的最大特征在于:加热、还原和熔化含有含氧化铁的物质(下面有时称为铁矿石等)如铁矿石和氧化铁或其部分还原物质和含碳还原剂如焦炭和煤(下面有时称为含碳物质)的原料坯体以生产金属铁时,控制由铁矿石等生成的含有多组分体系脉石成分的副产品矿渣的固液共存相中的液体含量,以对生成的金属铁进行有效渗碳,使金属铁的熔点迅速降低,以加速其熔化(下面有时称为“熔解(melt-down)”)。
如上所述,在相关技术中提出的一种方法是考虑到熔点问题,当来自铁矿石等的脉石组分全部熔化时,调节副产品矿渣的碱性度等。另一方面,在本发明中,副产品矿渣并不总是全部熔化,在此引入一个新的概念,就是有效控制副产品矿渣的固液共存相中的液体含量,本发明成功地掌握了这种液体含量与金属铁的熔解的密切关系。即,在本发明中,通过在低操作温度下渗碳来适当地控制这种液体含量,使加热和还原所产生的固体金属铁的熔点降低,从而使金属铁在较低温度下能够熔解。因此,在低温下可以有效地进行与副产品矿渣的分离,还可以控制对产品金属铁的质量影响非常大的碳浓度。
附图简述
图1是示出当加热电解铁和各种含碳材料的混合物时,用高温激光显微镜观察的熔融温度与Fe-C热动力平衡相图的曲线图,示出熔融温度和碳含量的关系;
图2是示出当用电解铁和商购含碳材料的混合物改变加入到该混合物中的CaO的量时(灰中的CaO的量来自含碳材料),原料的熔解温度和液体含量的关系的曲线图;
图3是示出当用电解铁和其它商购含碳材料的混合物改变加入到该混合物中的CaO的量时(灰中的CaO的量来自炭),原料的熔解温度和液体含量的关系的曲线图;
图4是示出当用电解铁和另一种商购含碳材料的混合物改变加入到该混合物中的CaO的量时(灰中的CaO的量来自炭),原料的熔解温度和液体含量的关系的曲线图;
图5是示出当加热和还原其中的脉石成分量是恒定的氧化铁和含碳材料的混合物时,改变加热速度对生成的矿渣中的液体含量及矿渣中FeO含量的影响的曲线图。
本发明的最佳实施方案
下面参照详细的实验对本发明进行详细说明。
在加热、还原和熔化原料混合物生产金属铁时,本发明的发明人仔细观察了在本发明的含碳还原剂体系中副产品矿渣的行为和生成的金属铁的渗碳和熔化的行为,从而证实了下述事实:
即,通过加热和还原生产金属铁时,渗碳是必需的,以使含碳还原剂存在于该体系中。但是,根据本发明的发明人的实验证明,即使存在有含碳还原剂,在固体形式的含碳还原剂仅仅以接近固体金属铁的状态存在时,渗碳很少发生,对于通过降低固体还原铁的熔点来加速其熔化不能有很大期望。
但是,已经证实的是,当含碳还原剂与矿渣以熔融状态共存时,对固体金属铁的渗碳将非常有效地进行。这是因为具有流动性的熔融矿渣显示出载体状的作用,其与固体还原剂一起在固体金属铁周围进行迅速接触,由此加速进行渗碳。已经证实的是,其与熔融矿渣的共存所产生的加速渗碳作用不仅在全部矿渣都处于熔融状态时能够有效产生,而且这种作用的变化取决于固液共存状态下的矿渣中的液体含量。
因此,为了证实副产品矿渣的液体含量对金属铁的渗碳的影响,使用通过混合氧化铁粉末和含碳还原物质粉末制成的压缩物(坯体),用高温激光显微镜观察其在加热、还原和熔化过程中的特性,用图像分析法定量观察熔融物质的生产特性。即,在这种观察中,用图像分析法得到的在加热和升温过程中原料坯体中的液体含量作为熔融物质的比率。另外,在加热过程中液体含量是100%时的温度定义为熔解温度。
本申请中所用术语“液体含量”位于固相线和液相线之间,定义为固加液(即固相加液相)中液相所占的质量比。在用高温激光显微镜进行的上述观察中,用图像分析中的面积比代替该质量比。另外,下述预定的液体含量指的是由脉石组分及多系统相图确定的温度所预测的值。
首先研究金属铁中的C%(渗碳量)和金属铁的熔解温度(即熔点)。用电解铁粉末作为金属铁,用石墨和下表1所示的4种煤粉作为含碳物质,将其混合,使对于电解铁粉末而言,固定碳的浓度是1%(这是质量%,下同),2%,3%和4.3%。测定的熔融温度示于图1的Fe-C相图中。
表1
Figure C0180234700111
从图1也可以明显看出,应当理解的是,在用石墨作为含碳物质时,在相图中其基本上沿着液相线熔解,熔解温度基本上取决于进行渗碳的金属铁中的碳浓度。另一方面,在用含有灰分的煤作为含碳物质时,在相图中其熔解温度在液相线的高温侧,这意味着煤中的灰分将影响金属铁的熔解温度,即,影响渗碳。
然后,将电解铁粉末和有表1所示组成的含碳物质混合,为了改变由煤中的灰分产生的矿渣中的液体含量,在煤粉中加入CaO(试剂),以改变产生的矿渣中的CaO%。调节含碳物质的混合量,使电解铁中的碳浓度是4.3%。
用类似于上述的方法用高温激光显微镜观察样品,测定各种电解铁和含碳物质的混合物的熔解温度。
即,从这些实验结果可以明显看出:当用含有灰分的含碳物质作为含碳还原剂进行加热、还原和熔化前者与氧化铁的原料混合物时,生产的金属铁的熔解温度随加入原料混合物中的CaO的量有相当大的改变,当CaO的量增加时,熔解温度迅速降低。相反,另一方面,当CaO的量增加时,产生的矿渣中的液体含量迅速增加。由上述趋势可以知道:当由于加入CaO而使产生的矿渣中的液体含量增加时,生产的金属铁的熔解温度有迅速降低的趋势。即,可以证实的是:随着产生的矿渣中的液体含量的增加,原料中含碳物质对固体还原铁的渗碳将加速。从所述的这种趋势判断,可以理解的是,固体还原后,原料中含碳物质和熔融矿渣一起与固体还原铁进行有效接触,结果,加速了对固体还原铁的渗碳,因为固体还原铁的熔点迅速降低,所以其熔解温度下降。
为了有效地显示出含碳还原剂的加速渗碳作用,产生的矿渣中的液体含量极为重要。液体矿渣的粘度(流动性)有一些差异,但是,已经证实:如果在产生的固液共存状态下的矿渣中熔融矿渣占的比率即液体含量不低于50%,更优选不低于70%,由于渗碳而造成的固体还原铁的熔点将迅速降低,并且如上所述具有快速熔解的趋势,由上述趋势可以知道:当由于加入CaO而使产生的矿渣中的液体部分增加时,生产的金属铁的熔解温度有迅速降低的趋势。即,可以证实的是:随着产生的矿渣中的液体部分的增加,原料中含碳物质对固体还原铁的渗碳将加速。从所述的这种趋势判断,可以理解的是,固体还原后,原料中含碳物质和熔融矿渣一起与固体还原铁进行有效接触,结果,加速了对固体还原铁的渗碳,因为固体还原铁的熔点迅速降低,所以其熔解温度下降。
在制备原料混合物时,可以根据目标操作温度(特别是目标熔解温度)通过混合原料使其具有适当的矿渣组成来调节产生的矿渣中的液体含量。更优选地是,通过由原料混合物中矿渣组分的组成预先得到产生的矿渣温度和液体含量的温度之间的关系及通过添加和调节必需的其它形成矿渣的组分,在目标熔解温度范围内可以确保合适的矿渣液体含量。
换句话说,根据本发明,可以根据原料中的矿渣组成控制熔解温度,或者通过预先设定熔解温度可以在给定的熔解温度下将矿渣组成调节到预定的液体含量。
上述的这一现象与用含有大量脉石组分的铁矿石作为氧化铁源的情况下的趋势相似。如果在操作温度下适当地控制由脉石组分形成的多组分矿渣中的液体含量及含碳物质中的灰分,则可以对生产的固体金属铁进行有效地渗碳,还可以大大降低固体金属铁的熔解温度。
在实施本发明时,可以通过混合几种铁矿石,以根据含在用作氧化铁源的铁矿石中的脉石组分得到合适的矿渣组成,以此控制产生的矿渣中的液体含量。优选使用的一种方法是加入一种或不少于两种的作为能够根据含在原料矿石中的脉石组分改变液体含量的添加剂的生石灰(CaO),石灰石(CaCO3),二氧化硅(SiO2),蛇纹石(MgO),锰矿石(MnO),铝土矿(Al2O3)等。更具体地说,当将氧化铁源和含碳还原剂及任选的粘结剂组分混合制备原料混合物时,基于多组分系统相图由含在原料中的脉石组成可以得到温度和液体含量之间的关系,混合适量作为添加剂的上述氧化物,以在目标熔解温度下得到上述合适的液体含量。
为了有效地显示出上述熔融矿渣的加速渗碳作用和降低熔解温度的作用,必须通过渗碳使固体金属的熔点有足够降低。已经证实的是,渗碳后最有效的是控制金属铁中的碳浓度为0.5-4.3%,更优选是1.5-3.5%,控制熔解温度是1147-1500℃,更优选是1200-1450℃。可以在制备原料阶段根据原料中混合的含碳还原剂的量调节渗碳后金属铁中优选的碳浓度。具体来说,渗碳所需要的含碳还原剂的加入量是理论上还原氧化铁源所需要量。但是,在正常的操作条件下,在加热和还原过程中燃烧器燃烧产生的氧化气会消耗掉部分含碳还原剂。因此,在实际决定含碳物质的混合量时,应当考虑到所述的消耗量来调节其混合量。
另外,如果在制备原料时如上所述调节含碳还原剂的混合量,则可以控制金属铁的渗碳量,因此,可以根据需要调节金属铁中的最终碳含量。
在本发明所使用的原料混合物中,优选使用都为粉末状态的氧化铁源和含碳还原剂。供应原料混合物时,可以使该混合物处于轻微挤压炉膛的状态,但是优选地是,如果原料混合物作为坯体供应时,其中的混合物结块成合适的形状如球形、煤砖或丸形,则在通过加热还原固体的过程中,在坯体的表面上形成固体还原铁的金属壳体,以使其内部保持高的还原势,优选能够更有效地提高冶炼率。
另外,本发明使用的炉子优选是移动炉膛型炉子,特别优选旋转炉膛的炉子。在这种情况下,在使用较宽和较大直径的坯体的情况下,用管状或盘状加料装置将为得到所需液体含量而事先调节好的原料置于炉膛上,以使炉膛上不会有超过两层的原料。用燃烧器等从顶部加热原料,使其还原、熔化,冷却后用刮刀或螺旋排料装置将其取出。如果在加入原料之前,形成了含粉末碳的物质层或形成了粉末耐火物质如氧化铝层,则从保护炉膛的角度考虑,优选使排出的产品光滑,并防止在还原结束至熔化段内再氧化。
在加热和还原后,将渗碳和熔融的金属铁冷却和固化,得到金属铁颗粒,可以同时用筛分或磁选法使其与生成的矿渣分离。
如上所述,本发明的特征在于:控制副产品矿渣中的液体含量以加速渗碳并在低温下有效地熔解金属铁,最后,有效地生产出高Fe纯度的高冶炼度的金属铁。已经证实的是,通过控制副产品矿渣中的液体含量还可以得到下述的副效应。
即,实施本发明的方法时,为了控制生产的矿渣中的液体含量以控制金属铁的熔解温度,在熔解温度条件下生产的矿渣的状态是固液共存,当冷却和固化时,由于表面张力使固液共存相中的液相生成的结块矿渣冷凝成玻璃状颗粒物质,而固液共存相中的固相生成的结块矿渣转变成细粉颗粒矿渣。因此,当用合适的筛子区分矿渣时,它们分成玻璃状颗粒矿渣和细粉颗粒矿渣。因为这样分离的矿渣可以作为窄粒度分布和均匀粒度的矿渣回收,所以,当这些分离的矿渣作为二次资源如路面材料或作为细聚集体或粗聚集体用于混凝土的聚集体时,这些分离的矿渣也是极为有利的。
另外,本发明的发明人还研究了在加热和还原过程中生成的熔融方铁矿(FeO),以抑制在还原和熔化过程中生成的副产品矿渣中熔融FeO对耐火材料造成的损坏,下面对研究的结果进行说明。
在这些实验中,假定由氧化铁源和含碳物质生成的矿渣组成,在使用的合成矿渣中,在SiO2∶Al2O3∶CaO=70∶2∶5(质量比)的碱性矿渣中加入FeO,研究加热时加热速度和液体含量的关系。
结果示于图5。该图示出当加热温度恒定为1156℃时,加热速度(参数)变成100℃/min,300℃/min,500℃/min时的FeO浓度的变化和液体的比率(即液体含量)的变化。从该图可明显看出:液体含量有随FeO浓度的增加而增加的趋势,但是,加热速度明显改变液体含量,随着加热速度的降低,液体含量快速增加。
这意味着在加热、还原和熔化原料混合物时,当还原过程中处于FeO的阶段加热速度慢时,FeO和脉石组分结合其一起并熔解生成液体,含有大量FeO的熔融矿渣易于生成。
相反,当加热速度升高时,就没有使FeO熔入矿渣的时间,因为在高速加热条件下氧化铁迅速还原成金属铁,所以抑制了熔融FeO混入矿渣中。
已经证实的是,如上所述,用加热速度降低矿渣中熔融FeO含量的效应可以通过升高加热和还原过程中的加热速度来有效显示,加热速度不低于300℃/min,优选不低于400℃/min,更优选不低于500℃/min。
本发明的发明人各自进行的这些研究进一步证实:熔融FeO混入矿渣中对耐火材料造成的损坏在矿渣中熔融FeO的量约为50%的界线处有显著变化,如果控制加热速度,使熔融FeO的量不大于约50%,优选不大于约20%,更优选基本上是0%,则可以将熔融矿渣对炉膛耐火材料造成的损坏抑制到最小值,并且能够简化在相关技术中采用的用于防止损坏耐火材料的特定的防范措施。
另外,使熔融矿渣中FeO的量优选不大于约20%或基本上是0的优选条件是:在加热和还原的过程中,温度范围是600-1350℃,优选是500-1250℃,升温速度不低于300℃/min,优选不低于500℃/min。
如上所述,熔融矿渣中FeO含量的降低能够有效地防止炉膛的耐火材料的损坏,这一点在实际作业中极为重要,另外,能够提高金属铁的产率,加热速度的提高能够缩短加热和还原时间,并因此而提高生产率。
另外,在固体还原阶段,当生成的矿渣中的液体含量过高时,在固体充分还原之前原料坯体开始熔解,使得未还原的FeO将熔入熔融矿渣中,在所述的这种情况下,在制备原料阶段加入适量的用于调节矿渣组成的助熔剂(上述氧化物)也是有效的,抑制其在低温下熔化,以升高还原温度,以此提高固体还原速度。即,当实施本发明时,可以将对生成的矿渣中的液体含量的调节作为一个提高生产率的手段进行有效使用,方法是:除了通过降低对应于熔融温度的渗碳温度来降低操作温度外,通过提高生成液体的温度(即:渗碳的开始温度)和通过升高固体还原温度以提高固体还原速度进行调节。
实施例
下面参照实施例详述本发明的构成、操作及效果。当然,不能用下述实施例限定本发明,在符合上下文所述目的的范围内可以对其进行一些适当的改动。这些改动包括在本发明的技术范围内。
进行下述实验时采用有表2所示组分组成的矿石和有表3所示组分组成的含碳物质。
表2
Figure C0180234700161
表3
Figure C0180234700162
实施例1(在同样的混合物中改变操作温度的实验性实施例)
通过混合下述物质制备原料:表2所示的矿石B(平均粒径:21μm):83.5质量%,表3所示的含碳物质C(平均粒径:45μm):18.5质量%,粘结剂斑脱土(平均粒径:9μm):1.0质量%,将该混合物结聚成基本上直径约为17mm的球体(后面称为坯体),然后将其在120℃下预干燥。
将原料坯体加入实验炉,加热,升温,在给定温度下观察原料坯体的熔解特性,研究该特性与由原料组分所估计的生成的矿渣中的液体含量的关系。在没有发生熔解的情况下,观察表面状态和内截面。得到表4所示的结果。
表4
样品温度、估计的液体含量和熔解特性
    样品温度(℃)   估计的液体含量(%)     坯体的熔解特性
    1280     0 在还原铁内部没有熔融物质
    1330     24.7 保持其表面形状,内部有痕量的液体产生
    1370     55.3 保持其表面形状,内部是熔融状态
    1400     77.0 完全熔解
    1450     100 完全熔解
从表4可明显看出:当估计的液体含量是0%时,在坯体中没有发现痕量的熔融物质;当估计的液体含量约为25%时,在内部发现痕量的熔融物质,但坯体保持其原始形状,并且没有发现熔解。另外,当估计的液体含量升高到55%时,发现有大量的熔融物质生成,但坯体保持其原始形状,并且没有熔解(金属铁渗碳后熔化,并流动)。
另一方面,已经证实的是,估计的液体含量达到100%时,坯体开始熔融并熔解,但是,即使在液体含量达到77%的时候,坯体中的固体还原铁开始熔化并完全熔解。即,已经证实的是,随着加热温度的升高,坯体开始加热和还原,同时,估计的液体含量也升高,但是,当液体含量超过70%时,熔解快速进行。
从实验结果明显可以认识到:如果控制温度使液体含量是70%,能够发生充分熔解,通过设定加热温度为1400℃并保持液体含量是70-80%就可以在不通过将加热温度升高到1450℃而使液体含量升高到100%的情况下使操作温度降低约50℃。
实施例2(加入二氧化硅改变液体含量的情况)
碱性组合物的组成为:表2所示的矿石A(平均粒径:38μm):74.6质量%,表3所示的含碳物质A(平均粒径:37μm):23.4质量%,和粘结剂斑脱土(平均粒径:9μm):2.0质量%。在其中混入适量的二氧化硅(SiO2含量:92.7质量%)以调节矿渣的熔解温度。基于混合原料中矿渣的组成由相图估计的1200℃时的液体含量示于表5。将上述物质混合后,使其结块成粒径是17mm的小球,将其在120℃干燥后使用该原料坯体。
将原料坯体加入加热和还原实验炉,测定原料坯体熔解时的气氛温度。得到表5所示的结果。
表5
混入二氧化硅造成的液体含量的变化及熔解时的气氛温度
  二氧化硅混入比(质量%)     0     0.8     2.4
 1200℃时的液体含量(%)     77     85     96
 熔解时的气氛温度     1435     1425     1405
从表5可明显看出:提高二氧化硅混入比时,生成的矿渣中的1200℃时的液体含量增加,原料坯体的熔解温度相应降低。即,从这些实验结果可以看出:如果在原料组分中混入适量的SiO2源(或其它氧化物)以控制操作温度下的液体含量,则能够降低加热和还原的坯体的熔解温度即操作温度。另外,可以调节助熔剂(如SiO2源)的加入量,使得如果己经确定了目标操作温度,则能够得到在操作温度下足以熔解的液体含量,因此,能够大致将熔解温度调节到操作温度。
实施例3(升高液相生成温度以加速固体还原的情况)
如上所述,在生成的矿渣中的液相于低温下产生的情况下,坯体的熔解发生在固相中含有的氧化铁进行充分还原之前。很多未还原的FeO开始显著熔融并混入矿渣,加速了炉膛耐火材料的侵蚀和/或腐蚀。因此,从防止炉膛的耐火材料的损坏的角度出发,对本发明进行实际应用实验。
即,通过如下表6所示的例A和例B的比率混合制备原料,并将其制成类似于上述的球形,将坯体干燥后进行加热、还原和熔化实验,得到表6所示结果。
表6
原料混合,液相生成温度等
矿石C 含碳物质B 粘结剂   加入的CaO 液相生成温度(℃) 还原温度(℃) 熔融温度(℃)
例A  76.54     21.81     1.65     -   1177   1320   1430
例B  72.51     20.99     1.5     5   1332   1340   1430
在表6中,混合例A时,液相生成温度很低,是1177℃,在固体充分还原前生成液体,在生成的矿渣中混入未还原的FeO将损坏炉膛耐火材料。因此,加热和还原温度在一定程度上降低到1320℃,结果,固体还原速度和生产速度都大幅度下降。因此,将混合比改为例B(另外混入石灰石),液相生成温度升至1332℃。由此可以证实的是,当把加热和还原温度及熔解温度分别设定为1340℃和1430℃时,可以保持平稳操作而不会损坏炉膛耐火材料。
另外,在上述例B中生产得到的物质冷却后进行磁选,基本上能够将其完全分离成金属和矿渣。得到的金属和矿渣的粒径分布示于表7。应当理解的是:直径(基本是圆形时,用直径表示,对于椭圆形或卵圆形,则用长直径和短直径的平均值表示)不小于3.35mm的金属颗粒可以很好地回收,产率为94.3%。另一方面,矿渣大致分成两种:粒径不小于3.35mm的玻璃状颗粒矿渣和粒径小于3.35mm的颗粒粉末矿渣。已经证实的是,颗粒粉末矿渣循环到原料加工系统中能够回收和利用残余的含碳物质和铁,玻璃状颗粒矿渣可有效地用于不含铁的细聚集体。
表7
产品磁选后金属和矿渣的粒径分布
  粒径(mm)   大于6.7     3.35-6.7     小于3.35
  金属(质量%)     84.3     10.0     5.7
  矿渣(质量%)     34.4     17.5     48.1
如上所述是本发明的构成,在加热、还原和熔化含有氧化铁源和含碳还原剂的混合物以生产金属铁时,合适地控制生成的矿渣的固液共存相中的液体含量可以适当地调节固体金属铁的渗碳开始温度,各种操作及其相应效果列举如下:
1)由原料中形成矿渣的组分和其中加入的助熔剂的量得到温度和生成的矿渣中的液体含量的关系,调节液体含量可以控制渗碳开始温度即原料的熔解温度,降低熔解温度可以降低操作温度,这样可以提高热能效率并抑制耐热结构的热损坏。
2)如果在原料混合阶段得到在预定温度范围内的生成的矿渣中的液体含量,则可以给出大致的目标熔解温度,可以根据操作设备的热效率和设备的热阻将温度调节到适当的熔解温度,这有利于与各种操作设备的响应。
3)在生成的矿渣没有全部熔化的情况下,通过调节液体含量可以调节渗碳开始温度即熔解温度,结果能够降低操作温度,能够节约必需的能量,提高热效率。
4)如果在制备原料阶段调节含碳还原剂的混入量,则基本可以作为目标值控制得到的金属铁中的碳含量,可以根据用途得到具有适当碳含量的金属铁。
5)控制生成的矿渣中的液体含量,将最佳熔解温度调节为加热和还原的完成温度,结果是能够最大可能地抑制混入熔融矿渣中的熔融FeO的量。具体来说,如果适当地控制加热和还原过程中的加热速度,则能够最大可能地抑制熔融矿渣的产生,这就能够防止由于生成的含有熔融FeO的低熔点矿渣而使生成的物质熔融或粘结在炉膛上,能够抑制炉膛耐火材料的侵蚀和/或腐蚀。
6)作为本发明的副效应,副产品矿渣分离成由液相生成的玻璃状颗粒矿渣和由固相生成的颗粒矿渣,它们作为有窄粒度分布的副产品得到,它们可有效地用于各种用途,如细聚集体或粗聚集体。
工业实用性
本发明的优点在于其具有可操作性,可以高产率地生产高纯度的金属铁和金属铁颗粒,该方法是在稳定的操作条件下有效地还原和有效地分离金属铁和矿渣,同时能够最大可能地抑制炉膛耐火材料的损坏。

Claims (14)

1.一种通过加热、还原和熔化含有含碳还原剂和含氧化铁的物质的原料混合物生产金属铁的方法,其特征在于:控制生成的含有多组分脉石成分的矿渣的固液共存相中的液体含量为50质量%或更高,以加速生成的固体金属铁的熔化,其中金属铁中的碳浓度为0.5-4.3质量%。
2.根据权利要求1的方法,其中控制生成的含有所述多组分脉石成分的矿渣的固液共存相中的液体含量,所述的液体矿渣伴有所述的含碳还原剂以加速固体金属铁的渗碳,以降低所述固体还原铁的熔解温度。
3.根据权利要求2的方法,其中,通过所述的渗碳作用,使金属铁中的碳浓度为0.5-4.3质量%,使所述渗碳的金属铁的熔解温度为1147-1500℃。
4.根据权利要求1-3中任一项的方法,其中,通过调节所述原料混合物中混合的原料控制所述的液体含量。
5.根据权利要求4的方法,其中,当生产所述原料混合物时,由所述原料混合物中形成矿渣的组分的组成事先得到生成的矿渣的温度和液体含量,在原料组分中加入其它形成矿渣的组分以控制预定操作温度区的矿渣中的液体含量。
6.根据权利要求1的方法,其中,用原料混合物的加热温度控制所述的液体含量。
7.根据权利要求1的方法,其中,使所述原料混合物结块,用于加热和还原。
8.根据权利要求1的方法,其中,调节生成的矿渣中的所述液体含量以控制生成的固体金属铁中的渗碳量。
9.根据权利要求1的方法,其中,调节生成的矿渣中的所述液体含量以控制产品金属铁中的碳浓度。
10.根据权利要求1的方法,其中,冷却和固化通过渗碳和熔化凝聚的金属铁,以得到金属铁颗粒。
11.根据权利要求1的方法,其中,冷却由原料中形成矿渣的组分生成的矿渣,然后将由固液共存相中的液相生成的颗粒矿渣和由固液共存相中的固相生成的颗粒矿渣彼此分离并回收。
12.根据权利要求1的方法,其中,将所述的生成的矿渣中的熔融FeO的量控制为不大于50质量%。
13.根据权利要求12的方法,其中,所述的生成的矿渣中的熔融FeO的量为0%。
14.根据权利要求12或13的方法,其中,当加热和还原所述的生成的矿渣时,使所述原料混合物的加热速度不低于300℃/min,以降低矿渣中的熔融FeO的量。
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WO (1) WO2002012570A2 (zh)
ZA (1) ZA200202624B (zh)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103917668A (zh) * 2011-11-18 2014-07-09 株式会社神户制钢所 还原铁和熔渣的混合物的制造方法

Families Citing this family (26)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6736952B2 (en) * 2001-02-12 2004-05-18 Speedfam-Ipec Corporation Method and apparatus for electrochemical planarization of a workpiece
JP4691827B2 (ja) * 2001-05-15 2011-06-01 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄
JP4669189B2 (ja) * 2001-06-18 2011-04-13 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の製法
JP4256645B2 (ja) * 2001-11-12 2009-04-22 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
MY133537A (en) * 2002-01-24 2007-11-30 Kobe Steel Ltd Method for making molten iron
JP3679084B2 (ja) 2002-10-09 2005-08-03 株式会社神戸製鋼所 溶融金属製造用原料の製造方法および溶融金属の製造方法
DE60322561D1 (de) * 2002-10-18 2008-09-11 Kobe Steel Ltd Ferronickel und verfahren zur herstellung von rohmaterial für die ferronickelverhüttung
TWI282818B (en) * 2003-01-16 2007-06-21 Kobe Steel Ltd A rotary hearth furnace and iron production method thereby
JP4490640B2 (ja) * 2003-02-26 2010-06-30 株式会社神戸製鋼所 還元金属の製造方法
US7628839B2 (en) * 2004-12-07 2009-12-08 Iwao Iwasaki Method and system for producing metallic iron nuggets
JP5047468B2 (ja) * 2005-03-31 2012-10-10 新日本製鐵株式会社 還元鉄の製造方法
JP4981320B2 (ja) * 2006-01-17 2012-07-18 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
US7632330B2 (en) * 2006-03-13 2009-12-15 Michigan Technological University Production of iron using environmentally-benign renewable or recycled reducing agents
US8613787B2 (en) * 2006-08-01 2013-12-24 Iron Mineral Beneficiation Services (Proprietary) Limited Method for the commercial production of iron
JP5119815B2 (ja) * 2007-09-04 2013-01-16 Jfeスチール株式会社 移動型炉床炉の操業方法
JP2010261101A (ja) 2009-04-07 2010-11-18 Mitsutaka Hino 金属鉄の製法
US8202345B2 (en) * 2009-05-28 2012-06-19 Premier Enviro Services, Inc. Method of producing non-pyrophoric metallic iron
EP2551362A1 (en) 2010-03-25 2013-01-30 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Carbon-material-containing iron oxide briquette composition, method for producing same, and method for producing reduced iron using same
KR101293625B1 (ko) 2011-08-26 2013-08-13 우진 일렉트로나이트(주) 용융 슬래그 중 산화철 측정방법
JP2013227605A (ja) * 2012-04-24 2013-11-07 Kobe Steel Ltd 金属鉄含有焼結体
JP2013249496A (ja) * 2012-05-30 2013-12-12 Kobe Steel Ltd 還元鉄とスラグの混合物の製造方法
JP6043271B2 (ja) * 2013-12-02 2016-12-14 株式会社神戸製鋼所 還元鉄の製造方法
JP6314781B2 (ja) * 2014-10-06 2018-04-25 住友金属鉱山株式会社 ニッケル酸化鉱の製錬方法
CN104651564B (zh) * 2015-02-13 2017-01-04 唐竹胜 一种低温快速还原分离粒铁的方法
CN113151671A (zh) * 2021-02-01 2021-07-23 上海大学 半熔态还原冷轧污泥回收得铁的方法
CN114137017B (zh) * 2021-11-25 2024-01-23 西安建筑科技大学 一种含易挥发组元炉渣挥发对熔点影响的评价方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB922586A (en) * 1959-01-15 1963-04-03 Lucas Sofoclis Moussoulos A method of treating molten iron-bearing slag for the recovery of the iron
US4701214A (en) * 1986-04-30 1987-10-20 Midrex International B.V. Rotterdam Method of producing iron using rotary hearth and apparatus
CN86101529A (zh) * 1983-09-14 1988-02-17 新西兰钢铁公司 铁水的生产
US5601631A (en) * 1995-08-25 1997-02-11 Maumee Research & Engineering Inc. Process for treating metal oxide fines
EP0969105A1 (en) * 1997-09-30 2000-01-05 Kawasaki Steel Corporation Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace
US6036744A (en) * 1996-03-15 2000-03-14 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method and apparatus for making metallic iron

Family Cites Families (14)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR1307112A (fr) 1961-11-29 1962-10-19 Yawata Iron & Steel Co Procédé pour séparer un laitier non fondu de minerais de fer nickélifères contenant du chrome
US3452972A (en) 1966-06-23 1969-07-01 Donald Beggs Furnace hearth
JP2803558B2 (ja) 1994-02-28 1998-09-24 日本鋼管株式会社 金属酸化物の溶融還元方法
US6149709A (en) 1997-09-01 2000-11-21 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method of making iron and steel
JP4159634B2 (ja) 1997-10-23 2008-10-01 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法および装置
TW495552B (en) 1997-12-18 2002-07-21 Kobe Steel Ltd Method of producing reduced iron pellets
JP3081581B2 (ja) 1998-03-23 2000-08-28 株式会社神戸製鋼所 高金属化率還元鉄塊成物の製造方法
EP0952230A1 (en) 1998-03-24 1999-10-27 KABUSHIKI KAISHA KOBE SEIKO SHO also known as Kobe Steel Ltd. Method of producing reduced iron agglomerates
JP2997459B1 (ja) 1998-11-04 2000-01-11 株式会社神戸製鋼所 還元鉄塊成物の製造方法
ZA995438B (en) 1998-08-27 2000-03-20 Kobe Steel Ltd Method for operating moving hearth reducing furnace.
JP3004265B1 (ja) 1998-11-24 2000-01-31 株式会社神戸製鋼所 炭材内装ペレット及び還元鉄製造方法
US6214087B1 (en) * 1999-03-19 2001-04-10 Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch Treatment of iron oxide agglomerates before introduction into furnace
CN1219891C (zh) 1999-05-06 2005-09-21 株式会社神户制钢所 直接还原法及回转炉床炉
CA2322935A1 (en) 1999-10-15 2001-04-15 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Also Known As Kobe Steel, Ltd. Method and apparatus for producing reduced metal

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB922586A (en) * 1959-01-15 1963-04-03 Lucas Sofoclis Moussoulos A method of treating molten iron-bearing slag for the recovery of the iron
CN86101529A (zh) * 1983-09-14 1988-02-17 新西兰钢铁公司 铁水的生产
US4701214A (en) * 1986-04-30 1987-10-20 Midrex International B.V. Rotterdam Method of producing iron using rotary hearth and apparatus
US5601631A (en) * 1995-08-25 1997-02-11 Maumee Research & Engineering Inc. Process for treating metal oxide fines
US6036744A (en) * 1996-03-15 2000-03-14 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method and apparatus for making metallic iron
EP0969105A1 (en) * 1997-09-30 2000-01-05 Kawasaki Steel Corporation Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103917668A (zh) * 2011-11-18 2014-07-09 株式会社神户制钢所 还原铁和熔渣的混合物的制造方法

Also Published As

Publication number Publication date
BR0107120A (pt) 2005-12-06
KR20020037773A (ko) 2002-05-22
PL359526A1 (en) 2004-08-23
CA2387343C (en) 2008-03-11
CA2387343A1 (en) 2002-02-14
JP2005048197A (ja) 2005-02-24
ZA200202624B (en) 2002-10-25
DE60117269T2 (de) 2006-11-02
AU7774001A (en) 2002-02-18
UA74565C2 (en) 2006-01-16
ES2258095T3 (es) 2006-08-16
ATE317917T1 (de) 2006-03-15
AU784378B2 (en) 2006-03-23
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