CN1078499A - 高产率熔融还原法 - Google Patents
高产率熔融还原法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN1078499A CN1078499A CN 93103582 CN93103582A CN1078499A CN 1078499 A CN1078499 A CN 1078499A CN 93103582 CN93103582 CN 93103582 CN 93103582 A CN93103582 A CN 93103582A CN 1078499 A CN1078499 A CN 1078499A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- ore
- gas
- partial reduction
- processing unit
- afterfire
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0006—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
- C21B13/0013—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state introduction of iron oxide into a bath of molten iron containing a carbon reductant
- C21B13/002—Reduction of iron ores by passing through a heated column of carbon
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B11/00—Making pig-iron other than in blast furnaces
- C21B11/02—Making pig-iron other than in blast furnaces in low shaft furnaces or shaft furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/14—Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/40—Gas purification of exhaust gases to be recirculated or used in other metallurgical processes
- C21B2100/44—Removing particles, e.g. by scrubbing, dedusting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/60—Process control or energy utilisation in the manufacture of iron or steel
- C21B2100/66—Heat exchange
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
- Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Crystals, And After-Treatments Of Crystals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种熔融还原金属矿石的方法,包括
一组联合的工艺,其中金属矿石在一个或多个阶段中
被部分还原,然后在熔化反应器中完全还原成金属,
该联合工艺包括至少三个工艺设备,熔化反应器构成
一个工艺设备。金属矿石的部分还原在至少两个另
外的工艺设备中进行。在这些至少三个工艺设备的
每一个当中产生不同的废气。
Description
本发明涉及一种金属矿石的熔融还原方法,该方法包括一组联合工艺,其中金属矿石在一个或多个阶段中被部分还原,然后在熔炼反应器中完全还原成金属。
在熔池中还原金属和氧的化合物,较佳地是还原金属矿石,以及通过碳质燃料和氧气向熔体提供必需的能量已不是新技术,并且已有许多与熔融还原有关的保护性权利和先前的文献。
在采用各种空气精炼方法炼钢当中,已经有在转炉中用碳还原矿石的尝试。其中包括将吹炼介质供体中的氧含量用来氧化部分碳以产生必需的热量。在1932年的德国专利No.605975中叙述了一种方法,其中吹炼介质和碳互相分开并交替地供入熔体,而令人感兴趣的是,碳是以含碳气体的形式加入。在权利要求中用以下文字记载了此项技术:“一种在转炉中或在设置有风口的鼓风炉中炼钢的方法,其中矿石在铁熔池中被还原,而碳由含氧吹炼介质载带流加,其特征在于,空气或富氧空气或纯氧和天然气或自身释放碳的或具有还原作用的气体被交替地用作吹炼介质和碳载体。”
对于在金属熔池中还原金属矿石而言,达到经济操作的主要作用是通过以下方法达成的:将熔池上方气体空间中的主要含CO和H2的反应气体后燃烧,并将所产生的热循环回熔池。这种反应气体的后燃烧和向熔池成功传热的学说通过世界性的受保护的方法,例如在美国专利No.4195985中首次被叙述,并用于改善钢精炼过程中的热平衡。这篇专利的14栏39行还叙述了使用铁矿石取代废钢作为炼钢过程的冷却剂。这种方法特殊优越的形式和它为达到更高后燃烧率的进一步发展,以及专用的设备,均在例如美国专利No.5052918中以国际上受保护的关于反应气体后燃烧的方法及设备的形式被确立下来。
冶炼含碳2-3%的铁/粗钢的良好构思的方法在德国专利No.3318005中被叙述。在这种方法中,在盛有近似120t铁熔体的熔化容器内每小时生产70t粗钢。该方法是一种包括熔化反应器、气体调节容器和预还原矿石竖炉的联合系统。这种由矿石炼铁的方法的特征是:由铁熔体产生的反应气体在熔化容器中部分后燃烧,从而使所产生热量的大部分传至熔体,而反应气体在通往矿石还原容器的途中用还原剂冷却并还原。这种方法的特征不仅在于给定的生产率,还在于产生较少量的80000Nm3/n循环气体,用该气体将110t铁矿石还原至金属化程度近似75%,然后该气体以近似为CO41%,CO230%,H223%,H2O1%,N24%的组成离开竖炉,接着被用作辅助性气体,例如用于加热目的。
在此叙述的现有技术清楚地指明了对熔融还原方法进行经济操作起主要作用的各个步骤。例如,在炼钢过程中还原铁矿石的基本构思在较长时间以前就已被提出,而以上最后提到的方法则在其实施例中叙述了熔融还原的实际应用,其具有生产数据以及气体组成和气体量。与之相对照的是,许多新授权的熔融还原专利仅包括原则性的公知步骤,而没有这些方法有关数量的定量数据和物料平衡。与此有关的随意的例子是美国专利No.4985068,它的独立权利要求如下:“一种氧化铁熔融还原的方法,包括:(a)将径预还原的氧化铁装入密闭的熔炉;(b)通过用氧燃烧过剩天然气加热、熔化并还原所说的氧化铁成为熔融金属,通过溶解金属中的游离碳使熔融金属增碳,并形成反应产出气体;(c)在熔池上方将热空气引入密闭的熔炉并氧化部分产出的气体以生成燃料气;(d)将该燃料气体净化并冷却至约800℃-950℃;(e)使所述氧化铁与所述洁净燃料气体接触以实现预还原功能;以及(f)放出熔融的铁产物。”
在1991年9月于Glasgow举行的欧洲炼铁会议上,作者Cusack/Hardie/Burke在他们的论文集“Hlsmelt-Second Generation Direct Smelting”中提交了一份有关熔融还原研究的扩展性的报告,这篇文献指明了许多重要的工艺参数及其相互关系。该文献涉及随反应气体与所得到的炼铁需用煤的后燃烧程度而变化的矿石预还原度,以及工业上公知的熔融还原方法研究的各个阶段及其主要特征。该文献叙述了HIsmelt工艺的简化物料平衡和热平衡,并叙述了构成每小时14吨或每年100000吨生铁的生产能力的试验工厂。
许多现有的有关金属矿石熔融还原和关于将矿石预还原阶段与熔化容器结合的文献,以及在此基础上关于试验工厂和生产设备的资料也都表现出某些通存的缺点。已知的生产能力,即每单位时间的金属生产量是较低的。各种局限可能是由于熔化反应器中的高度能量转换而引起的。明显的是,尽管由该过程中排出的气体量与它们最后残留的能量含量有区别,但可观量的具有较高热值气体在任何情况下都必须从该过程中排出。这甚至适用于将产自熔化容器并经部分后燃烧过的气体用于以较低金属化程度预还原矿石的方法。这种方法的经济性仅存在于利用剩余量气体可获得利益之时。
相应地,本发明基于该问题提供一种方法,该方法使得可能以经济的方式明显提高熔融还原工厂中熔化容器的生产率,即基于熔化反应器中熔池的重量计,在单位时间内生产出与公知方法相比较要大得多的液态金属量,并在全过程中改善气体利用。因而本发明的目标是改善用熔融还原法生产金属的经济性。
这一问题按照本发明得到解决,条件是:该联合工艺包括至少三个工艺设备,熔化反应器构成一个工艺设备,而金属矿石的部分还原在至少两个另外的工艺设备中进行,在这至少三个工艺设备的每一个当中产生不同的废气,而由熔化反应器产生的废气仅被引导通过部份还原一个工艺设备。
相应地,本发明的目的是提供一种金属矿石熔融还原的方法,该方法包括一联合工艺,其中金属矿石在几个阶段中部分还原,然后在熔化反应器中完全还原,该联合工艺包括至少三个工艺设备,熔化反应器构成一个工艺设备,而金属矿石的部分还原在至少两个另外的工艺设备中进行,在这至少三个工艺设备的每一个当中产生不同的废气,其特征是,由部分还原设备,即工艺设备C排出的部分还原矿石被通入熔化反应器,即工艺设备A的熔体中,而由工艺设备A排出的后燃烧废气被通入工艺设备B的初始还原装置中,在其中充分燃烧并由联合工艺中排出。
本发明的方法以出乎意料的方式使得可能在由数个工艺设备的联合工艺构成的熔融还原工厂的熔化反应器中,使熔池的产量增加到近似两倍于原熔融还原工厂所得。从而,本发明的方法使得可能将1吨熔池产量的煤耗比公知方法减少大于10%。这种燃料节约或许是由于反应气体在熔化反应器中超高度的后燃烧,及由于气体后燃烧过程中能量产生的同时向金属熔池良好的传热。
在与矿石预还原联合的全部原有公知的熔融还原方法中,熔化容器出来的反应气体被用来预还原金属矿石。为了提供在金属矿石预还原过程中可用于矿石的还原气体,可在熔化容器中或是进行或是不进行反应气体较低程度的后燃烧。在熔化容器中进行高度后燃烧时,废气必须被适当调节以改善其还原势。用于此目的的气体调节设备是复杂的,并且需要将该气体冷却以便进行CO2的洗涤。纯化后的气体然后必须再次加热到适于金属矿石还原的温度。另外公知的是,废气由熔化反应器到矿石还原容器的途中要用相应的还原剂,例如碳和天然气进行直接还原,在这种方法的步骤中也存在有先前的操作可靠性及再现性方面的困难。
本发明的方法在此揭示了一种全新的方式,它最终导致了出人意料的良好结果。其起点是一种金属矿石熔融还原的联合工艺,它由多个,但至少三个工艺设备组成。此处慎重选择的术语“工艺设备”与通常的方法步骤不同,为的是使以下内容清楚,即这些设备在总的联合工艺中构成相对独立的设备,它们可为变换的设计。人们仅须协调各单独工艺设备的工艺工程设计数据,以保证本发明联合工艺中物料的均匀流动。例如,至少两个部分还原设备中的每一个可以是多阶段的设计。人们可以连同其它设备一道,对于一个或两个金属矿石部分还原的工艺设备使用多阶段循环流化床。
本发明的方法特别适用于还原铁矿石和含铁矿石,但它通常也适于含一种或多种过渡金属氧化物,特别是含钒、铬、锰、铁、钴、镍、铜、锌和铅氧化物,优选主要含铁的氧化物的矿石,粉尘和类似物料。
用于金属矿石熔融还原的本发明的联合工艺的一种有利的设计可由三个工艺设备组成,而工艺设备A是熔化反应器。由熔化反应器出来的废气具有高的后燃烧度,并直接到达工艺设备B,即金属矿石的预热和初始还原装置。由该工艺设备B出来的废气被充分燃烧,并且它们的物理残留热可例如直接地或通过热交换器用于加热目的。在工艺设备B中被加热并尽可能稍微还原的金属矿石被加入第三工艺设备C,即真正进行部分还原的装置,并在其中预还原至显著高的金属化程度,然后供入工艺设备A,即熔化反应器。
使用本发明的方法,数量、气体组份和热值均不同的废气流在三个不同的工艺设备中产生。以下用后燃烧程度表达气体的组分,它是评估普通方法、联合工艺和单独工艺设备的重要特征。以百分数表示的后燃烧度定义如下:
AB=(CO2+H2O)/(CO2+H2O+CO+H2)×100%
气体构成[体积%]
AB=后燃烧度[%]
由于实际上仅CO和H2在熔化反应器中作为反应气体由金属熔池放出,然后在其上方的气体空间内与氧和空气后燃烧,因此每个工艺设备的废气(除少量杂质外)仅由组分CO、H2、CO2、H2O和后燃烧空气的组分N2组成。例如当气体组成为16.3%CO,10.0%CO2、3.59%H2、9.98%H2O和60.23%N2时,所具有的后燃烧度按定义为50%。在后面的进一步说明中,有关后燃烧度的这一叙述将作为气体组成的固有质量予以保持。
使用本发明金属矿石熔融还原联合工艺的上述有利的设计,对于由高质量铁矿石生产含碳近似3.5%的1t铁熔体而言,在各单独的工艺设备中产生大致如下的废气流,近似2000Nm31680℃后燃烧度60%的气体由熔化反应器,即工艺设备A流入用于预热和初始还原的装置,即工艺设备B。由该工艺设备出来的废气流近似为2600Nm3,温度近似900°,它们被充分燃烧,即后燃烧度为100%。在工艺设备C,即部分还原装置中,由煤和氧化气体,主要是热空气选择性地产生还原气体,离开这一装置的还原气体是近似825Nm3的高质量可燃气体,其温度为950℃,后燃烧度30%,热值为1.2Mcal/Nm3。这一气体可以任何方式利用,例如用于产生热空气。
在本发明进行熔融还原方法的联合工艺中,各个单独的装置或工艺设备例如可按以下所述来构成和设计。该熔化反应器即工艺设备A可以是一个带斜边的鼓形容器,它具有用保护介质包封的位于熔池表面下方的供气风口,各种固体的加入装置,以及供入氧气或含氧气体以便在上部反应器空间对反应气体进行后燃烧的一个或多个顶部鼓风口。熔池下的严密性风口是传统结构,其组成为两个同心的管道、和例如由德国专利No.2438142所述的带缝环形风口,以及例如为使熔化反应器有限区域内增加熔池扰动而供入附加循环气体的单一管道。向熔池的渣层供入循环气和反应气体也在本发明的范围之中。各风口照常例安装在侧壁的较高处或者说安装在容器或其内衬的相应供入水平上。为了在熔化反应器的气体空间中供入后燃烧的氧,首先可使用几根简单的管子,其次或者可使用所谓塞块风口(block tuyeres),在该风口中类似喷浴的气流由具有几条通道的金属块喷出,或者较佳地是按照美国专利no.5051127使用顶部鼓风口。用于后燃烧的含氧气体可以是纯氧、空气或富氧空气,而较佳地是加入或不加入氧气的热空气,即预热过的空气。
所有的固体料可加到熔池表面之下和熔池表面上。取决于固体料的组成,颗粒尺寸和温度,较佳地是将其既加入熔池表面之下的熔体,且通过顶部鼓风口或顶部鼓风口内的专用供料管加入。例如在许多情况下,由工厂各部门分离出的粉尘通过底部风口循环进熔体。煤(通常仅是所需总量的一部分)和矿石(在某些情况下也为经预热和部分还原的矿石)同时通过底部风口鼓入熔化反应器。然而经预还原的热矿石通常由工艺设备C从上方直接加入熔化反应器。
在本发明的方法中,由熔化反应器即工艺设备A出来的废气流入预热装置即工艺设备B。工艺设备B的设备类型不是固定的。例如它可以是管式回转炉、竖炉或一般流化床。已证明用循环流化床是有利的。在该循环流化床中,来自熔化反应器的废气与氧或空气,但较佳地是与热空气充分燃烧。但是该废气的还原势预先被用于预还原金属矿石,而且金属矿石通过引入的热来干燥和加热。可以附带地将石灰石在该循环流化床中脱酸,以便使用所得到的生石灰例如作为熔化气化器中的造渣剂。其它装料特别是造渣剂还可在此加热和可能被燃烧。废气后燃烧的另外的剩余能量用来在循环流化床的公知冷却装置中产生蒸汽。废气离开该工艺设备B时已充分燃烧并且温度近似为900℃。被预热的矿石一般离开循环流化床时的预还原度为10-30%,但仅在工艺设备B中干燥和预热矿石,并将其以很低的预还原度或甚至根本不预还原而供入真正的部分还原装置即工艺设备C中,这种方式也在本发明的范围之中。
本发明的部分还原装置即工艺设备C是循环流化床。正如一般所公知的,顺流而看,循环流化床主要包括混合室、上升管和带有通到混合室的固体返回管的旋风除尘器。使用这种例如熔剂流型的流化床反应器时,炉料装入混合室,而上升管包括冷却系统即主要为换热器,在其中还产生蒸汽。伴随着来自预热和初始还原装置的约900℃的稍加预还原的矿石和造渣剂一起供入工艺设备C的还有燃烧所需的煤和氧,较佳的是热空气形式的氧。而固体,较佳地是颗粒状或磨碎型的固体用惯用量的载气气动供入部分还原装置。
按照本发明,所供入煤的量大于可在工艺设备C中由引入的氧化气体燃烧的煤量,以便产生所希望的高质量还原气体。该过剩的煤在部分还原装置中放出其挥发性组份,从而所生成的焦炭和通常具有金属化程度范围为约50%的预还原矿石和造渣剂一起,由工艺设备C通入熔化反应器,即工艺设备A中,从而在该联合工艺中封闭物料的循环。
该循环流化床与其具有选择性部分还原金属矿石和控制产出高能含量有价值废气的操作,构成了本发明熔融还原金属矿石方法的基本特征。该工艺设备给出了这样的可能性,即最佳地调整还原气体本身,又调节矿石的预还原程度,而不依赖于熔化反应器中反应气体的后燃烧度,并且进而利用其废气。不仅煤和助燃氧气的数量比例,而且矿石在该循环流化床内的逗留时间和气动输送气体或附加惰性气体的量都可用于将金属矿石的金属化程度调整为30%-70%,较佳为35%-65%。
由于在循环流化床内通过使引入的煤放出挥发性组份而附加产生焦炭,本发明的方法还提供了一种特别经济的碳作为加热介质的熔化反应器供料。例如部分还原装置中所加煤量的约一半成为焦炭与金属化程度近似55%,温度为950℃的部分还原的金属矿石一起供入熔化反应器。在这些条件之下,就可能在同样的熔化反应器中,即在具有同样重量炉料和相同几何尺寸的熔化反应器中使用公知方法,出乎意料地获得近似双倍的生铁产量。这种熔化反应器中生产率的提高不仅给出了已说明的经济性优点,如煅烧造渣剂和产生焦炭,而且主要由于耐火容器炉衬、装置的热损失费用和一般操作与雇员的费用不随生铁产量成比例增加,从而还给出了其它经济性的改进。
使用迄今已知的熔融还原铁矿石的方法,以熔化容器炉料的平均重量为基而计的单位为吨/小时的生产速率-以下称为生产指数-不大于0.6。例如在德国专利No.3318005中所述的铁熔体平均重量为120t的熔化容器中每小时生产70吨生铁。由此所得的生产指数为0.58。“熔化反应器中铁熔体的平均重量”在此指的是在批量或部分量出铁之前和之后,熔化容器中熔体的算术平均重量。使用本发明的方法,生产指数可达到大于0.8,较佳达到大于1.0。
虽然本发明的方法以所述三个工艺设备联合的形式已经具有意料之外的高生产率和可观的经济效益,但将另外的可包括现有装置和附带的气体利用的设备加到该联合工艺中也在本发明的范围之内。因而工艺设备B可设计成多阶段流化床,或者包括两个分别设置的相同或不同类型的装置。例如可将管式回转炉和循环流化床相联合。操作不是具有一台循环流化床而是具有两台基本上分别工作的流化床装置的工艺设备C可能是有利的。然后可能在第一循环流化床中调整至较高的后燃烧率,即进一步利用添加的煤的化学能。然后可在第二循环流化床中使矿石达到高的金属化程度。使用该附加的工艺设备,即使用在真正工艺设备C之后的称做第二循环流化床的设备,由于使煤耗降低约20%,就能有利地导致该联合工艺的能量平衡。
试图提高生产率并如果可能的话降低所需能量即降低煤耗的本发明方法所推荐的形式,是由用于燃烧煤并用于反应气体后燃烧的热空气温度升高而产生的。产生的热空气一般温度为最高1200℃。使用由公知熔融还原工艺产生的并习惯用作燃料预热空气的废气,不可能在不附加高能量气体的情况下再提高热空气的温度。而使用来自工艺设备C的高能废气很容易地使热空气获得高达近似1400℃的温度。所装配的空气加热器例如可以是德国专利No.3841708所述的所谓砾石加热器。
具有与上述目的相同的本发明方法的另一有利的形式通过热空气富氧来达到。富氧热空气可产生多达50%的氧含量,但是,低得多的富氧作用,例如达25%的氧含量也已被证实是出乎意料地有利。
本发明的一个特别有利的形式可将以上最后提及的两顶改进结合而达到,即增加热空气温度的同时增加它的氧含量。例如热空气温度为1350℃并附带增加氧含量到近似25%的情况下,在生产1t液态生铁时节约近50Kg煤,并且熔化反应器的生产率以出乎意料的方式提高近40%。
最后,在独立的工艺设备中供入部分物理热,例如供入高度加热的呈惰性的气体以满足能量需要也在本发明的范围中。可使用温度为900-1600℃,较佳为1200-1400℃的不同气体。例如来自工艺设备B的经充分燃烧的循环废气、二氧化碳和氮气,均已被证实上可用的。所用的这些供热的热气体当然不限于上述类型的气体;可使用类似气体及其任何混合物。
本发明的方法在燃料选择上是极灵活的,固态、液态和气态燃料均可单独地或以混合物形式使用。任何质量的煤,由气焰煤到无烟煤,以及石墨和铝生产过程中的有问题的可燃残留物都可使用。还可使用精炼残留物、各种质量的重油,任何类型的油包括柴油,以及民用燃料。气态燃料的天然气、甲烷、乙烷、丙烷、丁烷及其混合物也被证实是适用的。
现在参照示意图和各种应用实施例更详细地解释本发明。
图1是用至少三个工艺设备熔融还原金属矿石的本发明联合工艺的示意图。
工艺设备A包括熔化反应器,它具有耐火材料内衬(未示出)并包含熔池2。各反应剂通过底部风口3,熔池表面上方的供入装置4和含氧气体(优选热空气)的顶部鼓风口5鼓入气体空间6。由熔体2放出的反应气体在气体空间6内与来自风口5的热空气的氧反应,从而所放出的热以超过80%的效率传至熔体2。所产生的废气通过箭头7指明的废气开口离开熔化反应器1。所产生的熔池和渣通过出口8离开熔化反应器1。
工艺设备B,或称预热和初始还原装置包括配置有混合室10的循环流化床、含有产生蒸汽的换热器12的上升管11、具有固体返回管14和排出口15的旋风除尘器13。废气由工艺设备A通过入口17通入工艺设备B的混合室10。用于引入气体后燃烧和用于矿石及待煅烧造渣剂的热空气通过开孔18引入混合室10。废气通过开孔16离开该工艺设备。开孔19旨在用于被预热过的固体料,将它们由此气动输送到工艺设备C。
全部固体料经喷入口20通入工艺设备C的混合室21。这些固体料是加热和初始还原过的金属矿石,煅烧和加热过的造渣剂,煤和气动输送所需的传输气体。含氧气体(通常是热空气)通过混合室21的喷射孔22供入,用于被引入混合室21的煤的燃烧,较佳地是部分燃烧。固体料,即主要是可选择地还原成高金属化程度的金属矿石以及造渣剂和焦炭,由工艺设备C通过出口23通入熔化反应器,即工艺设备A。具有较高能量的废气由工艺设备C通过废气开孔24提供给用户,例如砾石加热器的烧嘴,用于产生热空气。
工艺设备C的操作与工艺设备B类似(因在此实施例中B也是循环流化床),大体上如下。固体料通过开孔20和固体料返回管29供入混合室21,并用经喷射孔22流入的含氧气体在其中部分燃烧。由在含冷却器25的上升管中上升的气体和固体产生流化床。通过入口26向冷却器25供水,所得蒸汽通过出口27排出。然后该流化床切向进入旋风除尘器28,且在旋风除尘器28中,基本上由固体中分离的废气经废气开孔24离开该旋风除尘器。一部分固体料经固体管道31和出口23通入熔化反应器,而另一部分经固体返回管流回混合器21。该固体流由例如滑板阀(Slides)的控制阀(未示出)或由如格式叶轮阀(Cellular wheel sluices)的排料装置分开。如上所述,固体料流由混合室通过该装置再循环。
下面是几个用于详细解释本发明的实施例。实施例中叙述的全部数据涉及由高品位铁矿石(如一般澳大利亚矿石)生产1公吨铁水。选择熔化反应器因而还有生铁的生产,使该实施例具有较小规模,并且大致相应于其中熔化反应器中的熔体重量平均为约15吨的试验设备。矿石的预还原即工艺设备B和C被设计成例如是熔剂流动型的循环流化床装置。
第1个实施例是用于比较起见,并且叙述公知的方法,如同例如HI熔融方法所提出的,包括具有一个矿石预还原阶段的熔融还原容器。
近似700Kg煤和近似150Kg循环粉尘通过底部风口供入熔融还原容器,而预还原度20%温度为900℃的1700Kg矿石在熔池表面上方供入。为进行后燃烧,将温度为1200℃的近2800Nm3的热空气鼓入熔体上方的气体空间。3700Nm3温度1700℃和后燃烧度50%的废气由该熔融还原容器流入矿石预还原阶段,即流入装有350Kg造渣剂和1600Kg矿石的循环流化床。由该装置出来的废气量为2300Nm3,其温度为900℃,而后燃烧度为70%。其热值近似为0.35Mcal。使用这种公知的工艺可获得的最大生产速率为每小时7吨,相应的生产指数为0.47,所得渣量为每吨生铁近似400Kg。
与之对比,使用本发明的方法可在同样的熔化反应器中获得近似每小时13吨的生产速率,因而生产指数为0.817。通过用保护介质包围的底部风口3,将近似100Kg煤,近似250Kg来自总体设备的循环粉尘伴随必需的载气引入熔化反应器1。将250Kg焦炭、约1300Kg预还原度65%温度950℃的预还原矿石经供入装置4通入熔化反应器1的熔体2。为了由熔体2产生的反应气体后燃烧,将近1550Nm3温度为1200℃的热空气通过后燃烧风口5鼓入气体空间6。近200Nm3温度近1700℃后燃烧度近60%的废气,通过废气开口17经入口17通入预热和初始还原装置的混合室10。经入口孔向该工艺设备B附加供入350Kg造渣剂、1500Kg矿石和近450Nm3热空气。由该工艺设备B产出的废气量为2500Nm3,温度为900℃,并且它已充分燃烧,即其后燃烧度为100%。该废气流出开孔16到达利用该废气物理热的终端用户。
1600Kg稍微预还原的矿石(预还原度11%,温度为900℃)由该工艺设备B经出口19通入工艺设备C的循环流化床C。向装置C附加供入500Kg煤和300Nm3热空气。由该装置产出的废气量为800Nm3,温度950℃,后燃烧度30%,并且热值为1.2Mcal/Nm3。矿石和造渣剂以本实施例开始所述的量由该部分还原装置供入熔化反应器。
在本发明方法的典型实施例中,生产速率为近15t/h,相应的生产指数为1.0。由部分还原装置(工艺设备C)通入熔化反应器的是250Kg焦炭,1300Kg预还原度65%、温度950℃的预还原矿石,并且载气的比例为60Nm3。此外,900Kg煤和约250Kg循环粉尘流经底部风口。为使反应气体后燃烧,在熔化反应器中使用1500Nm3温度为1200℃的热空气。量约1800Nm3、后燃烧度70%、温度为1700℃的废气流入预热和初始还原装置(工艺设备B)的流化床。正向该装置供入340Kg造渣剂,1540Kg矿石和270Nm3热空气。由工艺设备B放出的是2300Nm3温度为900℃的充分燃烧的废气(后燃烧度100%)。正如已说明的那样,该废气被供入任何所希望的终端用户以利用其物理热。
在部分还原装置(工艺设备C)中,由540Kg煤和660Nm3热空气产生高质量的还原气,以将1600Kg温度为900℃预还原度11%的由工艺设备B输送进工艺设备C的矿石还原至上述预还原度(65%)由工艺设备C放出的是1200Nm3高能量废气,其温度为950℃,后燃烧度38%,热值为0.9Mcal/Nm3。该气体可用作例如在砾石加热器中加热本发明联合工艺所需量的热空气。
最后,第三个实施例是利用本发明方法的特殊有利形式,即在热空气中同时富氧以提高热空气温度,该实施例表明了下列热平衡和数量平衡。向熔化反应器中的熔体于熔池表面下方使用传统量的载气供入近50Kg煤和近100Kg循环粉尘。将1400Kg预还原度65%、温度900℃的部分还原的矿石在熔池表面上方通入该熔体。为进行后燃烧,使用近1000Nm3温度1350℃且氧含量24.5%的热空气。由工艺设备A供入工艺设备B的废气量为1260Nm3,其温度为1720℃,后燃烧度为66%。向工艺设备B供入近1540Kg矿石,330Kg造渣剂和近190Nm3同样为1350℃含24.5%氧的热空气。1680Nm3温度900℃的充分燃烧的废气由工艺设备B放出。1640Kg预还原度11%且温度为900℃的矿石由该预热和初始还原装置通入工艺设备C的循环流化床,同时供入530Kg煤和530Nm3热空气。由该部分还原装置放出的废气量为1100Nm3,该废气的温度为950℃,后燃烧度40%,且热值为0.9Mcal/Nm3。
本实施例具有极高的生产速率,即近每小时作业时间20t,相应的生产指数为1.33。
本发明的方法使得有可能在一组包括至少三个工艺设备的联合工艺中将矿石选择性地部分还原至一定的金属化程度,并在熔化反应器中以出乎意料的产率将其完全还原成金属,该方法的特征是具有高度的灵活性。可将它有利地并入现有冶金厂例如炼钢厂,并以有利的方式适应各种生产条件。如上所述,预热和初始预还原的装置与真正部分还原的装置都可以是一阶段或多阶段构成。例如对于同时提供相应设计的熔化反应器而言,第四工艺设备也可与主要描述的三个工艺设备一起加入该联合工艺。
由于本发明工艺设备B和C出来的废气流是分开的,还可证实,在某些应用中,完全或部分中断该两个工艺设备间的物料流是便利的。将所产生的经干燥和初始还原的金属矿石的部分或全部量以中间贮存的方式放置一定的时间是可以想象的。这一步骤按能量平衡来说是不利的,但可用于将联合工艺适应现有的生产方式,因而也属于本发明的范围。
按照操作经验修改和变换各个工艺设备的物料流属于简便改组该联合工艺通常的范围,而这些实际的修改和有利的发展同样是在本发明方法的范围之中。
Claims (12)
1、一种熔融还原金属矿石的方法,包括一组联合的工艺,其中金属矿石在几个阶段中被部分还原,然后在熔化反应器中完全还原成金属,该联合工艺包括至少三个工艺设备,该熔化反应器构成一个工艺设备,而金属矿石的部分还原在至少两个另外的工艺设备中进行,在这些至少三个工艺设备的每一个当中生成不同的废气,其特征在于,部分还原的矿石由部分还原装置即工艺设备C通入熔化反应器即工艺设备A,而经后燃烧的废气由工艺设备A通入初始还原装置即工艺设备B,在其中充分燃烧并由该联合工艺排出。
2、权利要求1的方法,其特征在于,工艺设备B和C是多阶段构成的。
3、权利要求1或2的方法,其特征在于,熔化反应器中的反应气体以50%-80%的高后燃烧度与含氧气体后燃烧。
4、权利要求1-3中任意一项的方法,其特征在于预热或起始还原装置中该金属矿被加热并以0-30%的预还原度被预还原。
5、权利要求1-4中任意一项的方法,其特征在于,用于矿石还原容器的造渣剂,特别是石灰石和熔剂,在预热或初始还原装置中被加热和脱酸。
6、权利要求1-5中任意一项的方法,其特征在于,经加热和稍微预还原的金属矿石由预热和初始还原装置供入部分还原装置,并在其中用过剩的煤进一步还原。
7、权利要求1-6中任意一项的方法,其特征在于,所加煤的一部分被燃烧,而其它部分在部分还原装置中放出挥发性组份。
8、权利要求1-7中任意一项的方法,其特征在于,金属矿石在部分还原装置中被选择性地预还原至金属化程度为30%-70%,较佳为35%-65%。
9、权利要求1-8中任意一项的方法,其特征在于,部分还原的矿石、焦炭和造渣剂以被加热的状态由部分还原装置供入熔化反应器。
10、权利要求1-9中任意一项的方法,其特征在于,将氧、空气、富氧空气用作所有工艺设备中所加燃料燃烧的,以及熔化反应器中还原气体后燃烧的氧化气体。
11、权利要求1-10中任意一项的方法,其特征在于,富氧气体主要是空气和富氧空气,其被预热至温度为1000℃-1600℃,较佳为1200℃-1400℃。
12、权利要求1-11中任意一项的方法,其特征在于,由以熔化容器中以吨计的熔体平均重量为基的单位为吨/小时的熔池生产速率所定义的生产指数被定于大于0.8,较佳地是大于1.0。
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
DE4206828A DE4206828C2 (de) | 1992-03-04 | 1992-03-04 | Schmelzreduktionsverfahren mit hoher Produktivität |
DEP4206828.2 | 1992-03-04 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN1078499A true CN1078499A (zh) | 1993-11-17 |
CN1036471C CN1036471C (zh) | 1997-11-19 |
Family
ID=6453213
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN 93103582 Expired - Fee Related CN1036471C (zh) | 1992-03-04 | 1993-03-04 | 高产率熔融还原法 |
Country Status (13)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US5401295A (zh) |
EP (1) | EP0563559B1 (zh) |
JP (1) | JP2698525B2 (zh) |
KR (1) | KR0159789B1 (zh) |
CN (1) | CN1036471C (zh) |
AT (1) | ATE166669T1 (zh) |
AU (1) | AU658717B2 (zh) |
BR (1) | BR9300745A (zh) |
DE (2) | DE4206828C2 (zh) |
ES (1) | ES2115688T3 (zh) |
RU (1) | RU2096483C1 (zh) |
TW (1) | TW210356B (zh) |
ZA (1) | ZA931339B (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN104212928A (zh) * | 2014-09-15 | 2014-12-17 | 郦剑飞 | 快速还原窑炉及采用该快速还原窑炉进行还原的方法 |
Families Citing this family (30)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5869018A (en) | 1994-01-14 | 1999-02-09 | Iron Carbide Holdings, Ltd. | Two step process for the production of iron carbide from iron oxide |
US5690717A (en) * | 1995-03-29 | 1997-11-25 | Iron Carbide Holdings, Ltd. | Iron carbide process |
AUPN226095A0 (en) | 1995-04-07 | 1995-05-04 | Technological Resources Pty Limited | A method of producing metals and metal alloys |
US5804156A (en) * | 1996-07-19 | 1998-09-08 | Iron Carbide Holdings, Ltd. | Iron carbide process |
AUPO426396A0 (en) | 1996-12-18 | 1997-01-23 | Technological Resources Pty Limited | A method of producing iron |
AUPO426096A0 (en) | 1996-12-18 | 1997-01-23 | Technological Resources Pty Limited | Method and apparatus for producing metals and metal alloys |
US5938815A (en) * | 1997-03-13 | 1999-08-17 | The Boc Company, Inc. | Iron ore refining method |
AUPO944697A0 (en) * | 1997-09-26 | 1997-10-16 | Technological Resources Pty Limited | A method of producing metals and metal alloys |
AU750751B2 (en) | 1998-03-31 | 2002-07-25 | Iron Carbide Holdings, Ltd | Process for the production of iron carbide from iron oxide using external sources of carbon monoxide |
AUPP442598A0 (en) | 1998-07-01 | 1998-07-23 | Technological Resources Pty Limited | Direct smelting vessel |
MY119760A (en) | 1998-07-24 | 2005-07-29 | Tech Resources Pty Ltd | A direct smelting process |
AUPP483898A0 (en) | 1998-07-24 | 1998-08-13 | Technological Resources Pty Limited | A direct smelting process & apparatus |
AUPP554098A0 (en) | 1998-08-28 | 1998-09-17 | Technological Resources Pty Limited | A process and an apparatus for producing metals and metal alloys |
AUPP570098A0 (en) | 1998-09-04 | 1998-10-01 | Technological Resources Pty Limited | A direct smelting process |
AUPP647198A0 (en) | 1998-10-14 | 1998-11-05 | Technological Resources Pty Limited | A process and an apparatus for producing metals and metal alloys |
AUPP805599A0 (en) | 1999-01-08 | 1999-02-04 | Technological Resources Pty Limited | A direct smelting process |
AUPQ083599A0 (en) | 1999-06-08 | 1999-07-01 | Technological Resources Pty Limited | Direct smelting vessel |
AUPQ152299A0 (en) | 1999-07-09 | 1999-08-05 | Technological Resources Pty Limited | Start-up procedure for direct smelting process |
AUPQ205799A0 (en) | 1999-08-05 | 1999-08-26 | Technological Resources Pty Limited | A direct smelting process |
AUPQ213099A0 (en) | 1999-08-10 | 1999-09-02 | Technological Resources Pty Limited | Pressure control |
AUPQ308799A0 (en) | 1999-09-27 | 1999-10-21 | Technological Resources Pty Limited | A direct smelting process |
AUPQ346399A0 (en) | 1999-10-15 | 1999-11-11 | Technological Resources Pty Limited | Stable idle procedure |
AUPQ365799A0 (en) | 1999-10-26 | 1999-11-18 | Technological Resources Pty Limited | A direct smelting apparatus and process |
US6602321B2 (en) | 2000-09-26 | 2003-08-05 | Technological Resources Pty. Ltd. | Direct smelting process |
AT409763B (de) * | 2000-11-06 | 2002-11-25 | Voest Alpine Ind Anlagen | Verfahren und anlage zum verwerten von eisen- und schwermetallhältigen reststoffen, gegebenenfalls unter zugabe von eisenerz |
MY133537A (en) * | 2002-01-24 | 2007-11-30 | Kobe Steel Ltd | Method for making molten iron |
JP5123571B2 (ja) * | 2007-06-04 | 2013-01-23 | 住友重機械工業株式会社 | 還元処理装置及び還元処理方法 |
AP2010005222A0 (en) | 2007-09-14 | 2010-04-30 | Barrick Gold Corp | Process for recovering platinum group metals usingreductants |
DE102012016074A1 (de) * | 2012-08-08 | 2014-02-13 | Saarstahl Ag | Verfahren zum Betrieb eines Reaktionsgefäßes zur Stahlherstellung, sowie Stahlkonverteranordnung selbst |
CN111850218B (zh) * | 2020-06-23 | 2021-07-02 | 北京科技大学 | 一种利用HIsmelt熔融还原工艺冶炼红土镍矿的方法 |
Family Cites Families (12)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE2401909C3 (de) * | 1974-01-16 | 1985-06-27 | Fried. Krupp Gmbh, 4300 Essen | Verfahren zur Herstellung von Stahl |
DE2428715C3 (de) * | 1974-06-14 | 1982-09-02 | Krupp Polysius Ag, 4720 Beckum | Verfahren und Anlage zur Reduktion und Agglomeration von feinkörnigem Erz |
US4099958A (en) * | 1976-04-09 | 1978-07-11 | Bethlehem Steel Corporation | Method of producing vanadium |
GB1548123A (en) * | 1977-02-18 | 1979-07-04 | Toyo Soda Mfg Co Ltd | Process of producing metallic chromium |
DE3318005C2 (de) * | 1983-05-18 | 1986-02-20 | Klöckner CRA Technologie GmbH, 4100 Duisburg | Verfahren zur Eisenherstellung |
JPS61177308A (ja) * | 1985-01-31 | 1986-08-09 | Nippon Tekko Renmei | 鉱石予熱炉において石灰石の仮焼を同時に行う鉄鉱石の溶融還元方法 |
SE458688B (sv) * | 1985-07-23 | 1989-04-24 | Ips Interproject Service Ab | Foerfarande och anlaeggning foer framstaellning av raajaern ur jaernbaerande oxidiskt material |
DE3535572A1 (de) * | 1985-10-03 | 1987-04-16 | Korf Engineering Gmbh | Verfahren zur herstellung von roheisen aus feinerz |
DE3626027A1 (de) * | 1986-08-01 | 1988-02-11 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur reduktion feinkoerniger, eisenhaltiger materialien mit festen kohlenstoffhaltigen reduktionsmitteln |
EP0449891B1 (en) * | 1988-12-20 | 1996-10-30 | Cra Services Limited | Manufacture of iron and steel in a duplex smelter and solid state oxide suspension prereducer |
DE3905058C1 (en) * | 1989-02-18 | 1990-07-12 | Ferdinand Dipl.-Ing. Dr.Mont. 6374 Steinbach De Fink | Apparatus and process for smelting pig iron and for producing useful gas from fine ore and coal screenings (small coal) |
JPH03219005A (ja) * | 1990-01-23 | 1991-09-26 | Nippon Steel Corp | 溶融還元製鉄法 |
-
1992
- 1992-03-04 DE DE4206828A patent/DE4206828C2/de not_active Expired - Fee Related
-
1993
- 1993-02-18 ES ES93102571T patent/ES2115688T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1993-02-18 DE DE69318750T patent/DE69318750T2/de not_active Expired - Fee Related
- 1993-02-18 AT AT93102571T patent/ATE166669T1/de not_active IP Right Cessation
- 1993-02-18 EP EP93102571A patent/EP0563559B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1993-02-25 TW TW082101371A patent/TW210356B/zh not_active IP Right Cessation
- 1993-02-25 ZA ZA931339A patent/ZA931339B/xx unknown
- 1993-03-02 AU AU33945/93A patent/AU658717B2/en not_active Ceased
- 1993-03-03 JP JP5042695A patent/JP2698525B2/ja not_active Expired - Fee Related
- 1993-03-03 US US08/025,651 patent/US5401295A/en not_active Expired - Lifetime
- 1993-03-04 RU RU9393004631A patent/RU2096483C1/ru active
- 1993-03-04 BR BR9300745A patent/BR9300745A/pt not_active IP Right Cessation
- 1993-03-04 KR KR1019930003234A patent/KR0159789B1/ko not_active IP Right Cessation
- 1993-03-04 CN CN 93103582 patent/CN1036471C/zh not_active Expired - Fee Related
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN104212928A (zh) * | 2014-09-15 | 2014-12-17 | 郦剑飞 | 快速还原窑炉及采用该快速还原窑炉进行还原的方法 |
CN104212928B (zh) * | 2014-09-15 | 2016-11-30 | 郦剑飞 | 快速还原窑炉及采用该快速还原窑炉进行还原的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
AU3394593A (en) | 1993-09-09 |
US5401295A (en) | 1995-03-28 |
JPH0688143A (ja) | 1994-03-29 |
KR930019835A (ko) | 1993-10-19 |
ATE166669T1 (de) | 1998-06-15 |
ES2115688T3 (es) | 1998-07-01 |
ZA931339B (en) | 1993-09-24 |
KR0159789B1 (ko) | 1999-01-15 |
EP0563559B1 (en) | 1998-05-27 |
EP0563559A2 (en) | 1993-10-06 |
DE4206828C2 (de) | 1996-06-20 |
AU658717B2 (en) | 1995-04-27 |
DE4206828A1 (de) | 1993-09-30 |
DE69318750T2 (de) | 1998-09-24 |
TW210356B (zh) | 1993-08-01 |
JP2698525B2 (ja) | 1998-01-19 |
CN1036471C (zh) | 1997-11-19 |
EP0563559A3 (zh) | 1994-01-05 |
BR9300745A (pt) | 1993-09-28 |
RU2096483C1 (ru) | 1997-11-20 |
DE69318750D1 (de) | 1998-07-02 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN1036471C (zh) | 高产率熔融还原法 | |
CA1193867A (en) | Process for coal-gasification and making pig iron and apparatus therefor | |
US5529599A (en) | Method for co-producing fuel and iron | |
US4874427A (en) | Methods for melting and refining a powdery ore containing metal oxides | |
CA1050765A (en) | Method for making steel | |
US4045214A (en) | Method for producing steel | |
CN1036075C (zh) | 熔融还原炼铁方法及其装置 | |
US5613997A (en) | Metallurgical process | |
US4380469A (en) | Process and apparatus for continuously reducing and melting metal oxides and/or pre-reduced metallic materials | |
KR930009970B1 (ko) | 집괴(潗塊)나 광석으로부터 철 및 다른 금속을 제련하는 용광로 | |
CN1045127A (zh) | 预还原氧化铁的改进 | |
US3985544A (en) | Method for simultaneous combined production of electrical energy and crude iron | |
CA1149175A (en) | Recovery of steel from high phosphorous iron ores | |
US5069716A (en) | Process for the production of liquid steel from iron containing metal oxides | |
US5542963A (en) | Direct iron and steelmaking | |
US7220293B2 (en) | Thermal synthesis production of steel | |
JPH10506682A (ja) | 液体銑鉄もしくは液体前製品及び海綿の製造方法及びこの方法を実行するためのプラント | |
US3832158A (en) | Process for producing metal from metal oxide pellets in a cupola type vessel | |
US4985068A (en) | Method and apparatus for smelting iron oxide | |
AU680212B2 (en) | Metallurgical processes and apparatus | |
US5464464A (en) | Method for reducing particulate iron ore to molten iron with hydrogen as reductant | |
JPH0130888B2 (zh) | ||
CN1894426A (zh) | 生产铁水的方法和装置 | |
AU708255B2 (en) | Direct iron and steelmaking | |
JPH11217614A (ja) | 金属の溶融還元製錬方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C14 | Grant of patent or utility model | ||
GR01 | Patent grant | ||
C17 | Cessation of patent right | ||
CF01 | Termination of patent right due to non-payment of annual fee |
Granted publication date: 19971119 Termination date: 20110304 |