CN1294281C - 生产还原铁的方法 - Google Patents

生产还原铁的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN1294281C
CN1294281C CNB018007007A CN01800700A CN1294281C CN 1294281 C CN1294281 C CN 1294281C CN B018007007 A CNB018007007 A CN B018007007A CN 01800700 A CN01800700 A CN 01800700A CN 1294281 C CN1294281 C CN 1294281C
Authority
CN
China
Prior art keywords
agglomerates
reduced iron
small agglomerates
small
hearth
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.)
Expired - Fee Related
Application number
CNB018007007A
Other languages
English (en)
Other versions
CN1365396A (zh
Inventor
藤孝司朗
田中英年
菊池晶一
北岛贵哉
土屋脩
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
MIDREX INTERNATIONAL Zurich Branch BV
Kobe Steel Ltd
Original Assignee
MIDREX INTERNATIONAL Zurich Branch BV
Kobe Steel Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from JP2000108590A external-priority patent/JP2001294921A/ja
Priority claimed from JP2000108589A external-priority patent/JP2001294920A/ja
Application filed by MIDREX INTERNATIONAL Zurich Branch BV, Kobe Steel Ltd filed Critical MIDREX INTERNATIONAL Zurich Branch BV
Publication of CN1365396A publication Critical patent/CN1365396A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN1294281C publication Critical patent/CN1294281C/zh
Anticipated expiration legal-status Critical
Expired - Fee Related legal-status Critical Current

Links

Images

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/10Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • C21B13/105Rotary hearth-type furnaces
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134Reduction 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)
  • Manufacture Of Iron (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

一种生产还原铁的方法,它包括将原料混合物附聚成小附聚物,所述原料混合物含有含碳还原剂和含氧化铁的原料;在热还原炉中加热该附聚物,从而固态还原附聚物中的氧化铁,以生产固态还原铁;或进一步加热固态还原铁,将还原生产的金属铁熔融,及将熔化的金属铁凝结同时分离小附聚物中包含的炉渣成分,以提供粒状金属铁。该方法的特征是使用具有颗粒大小为10mm或10mm以下、或3~7mm、优选小于6mm、更优选3mm或3mm以上及6mm以下的附聚物作为小附聚物。

Description

生产还原铁的方法
技术领域
本发明涉及一种生产还原铁的方法,用含碳还原剂如焦碳将氧化铁如铁矿石热-还原得到固态还原铁,或进一步将其加热,从而从金属铁中分离造渣成分如炉渣而得到粒状金属铁。
背景技术
众所周知,在类似本发明的生产还原铁的方法中,将含有如铁矿石的氧化铁源和焦碳的原料粉末制成小球,并将未干燥状态的原料附聚物装入使生球加热-还原的热还原炉,继而进行干燥及热还原来生产还原铁。虽然该方法具有的优点是可省略干燥原料附聚物所需的设备或时间,但它在热还原区域之前需要预热区来用作干燥区,这必然使整个炉子扩大。它还需要准备屏蔽构件如幕墙,以便阻隔高温气流从热还原区流向预热区,从而使炉子的结构复杂化,导致增加设备成本的问题。
众所周知,将装入炉膛的原料层做成脊形延伸的形状,可扩充原料层的表面积而提高加热效率。然而在该方法中,即使原料小球具有10~20mm的中等到大的颗粒大小,传向小球的燃烧热或辐射热的传热速度是低的,全部形成脊形的小球仅堆叠数层,仍不能一定得到充分的传热效果。此外还了解在热还原中间脊形上开槽可提高加热效率。然而,在颗粒尺寸大的小球的中间叠层部分开槽引起小球的破损,而导致还原铁产量的降低。
此外还建议将原料粉末形成不规则形送入炉膛。然而与使用附聚物比较,此方法的传热性或还原反应性相当差,这是由于原料的最大堆积厚度大,且原料粉末中氧化铁源和含碳原料仅是混合在一起,没有紧密地相互接触。
在这些方法中,原料混合物通常被造型成具有直径大约10mm或10mm以上的附聚物,再将附聚物送入热还原炉的炉膛并加热-还原。为了有效地进行还原反应,具有如此大直径的原料附聚物被暴露于大约1300℃或1300℃以上的高温,在其中包含的湿气或挥发性成分影响下,这些原料附聚物往往破裂。因此,在大部分情况下是将原料附聚物预热,并然后装入热还原炉。
此外,通常不容易制成尺寸大的原料附聚物小球,因为这不仅导致制球设备或干燥设备所需的成本增加,而且增加生产成本。为了在干燥后稳定地保持形状可使用粘合剂。然而,粘合剂混合量过多往往阻碍附聚物中氧化铁源和含碳原料的均匀分散,还引起影响热还原反应效率的顾虑。也有建议省去干燥及将附聚物以生球状态供入热还原炉。然而不能说这种方法可在工业规模上实际应用,因为生球强度低,而且往往由于小球的相互粘附而引起堵塞,或粘附在进料器的进料斗上使其操作性能变差。
上述方法得到的还原铁具有的Fe纯度低,因为其中包含大量的炉渣成分,炉渣成分来自原料铁矿石中包含的脉石成分,及需要在后面的精炼处理过程中处理除去此炉渣成分。另外,这些方法得到的还原铁在贸易中缺乏作为铁源的可操作性,因为它是海绵状的并容易破裂。为了改进这些缺点,这种海绵状还原铁必须被处理成类似煤砖的压坯,这需要额外的设备。
因此,建议在还原铁热还原后接着将所生产的金属铁熔融,并使熔融的金属铁凝结,同时分离副产物炉渣成分,而得到粒状金属铁。然而在该方法中,对考虑到原料附聚物的尺寸等,如何有效地生产粒状金属铁未能进行必要地充分的试验。
发明内容
本发明的一个目标是提供一种方法,该方法能够稳定及有效地进行原料的附聚、干燥和热还原,及进一步熔融和凝结,特别是通过适当地设定原料小附聚物的尺寸或层数,由含有氧化铁源和含碳还原剂的原料生产固态还原铁(粒状金属铁、含有炉渣的还原铁)。
换言之,根据本发明的一种生产还原铁的方法包括:将含有含碳还原剂和含氧化铁原料的原料混合物附聚成小附聚物,将该小附聚物装入还原炉,并在还原炉中使小附聚物加热,从而固态还原小附聚物中的氧化铁,生产固态还原铁。
在上述生产还原铁的方法中,小附聚物主要地由那些具有颗粒大小小于6mm、或颗粒大小为3mm或大于3mm及小于6mm的的颗粒组成,并且该小附聚物装入的高度为2~5层。
在上述生产还原铁的方法中,小附聚物主要地由那些具有颗粒大小小于3mm的颗粒组成,及该小附聚物装入还原炉炉膛的高度为3层或大于3层。
在上述生产还原铁的方法中,该小附聚物主要地由那些具有颗粒大小为3~7mm的颗粒组成,及该小附聚物相互交迭地装入还原炉炉膛,其厚度为10~30mm。
在上述生产还原铁的方法中,该小附聚物水平地装入,并具有3~5层的高度。
在上述生产还原铁的方法中,小附聚物未经干燥装入还原炉;小附聚物至少在其表面干燥之后装入炉膛;在装入还原炉炉膛的小附聚物层上形成高峰部分和低谷部分;在还原炉炉膛中放置粉状含碳原料之后装入小附聚物;或者小附聚物与粘附于其表面的含碳原料一起装入炉膛。
根据这些,将小附聚物用作原料,由此可稳定有效地完成原料的附聚、干燥和热还原及进一步的熔融。优选颗粒大小为3~7mm或小于6mm,但更优选小附聚物的颗粒大小设定为3mm或大于3mm及小于6mm。在这种情况下,小附聚物装入炉膛的厚度为10~30mm或高度为2~5层,优选高度为3~5层,由此可充分提高产品还原铁的生产率。更进一步,此颗粒大小可小于3mm。在这种情况下,希望小附聚物装入的高度为3层或3层以上,以便改进生产率。当使用如此小颗粒大小的小附聚物时,其稳定的可操作性能有效地进行还原铁的生产,即使小附聚物在没有干燥的未干燥状态或半-干燥状态下装入热还原炉,也不引起小附聚物的破裂或压碎。
小附聚物与粘附于其表面的含碳粉末一起装入热还原炉,由此可抑制熔化的炉渣对炉膛耐火材料的侵蚀,此熔化的炉渣是在还原过程中由原料中脉石成分衍生而产生的;还可优选地预防还原铁在还原最后阶段再次氧化。此外,与大尺寸附聚物比较,使用具有高抗碎强度的小尺寸原料附聚物时,可将小尺寸附聚物放入炉膛使其有例如3~5层的高度,且不停地被加热-还原,由此可更加提高生产率。这时,在装入炉膛的小质量层的表面不规则地形成高峰部分和低谷部分(如凸起的和凹下去的),由于小质量层有效传热表面积的扩大,由此来自上方的热度可更有效地传递到各小质量,还可促进向更低层部分小附聚物的传热以进一步提高生产率。
建议采用至少在其表面干燥之后将小附聚物装入炉膛的方法,因为可进一步预防小附聚物装入炉子时小附聚物在进料斗部分相互粘附造成的供料故障或预防进料之后堆叠装载压碎附聚物。
本发明进一步包括一种生产还原铁的方法,该方法包括将含有含碳还原剂和含氧化铁原料的原料混合物附聚成颗粒大小为3mm或大于3mm及10mm或10mm以下的小附聚物,将小附聚物装入还原炉,装入的层数例如满足下面关系式的层数(H)由运转条件决定,及在还原炉中加热小附聚物,从而固态还原小附聚物中的氧化铁,生产固态还原铁:
H=Z×[X×(G/P)]/[A×LOAD÷T]
其中H是小附聚物的层数,X是热还原炉的生产率(kg/min),Z是0.7~1.3范围的正数,LOAD是每单位面积炉膛装入一层小附聚物的质量(kg/m2),G/P是小附聚物装料量与排出的还原铁的质量比,及A是小附聚物装料的炉膛面积(m2),T表示在生产率X中的生产时间(min)。
在上述生产还原铁的方法中,小附聚物平铺在还原炉炉膛,使其层数是3~5层。
或者在上述生产还原铁的方法中,小附聚物的颗粒大小是6~10mm,小附聚物装入还原炉炉膛的高度为1~3层,小附聚物的颗粒大小均化到±3mm的范围内,及小附聚物装入还原炉之后在总还原时间1/3的时间范围内表面温度上升到1200℃或1200℃以上。
根据这一点,当原料附聚物颗粒大小的上限被设定为10mm,则以满足上文表达的关系式来指定装入炉膛的原料附聚物的层数H。与过去比较,即使原料附聚物的颗粒大小在6~10mm范围,在满足此相关表达式的范围内可明显提高还原铁的生产率。希望原料附聚物具有狭窄的颗粒大小分布,及优选使用具有颗粒大小在±3mm范围,更优选在±2mm范围内的那些附聚物,由此可进一步提高运转稳定性和还原铁生产率。此外优选在装入加热还原炉之后总还原时间1/3的时间内,将原料附聚物的表面温度上升到1200℃或1200℃以上,由此可在短时间内有效地进行还原。
在根据本发明生产还原铁的方法中,优选组成小附聚物的主要颗粒大小为3mm或大于3mm及小于6mm、或3~7mm。在使用如此小附聚物作原料的热还原中,优选装入还原熔融炉炉膛的小附聚物相互交迭的厚度为10~30mm(大约3~10层),由此可进一步提高粒状金属铁的生产率。此外,优选在不规则地装入还原炉炉膛的小附聚物层上形成高峰部分和低谷部分,通过扩大有效传热表面积可提高加热效率,还可提高堆叠在更低层部分的小附聚物的加热速度,以便更有效地实现整个还原和熔融。
更进一步地,采用了在炉膛上放入粉状含碳原料之后装入小附聚物,或在小附聚物表面上粘附含碳粉末之后将其装入炉膛的方法,含碳原料给还原生产的金属铁渗碳以降低其熔点,使得不仅可更有效地进行金属铁的熔融,还可抑制熔融产生的熔化金属铁粘附到炉膛表面,通过凝结促进熔化金属铁的成粒作用。此外,还可抑制熔化的富含FeO的炉渣侵蚀炉膛耐火材料,这种炉渣很容易在装入炉膛的堆叠底层部分的小附聚物还原不充分时产生。
附图说明
图1是表示用于本发明的热还原设备的实例的视图;
图2是表示原料附聚物颗粒大小和制球生产率之间关系的曲线图;
图3是表示各种颗粒大小的原料附聚物装料层数对生产率的影响的曲线图;
图4是图3在6mm或小于6mm的小颗粒尺寸部分的放大图;
图5是表示根据原料附聚物颗粒大小的最佳层数关系的曲线图;
图6是表示用于本发明的还原熔融设备的实例的视图;
图7是图6沿着A-A线取的剖面视图;
图8是表示图6的还原熔融设备在旋转炉膛旋转方向展开的剖面视图;和
图9是表示本发明得到的粒状金属铁的表观密度平均值和具有颗粒大小为3mm或3mm以上的粒状金属铁Fe产量的图表。
具体实施方式
将进一步详细说明根据本发明生产还原铁的方法。
在本发明中,将原料附聚为小附聚物,原料含有氧化铁源(下文经常称作铁矿石等)如铁矿石、氧化铁或其部分还原产品和含碳还原剂(下文经常称作含碳原料),并将小附聚物装入还原炉(下文经常称作热还原炉或还原熔融炉),接着热还原来生产固态还原铁;或者进一步加热固态还原铁,使固态还原铁中生成的金属铁熔化,以及使熔化的金属铁凝结,同时分离小附聚物中包含的炉渣成分来生产粒状金属铁;在上述生产中特别用作小附聚物(下文经常称作原料附聚物或小尺寸附聚物)的是具有颗粒大小为小于6mm、或者10mm或10mm以下的小附聚物,由此可使制球更容易而降低制球设备的成本,及可获得小球产量的改进或缩短制球时间。更进一步地,小附聚物的使用可拥有下文所述的各种优点。下文中,还原铁的意思是粒状金属铁或含有炉渣的固态还原铁。
由于可提高内部的传热性质,就可在较短时间有效地进行还原和熔融,提高了还原铁的生产率。小质量的使用使得粘合剂混合量降低,由此可促进小附聚物中氧化铁源和含碳原料的均匀分散,也有效地改进了还原效率和熔融速度。与大尺寸附聚物比较,小附聚物的使用还使得单个的抗碎强度增加,及由于明显地抑制了附聚物在还原中被毁坏或变成粉末,可改进还原铁的生产产量。更进一步地,可增加炉膛部分堆叠装料的厚度,这样有助于改进生产率。
为了有效地显示使用小尺寸附聚物的效果,最好是将附聚物颗粒大小设定为10mm或10mm以下、7mm或7mm以下、优选6mm或6mm以下、及更优选小于小于6mm。颗粒大小超过它的大尺寸附聚物几乎不能明显显示上述效果。然而,颗粒大小小于2mm、特别是1mm或1mm以下的细小附聚物不仅在使用筛子过筛时往往堵塞使操作性能恶化,而且也引起最终得到的还原铁的直径细小这样的问题,而使后面的操作复杂化。因此,最好将颗粒大小设定为优选2mm、更优选3mm或3mm以上、或4mm或4mm以上。在实施本发明时,不必所有的附聚物都在上述优选范围内,只要颗粒大小适合上述范围的那些附聚物占整个的60质量%或60质量%以上、优选大约70质量%或70质量%以上,即使包含少量(优选根据质量比大约40%或40%以下、更优选大约20%或20%以下)稍微超出上述范围的细小附聚物,仍可有效地显示上述效果。
在本发明中涉及的小尺寸附聚物(直径小的压坯)一般称作混合物的附聚物、小球、压坯等,所述混合物含有氧化铁源和含碳还原剂,不管其名称如何,它不仅可以是单一本体的形式,也可以是混合物的形式,或包含少量的在转移过程中破碎的碎片或粉末。生产小尺寸附聚物没有特别的限制,可采用一般使用的盆式制球机、盘式制球机,鼓式制球机等附聚方法。
构成附聚物原料的氧化铁源除了铁矿石外,还包括轧制铁鳞、淤渣等,及它可包括例如高炉灰、电炉灰、轧机灰等。含碳还原剂(含碳原料)的种类没有特别的限制,除了多数一般的煤粉和焦碳粉末外,木炭粉末也是有用的。在需要场合混入的粘合剂的实例包括膨润土、淀粉等,但当然不受这些实例的限制。更进一步地,原料混合物中优选包括适当数量的CaO源(生石灰,熟石灰,碳酸钙等)来调节造渣成分的碱度,它起着一种脱硫剂的作用,将原料混合物中包含的S作为CaS固定成为炉渣部分,这样可得到S含量低的粒状金属铁。
当使用如此小尺寸附聚物时,不仅可有效地实施单层状态装入热还原炉炉膛的附聚物的还原,而且可利用它优良的抗碎强度特性,将附聚物以多层状态装入炉膛来提高每单位炉膛的生产率。这时,层厚度按照小附聚物层数优选设定在3~10层的范围内,或按厚度优选设定在10~30mm范围内。如果小于3层,则通过堆叠装料改进生产率的效果不太充分,如果堆叠装料厚度过分增加到超过10层,小附聚物在较低层堆叠部分往往得不到充分的加热,而使还原和熔融凝结的效率变差。颗粒大小为3mm或3mm以上及小于6mm的小附聚物以2~5层装入,颗粒大小小于3mm的以3层或多于3层装入,可提高每单位炉膛面积的生产率。然而,由于堆叠装料厚度的过分增加,引起小尺寸附聚物较低层堆叠部分加热不充分的倾向,而使还原和熔融凝结的效率变差,因此当颗粒大小小于3mm时,层数最好控制在大约10层(按厚度大约为100mm)或10层以下。
可采用例如由进料斗、振动进料器、鼓式进料器等分割,接着使用导槽或导管、倾斜板等供料的方法将小尺寸附聚物供入炉膛表面。
当小尺寸附聚物以多层状态装入时,最好在叠层表面纵向(在炉膛纵向)或横向(在炉膛横向)不规则地形成(如凸起的和凹下去的)任意形式的高峰部分和低谷部分,使传热的有效表面积扩大,由此可提高来自上方的燃烧热或辐射热的加热效率。叠层表面如此不规则的排列可有效地提高叠层更低层部分的小尺寸附聚物的传热效率。虽然因为该不规则性的变化取决于叠层厚度,不能对它不加选择地进行调节,但它优选的形式、尺寸或间距是设定在5~200mm、优选10~100mm或5~30mm、及更优选10~30mm高(由峰顶到谷底的空间)的范围内。优选的间距(相邻峰顶部分之间的宽度)是设定在优选10~100mm、更优选10~70mm的范围内。例如可通过多个供料口在炉膛横向方向装入附聚物,同时改变装料量来形成不规则性;或在炉膛横向方向通过不规则进料斗提供补充装料,同时改变装料量来形成不规则性;或者在充分水平装料之后跟踪具有不规则性的表面成形构件的表面来形成不规则性;这些方法可任意选择。
如前所述,由于用于本发明的小尺寸附聚物的直径小,单个抗碎强度相对高,小尺寸附聚物可在其未干燥的状态供入炉膛,即使堆叠装料也几乎不被堆叠压力压碎,并由于其高的传热速度,可在初始加热下很快干燥。然而,为了更稳妥地防止在装料或堆叠装载中被挤压而破损,优选至少在小尺寸附聚物的表面层部分预先干燥之后进行装料,由此还可预防因小尺寸附聚物粘附而堵塞装料进料斗。
在本发明实施中,如果采用在炉膛放置粉状含碳原料之后装入小附聚物、或采用小附聚物在其表面粘附含碳粉末之后装料的方法,可防止明显侵蚀炉膛耐火材料的含FeO的熔化炉渣的产生,延长炉膛寿命,这是因为含碳粉末提高了小尺寸附聚物附近周围气体的还原程度,更有效地促进了还原,补偿了往往在小尺寸附聚物堆叠装料时出现的更低层部分的不充分还原,而提高了整个还原速度,并作用于往往在更低层部分不充分还原产生的FeO,将其很快还原。更进一步地,对于小尺寸附聚物在未干燥状态装料,将含碳粉末泼洒粘附到小尺寸附聚物的表面是特别有效的,因为可预防附聚物相互粘附或粘附于装料进料斗。更可取的是含碳原料对固态还原金属铁渗碳而降低其熔点,促进熔融和凝结,及使熔化的金属铁成粒,同时抑制对炉膛表面的粘附。
作为用于本发明的含碳粉末,可任选使用煤粉、焦碳粉末、木炭粉末等。小尺寸附聚物表面粘附含碳粉末可通过泼洒、使含碳粉末在分散介质如水中分散接着喷洒等进行。为了更有效地显示上述效果,放置在炉膛表面的粉状含碳原料所具有的颗粒大小按平均颗粒大小优选为2mm或2mm以下,更优选1.5mm或1.5mm以下。粘附于小附聚物表面的含碳原料的平均颗粒大小设定为优选1mm或1mm以下,更优选大约0.3mm或0.3mm以下。
在本发明中,使用颗粒大小10mm或10mm以下、特别是6~10mm的小尺寸附聚物所加的基本要求是原料附聚物以层装料的最佳层数(H),它是考虑所使用热还原炉的运转条件之后决定的。决定这一点的理由如下:
对于还原铁的生产,下面的表达式表示每单位时间热还原炉的生产率(X:kg/min)(每单位时间从炉子中排出的还原铁数量,或还原铁从还原部分供入熔融部分的数量),小附聚物装料的还原炉炉膛面积是(A),小附聚物的装料量(kg/min·m2)是(B)。
X=A×B
然而,通过热还原将原料附聚物中的氧化铁还原为Fe,含碳原料被分解了,挥发性成分如Zn或Pb挥发及进一步粉化分散。因此加上所装入的小附聚物与还原后固态还原铁的质量比(G/P)来校正上述表达式。
X=A×B/(G/P)
原料附聚物的装料量(B)可用下面的表达式表示:还原炉每单位面积炉膛装入一层小附聚物的质量(kg/m2)是(LOAD),层高度的数值是(H),生产率(X)中的生产时间(min)(在炉子中的保留时间,或还原部分的保留时间)是(T)。这是上述等式的替代。
B=LOAD×H÷T
X=[A×LOAD](H÷T)/(G/P)
然后将上述表达式改为计算层数(H)的表达式。
H=[X×(G/P)]/[A×LOAD÷T]
由于每单位面积理想装料量与每单位面积装入一层原料附聚物的重量相对应,且(G/P)是质量比(G:原料附聚物/P:还原铁产品[由炉子排出的还原铁,或由还原部分供入熔融部分的还原铁]),可由这些数值决定理想层数(H)。然而考虑实际炉子的生产条件,校正是需要的,因为加热条件或还原气氛条件取决于热还原炉的特性,实际是相当分散的。作为确认实际炉子中(H)分散的结果,偏差(Z)在±30%的范围内或在0.7~1.3范围内,这样确认建立了下面的如前所述的表达式。
H=Z×[X×(G/P)]/[A×LOAD÷T]
参考小尺寸附聚物作为原料被固态还原生产还原铁的具体设备,简单说明根据本发明生产还原铁的方法。
图1是表示本发明适用的一个活动炉膛型(在此实例中是旋转炉膛型)还原炉的实例的平面示意图,图中省略了覆盖炉体的盖子部分。1表示圆环形状的旋转炉膛,2是原料装料部分,3是表面成形构件,4是冷却部分,5是还原铁出料设备,及6是加热燃烧器。
使用这个设备生产还原铁时,含有氧化铁源和含碳原料的原料附聚物通过原料装料部分2被装入旋转炉膛1,使其具有适当的厚度(层数)。原料附聚物的装料是,例如,通过用进料斗、振动进料器、鼓式进料器等分割原料附聚物,并使用导管或倾斜板控制装料量进行的。原料装料层的表面由表面成形构件3平稳地拉平,表面成形构件3正好在原料装料部分2的下方。这时如前所述,优选由表面成形构件3在原料装料层表面上形成有适当高度和间距的不规则性,由此可提高燃烧热和辐射热向原料附聚物层的传热效率。
所装入的原料附聚物通过炉子壁部分提供的燃烧器6的燃烧热和辐射热加热,同时旋转炉膛1按箭头方向X旋转移动进行还原。此加热可采用使用重油、煤粉或废塑料作燃料的燃烧器加热;有效地利用炉子中还原产生的可燃气体(CO或H2)并通过供入空气或氧气使其燃烧的燃烧型加热;还有集热型加热;它们可单独或适当组合使用。还原产生的CO2或燃烧废气通过图中未表示的排气口抽出。
还原完成之后(金属化比率:大约90%或90%以上),将实际上就是产品的还原产物(固态还原铁)排出,使它在冷却部分4(例如通过使用在炉膛更低部分提供的水冷却夹套或通过喷洒冷却气体)冷却,及接着通过任意出料设备5从炉子中取出。出料设备的结构没有特别限制,可任选地采用一种使用螺杆或刮刀的方法,通过气体喷雾或抽吸进行出料的方法等。
如果热还原(固态还原)中温度太高,更具体地,当环境温度高于由原料中脉石成分、未还原氧化铁等组成的炉渣混合物的熔点时,低熔点的炉渣熔化并与组成活动炉膛的耐火材料反应而将其腐蚀,这样炉膛不能保持光滑。当在还原周期中应用了高于氧化铁还原所需的热度时,小尺寸附聚物中的氧化铁FeO在其被还原之前熔化,并迅速进行所谓的熔融还原(它与固态还原不同,是在熔化状态进行还原的现象),熔融还原是熔化的FeO与含碳原料中的碳(C)反应。虽然熔融还原也生产金属铁,但实际炉子的连续运转是困难的,因为当出现熔融还原时,具有高流动性的含FeO-的炉渣明显地侵蚀炉膛耐火材料。
虽然这种现象依赖于组成小尺寸附聚物的铁矿石或含碳原料、或者粘合剂中包含的造渣成分的组成而变化,但当还原的环境温度超过大约1500℃时,不论何种原料铁矿石,都进行上述不需要的熔融还原反应,而明显地侵蚀炉膛耐火材料。因此,还原温度最好控制在1500℃或1500℃以下,更优选大约为1450℃或1450℃以下。由于加热温度太低时会抑制还原的进行,加热温度最好设定为优选1200℃或1200℃以上,更优选1300℃或1300℃以上。
为了使装入炉子的原料附聚物在有效的还原速度下进行还原,而不引起任何附聚物包含的炉渣成分的部分熔融,保持炉子温度在1200~1500℃范围内,更优选在1250~1450℃,及更优选地,在总还原必需时间的大约1/3时间里,炉子中温度最好上升到1200℃来进行还原。一般根据如此设定的条件,通过大约8分钟~13分钟的加热可充分完成还原。
在用于实施本发明的热还原炉中,通常采用燃烧器加热来加热原料附聚物。在这种情况下,在还原的初始阶段,由于装入炉子的原料附聚物中氧化铁源和含碳原料的反应,产生大量的CO气体,通过它本身释放的CO气体的屏蔽效果,在原料附聚物邻近区域保持了高度的还原气氛。
然而,因为从还原后半时到其最后阶段上述CO气体的产生迅速减少,其自身-屏蔽效果变差,原料附聚物往往被燃烧器加热产生的燃烧废气(CO2或H2O)影响,使得尽力还原成的还原铁很容易被再氧化。例如如前所述,作为有效地进行还原同时尽可能抑制再次氧化的优选方法,提出了在原料附聚物表面预先粘附含碳粉末的方法。即当含碳粉末以这种方式粘附于原料附聚物表面时,它立即与燃烧器燃烧产生的氧化气体(CO2或H2O)反应,将这些气体转变为还原气体如CO或H2。因此,经受了还原的还原产品的邻近区域可保持在高度还原气氛中,尽可能预防还原铁的再次氧化。为了更有效地显示这种预防再氧化的效果,需要粘附的含碳粉末优选2mm或2mm以下,特别优选1.0mm或1.0mm以下的细小含碳粉末。粘附该含碳粉末可通过例如泼洒、或通过使用分散介质(如水)喷洒到置于未干燥状态的原料附聚物的表面上。当然,粘附方法不为这些方法所限制。原料附聚物表面粘附含碳粉末产生了其他更好的附加效果,即防止原料附聚物在未干燥状态装入时附聚物的相互粘附、或其粘附到装入原料的进料斗部分,以及原料能平稳地装料。
可参考具体的设备简要地说明根据本发明生产还原铁的方法,这种还原铁是粒状金属铁(下文经常称作粒状金属铁或金属铁),它是使用小附聚物作原料进行还原接着熔融和凝结来生产的。
图6~8表示本发明者研制的本发明适用的活动床型还原熔融炉子实例的示意视图,这个炉子具有圆顶结构,该结构具有圆环-形状的旋转活动床。图6是透视示意图,图7是沿着图6中A-A线取的剖面视图,及便于理解图8是图6中活动床在旋转方向展开的还原熔融炉子的剖面示意视图。图中,1代表旋转炉膛,7是覆盖旋转炉膛的炉体,及建成的旋转炉子1可由未显示的驱动单元使其以适当速度旋转。
炉体7在炉壁表面适当位置有多个燃烧器6,燃烧器6的燃烧热及其辐射热传递到在旋转炉膛1的小附聚物,由此进行小附聚物的热还原。在图中显示的一个优选实例的炉体7中,炉体7的内部被一个分割墙K分割成一个还原熔融区域Z1和一个冷却区域Z2,原料和辅助-原料装料工具2是安装在与旋转炉膛1相反的炉体7旋转方向的最高流线一侧,及出料工具5是提供在旋转方向的最低流线一侧(由于旋转结构,也正好在装料工具2的上游一侧)。
热还原熔融炉的热源包括使用气体、重油、煤粉或废塑料作燃料的燃烧器加热;和有效利用炉子产生的可燃气体并通过供入空气或氧气使其燃烧的燃烧类型;集热型炉子也是可利用的。生产的粒状金属铁可使用任意出料设备如螺杆或刮刀排出,或籍助于气体喷雾或抽吸排出。
在还原熔融炉运转时,旋转炉膛1以指定的速度旋转,使用装料设备2或振动进料器8供入主要原料的小附聚物,使其具有适当的厚度。在装料中,小附聚物可以单层装入,但如前所述,优选的是以优选3~10层、更优选3~6层或以厚度10~30mm、更优选20~30mm装入炉膛,由此可增加每单位炉膛面积的原料装料量而提高生产率。
以叠层状态装入小附聚物时,优选在叠层体表面形成任意尺寸的不规则性,由此可扩充叠层表面的有效传热面积而更加提高所装入小附聚物的加热效率,及还可提高对更低层堆叠部分小附聚物的加热效率。如前所述,可通过在炉膛横向方向多个供料口装入小附聚物同时改变装料量来形成不规则性;通过不规则进料斗在炉膛横向方向提供补充进料同时改变装料厚度来形成不规则性;或充分水平地装入小附聚物及跟踪具有不规则性的表面成形构件的表面来形成不规则性。
在还原熔融区域Z1移动过程中,装入炉膛1的小附聚物通过燃烧器6的燃烧热和辐射热加热,氧化铁被一氧化碳还原,一氧化碳是小附聚物中包含的氧化铁和含碳还原剂相互反应产生的,所生产的金属铁在富碳气氛下进一步加热,由此使金属铁渗碳、熔化和凝结,同时从副产物炉渣中分离,形成粒状熔融金属铁,然后它被冷却区域Z2的任意冷却工具C冷却并固化,接着由下方提供的出料工具5耙出。这时,副产物炉渣也排出。通过一个料斗H之后由任意分离工具(筛选或磁选设备)将它们分离成粒状金属和炉渣,粒状金属铁的铁纯度为大约95%或95%以上,更优选为大约98%或98%以上,及最终可提供炉渣含量非常小的粒状金属铁。
在上述还原和熔融过程中,当还原(固态还原)的环境温度太高时,更具体地,在还原过程的某些时期,当环境温度高于由原料中脉石成分和未还原氧化铁等组成的炉渣混合物的熔点时,低熔点炉渣熔化并与构成活动炉膛的耐火材料反应而将其腐蚀,使得炉膛不能再保持光滑。当用于还原周期的热度高于氧化铁还原所需的热度时,小附聚物中的氧化铁FeO在它被还原之前熔化,并迅速进行所谓的熔融还原(还原在熔化状态进行的现象,它与固态还原是不同的),即熔化的FeO与含碳原料中碳(C)的反应。虽然熔融还原也产生金属铁,但实际上炉子的连续运转是困难的,因为当熔融还原出现时,具有高流动性性质的含FeO的炉渣明显侵蚀炉膛耐火材料。
这种现象依赖于组成小附聚物的铁矿石或含碳原料而变化,或进一步依赖于粘合剂中包含的造渣成分的组成而变化。然而当还原时环境温度超过大约1400℃时,上述低熔点炉渣泄漏而腐蚀炉膛耐火材料,而当环境温度超过大约1500℃时,不管何种原料牌号的铁矿石都进行上述不需要的熔融还原反应,使得炉膛的耐火材料明显地受到侵蚀。因此还原周期的温度最好控制在1500℃或1500℃以下,更优选大约1450℃或1450℃以下。由于当还原周期的温度太低时几乎不能有效地进行还原,温度最好设定为优选1200℃或1200℃以上,更优选1300℃或1300℃以上。
还原之后,环境温度优选继续上升大约50~200℃,并设定为1350~1500℃,使还原所生产的金属铁熔化,并凝结熔融的金属铁。这时,由于熔融金属铁的凝结,同时在其相互凝结和粗加工期间除去了熔化的炉渣副产物,凝结的金属铁具有高的Fe纯度,及几乎不含炉渣。通过此冷却和固化、及由筛选或磁选分离出粒状金属铁和炉渣,由此可得到具有高Fe纯度的粒状金属铁。
通过提高环境温度使其高于金属铁的熔点来进行由还原产生的金属铁的熔融。在熔融开始时,优选使在金属铁的邻近区域存在C或CO,由此让金属铁渗碳而导致熔点下降,使得可在更低温度下在较短时间内进行金属铁的熔融。即为了迅速进行熔融,优选在还原之后颗粒中留下数量足以渗碳的碳。剩余的碳量可在原料小附聚物的生产中根据铁矿石对含碳原料的混合比例来调节。在本发明者实验的基础上,确认设定初始含碳原料的混合量,使得在最终还原程度达到大约100%、或金属化程度达到100%的状态下,固态还原产品中剩余的碳量(过量的碳量)为1.5%或1.5%以上,由此还原铁可被迅速渗碳而使熔点降低,及在1300~1500℃的温度范围内很快熔化。如果剩余碳量小于1.5%,则不能充分地降低还原铁的熔点,因为渗碳用的碳量不足,加热和熔融的温度必须提高到1500℃或1500℃以上。
当渗碳为零或在高于纯铁的熔融温度1537℃的温度下加热熔化还原铁时,运转温度最好控制得尽可能低,以便降低加到实际炉子中炉膛耐火材料上的热负载。考虑到副产物炉渣的熔点,运转温度最好控制在大约1500℃或1500℃以下。
为了使装入炉子的原料附聚物以有效的的还原速度进行还原,且不引起原料小附聚物所含的炉渣成分的任何部分熔融而同时保持固体状态,需要采用两步加热进行还原,在一段时间保持炉子温度在1200~1500℃、更优选1200~1400℃的范围内,并接着提高炉子温度到1350~1500℃,还原剩余的部分氧化铁,并熔化及凝结所产生的金属铁。根据所设定的这种条件,可稳定有效地生产粒状金属铁,氧化铁的还原和熔融凝结通常可在大约10分钟~13分钟完成。
在用于实施本发明的还原熔融炉子中,通常采用燃烧器加热使原料小附聚物加热。在这种情况下,由于装入炉子的小附聚物中氧化铁源和含碳原料在还原周期反应产生大量的CO气体,通过本身释放的CO气体的屏蔽效果,原料附聚物的邻近区域保持在充分的还原气氛中。
然而因为快速还原,后来从还原周期的一半到其最后阶段,产生上述CO气体的自身-屏蔽效果变差,小附聚物往往被燃烧器加热产生的燃烧废气(氧化气体如CO2或H2O)所影响,使得还原得到的金属铁易于再氧化。还原结束之后,小附聚物中剩余的碳使还原铁渗碳,引起熔点下降来进行还原铁的熔融凝结。然而,即使在这个阶段,还原铁由于自身-屏蔽效果差,也易于被再氧化。
因此,为了还原之后有效地进行熔融凝结同时尽可能抑制这种再次氧化,需要适当地控制熔融区域周围气体的组成。为此作为优选的方法,如前所述,可在炉膛装入小附聚物之前先将粉状含碳原料装入炉膛,或可预先将含碳粉末粘附于小附聚物的表面。即当粉状含碳原料预先装入炉膛表面,或含碳原料预先粘附于小附聚物的表面时,该含碳原料立即与燃烧器燃烧产生的氧化气体(CO2或H2O)反应,在熔融开始阶段将此气体改变为还原气体如CO或H2。因此,经受还原的附聚物的邻近区域可保持在高度还原气氛中,以尽可能防止金属铁的再次氧化。含碳还原剂可进一步显示对所生产的金属铁起渗碳来源作用的效果,以进一步缩短渗碳及熔融金属铁所需的时间。
为了有效地显示上述含碳原料的效果,对于预先装入炉膛的粉状含碳原料,使用细小的具有颗粒大小为优选3mm或3mm以下、更优选2mm或2mm以下、特别优选0.3~1.5mm的物质作为粉状含碳原料预先装入炉膛,及优选地装入的厚度为优选大约2~7mm、更优选3~6mm。对小附聚物而言,粘附于小附聚物表面的粘附量最好设定为1~10质量%、更优选3~7质量%。
由于根据上述方法得到的粒状金属铁几乎不含炉渣成分,及由于在除去副产物炉渣同时进行凝结,该粒状金属铁具有特别高的Fe纯度。此金属铁送入演示炼钢设备如电炉或转炉用作铁源。作为炼钢原料使用时,硫(S)含量最好尽可能降低。因此,作为在上述金属铁生产过程中通过除去铁矿石或含碳原料所含的S-成分来提供低S金属铁的研究结果,考虑到造渣成分是例如铁矿石包含的脉石成分,确认在铁矿石混入含碳原料来生产小质量附聚物的过程中,确定地在原料中混入CaO源(除了生石灰之外还包括熟石灰和碳酸钙),以调节小质量原料的组成,使其包含的总造渣成分的碱度(或CaO/SiO2比例)为0.6~1.8、更优选0.9~1.5,由此所得金属铁的最终S含量可降低到0.10%或0.10%以下,进一步降低到大约0.05%或0.05%以下。
最普遍用作含碳还原剂的焦碳或煤通常包含大约0.2~1.0%的S,及多数S进入金属铁。另一方面,在多数情况下,未实际加入CaO源进行碱度调节时,由原料块(mass)包含的造渣成分计算的碱度是0.3或0.3以下,虽然碱度依赖于铁矿石的牌号不同而有些变化。在炉渣如此低碱度下,在后面的熔融和凝结过程中金属铁含S(硫化)是不可避免的,及原料质量中所含总S的大约85%将进入金属铁。从而,金属铁中S的数量高达0.1~0.2%,会损害粒状金属铁的质量。
然而,如上所述在原料块的生产过程中,通过实际加入CaO源调节造渣成分的组成,使其具有的碱度在0.6~1.8的范围内,由此S被固定到还原及渗碳、熔融和凝结的副产物炉渣中,从而在粒状金属铁中S的数量可明显地降低到例如0.05~0.08%的水平。降低S的机理令人信服地是原料块中包含的S与CaO反应( )并以CaS固定。
实施例1
用两种混合物作原料,使用盆式制球机将各混合物制成颗粒大小不同的数种附聚物小球,对各自的情况相互比较在计划颗粒大小±10%范围内的小球的生产率。结果由图2表示。
原料1
氧化铁源(铁矿石)组成:T.Fe:68.8%;SiO2:2.1%;Al2O3:0.6%;颗粒大小:75μm或75μm以下。
含碳原料(煤粉)组成:固定碳:72.2%;挥发物含量:18.4%;灰分含量:9.4%;颗粒大小:75μm或75μm以下。
铁矿石/煤粉/粘合剂的混合比例:78.3%/20%/1.7%。
原料2
氧化铁源和含碳原料(高炉灰)组成:T.Fe:38.02%;SiO2:2.51%;Al2O3:1.03%;固定碳:14.57%;颗粒大小:75μm或75μm以下。
高炉灰/粘合剂的混合比例:98%/2%。
由图2看出,制球生产率的绝对值依赖于原料种类而有相当的变化。在两种情况下,计划中小球颗粒尺寸越大的,制球生产率越低。当计划中的颗粒尺寸超过10mm时,制球生产率特别明显地变差。当计划中的颗粒尺寸为10mm或10mm以下,特别是小于6mm时,可提供稳定的高制球生产率。即与过去通常使用的大尺寸附聚物比较,在本发明中控制的颗粒尺寸为10mm或10mm以下、更优选小于6mm的小尺寸附聚物中可得到高的生产率,在原料附聚物的生产过程中有效地显示了这个优点。
实施例2
使用与实施例1原料1相同的原料生产颗粒中尺寸为5mm和18mm的两种附聚物,分别制备未干燥球体和干燥球体。各装入实验炉,温度以升温速度1350℃/min上升到1350℃,来比较破裂的出现。对于判断破裂,当附聚物在炉子中加热时部分地破裂并未能保持一半或一半以上的球形,就判定存在破裂。
结果如下。颗粒大小为5mm和18mm的两个附聚物在干燥球体形式时没有破裂,但在未干燥球体形式时明显出现颗粒大小的差别:与5mm的附聚物没有破裂相反,90%的18mm大尺寸附聚物破裂,且明显地具有不好的还原效果。
附聚物颗粒大小:5mm
干燥附聚物(破裂数量/被检验数量):0/10
未干燥附聚物(破裂数量/被检验数量):0/10
附聚物颗粒大小:18mm
干燥附聚物(破裂数量/被检验数量):0/10
未干燥附聚物(破裂数量/被检验数量):9/10
实施例3
上述实施例中用作原料2的高炉灰被用于生产各种颗粒大小的附聚物。对每一种附聚物使用实验炉(箱式电炉)进行还原实验(附聚物样品装入制成的耐火平盘中),检查附聚物颗粒大小及炉子中的层数(1~5层)对生产率的影响。根据各样品附聚物的还原比率达到90%时所需的还原时间来判断生产率。对该实验的所有情况,采用的还原条件是氮气气氛及温度大约1300℃。
结果由图3和图4表示。具有颗粒大小超过6mm的附聚物的层厚度对生产率的影响被分为两组,一组具有层厚度为1或2层,及一组具有层厚度为3~5层。由于在1或2层厚度时附聚物充分地吸收辐射热迅速使整个层加热,各附聚物颗粒尺寸较大时生产率改进较大。与此相反,在整个厚度为3层厚或更厚时,由于延迟了辐射热传热到更低层部分附聚物,该生产率是被限制的状态。即虽然在原料附聚物颗粒大小为6mm或6mm以上、特别超过10mm时,由于多层装料使得不充分传热到更低层部分的影响明显出现,从而妨碍了生产率的改进,原料附聚物的颗粒大小仍控制在10mm或10mm以下,由此通过增加原料附聚物重量伴随增加层数(图3)可明显提高生产率。
当使用特别具有颗粒大小小于6mm的附聚物时(图4),与具有层厚度为1~2层的组相比,具有3~5层的较大层厚度这组明显地显示了较高的生产率。即由此可确认设定附聚物颗粒大小为小于6mm是非常有效的,可通过增加层数从而增加原料附聚物重量来更有效地提高生产率。这一点的原因令人信服地是附聚物较小的颗粒大小引起原料装料层装料密度的增加,从而补偿了传热速度的差别,使得更低层部分温度可迅速上升。因此,当使用小尺寸附聚物时,每单位炉膛面积的装料量可通过增加层数而增加,以提高生产率。
更进一步地,与上述方法相同,将颗粒大小不同的附聚物叠层成1~5层,进行热还原试验来测量从加热开始到各附聚物的金属化比例达到90%时必需的时间,由此检测依据附聚物颗粒大小的最佳层厚度。继而确定附聚物的颗粒大小为10mm时,最佳厚度为1.1层;颗粒大小为8mm时为2.0层;颗粒大小为6mm时为1.7层;颗粒大小为4mm时为2.7层;颗粒大小为3mm时为3.2层及颗粒大小为2mm时为4.3层。
图5出示了上述实验结果的曲线图。由于实际炉子的特征离散或生产率,根据附聚物颗粒大小的最佳层数设定在图5斜线表示的范围内,由此可有效地提高每单位炉膛面积的生产率。也可明显地从曲线图看出,当附聚物颗粒大小设定在10mm或10mm以下、更优选小于6mm、特别在2~5mm范围时,可增加最佳层数来有效地提高每单位炉膛面积的生产率。
当LOAD(kg/m2)表达的含义如前所述、附聚物颗粒大小为D(m)时,可得到下面的表达式:
LOAD(kg/m2)=表观密度(kg/m3)(3/4·(D/2)2(m3)÷D2
由于LOAD是基本上根据附聚物颗粒大小(D)决定的,如图5所示,可根据原料附聚物的颗粒大小(D)决定适当的层数(H)。当原料附聚物颗粒大小充分均匀时,颗粒大小采用直径表达,当颗粒大小不均匀或形状也参差不齐时(如压坯),可采用重量平均值或转变为球体的平均直径表达。
此外,可增加最佳层数来有效地提高每单位炉膛面积通过熔融和凝结生产粒状金属铁的生产率。
实施例4
使用铁矿石(基本成分:T.Fe:69.2%;Al2O3:0.51%;SiO2:1.81%)作铁源,煤粉(基本成分:固定碳:71.6%;灰分含量:8.8%;挥发性物质含量:19.6%)作为含碳还原剂,及生石灰作粘合剂,将这些以质量比78.54∶20.46∶1.00均匀地混合,并在喷洒水的同时使用混合器搅拌大约15分钟,由此得到准粒状小附聚物(水含量:12.9%)。干燥这些小附聚物,使其具有湿气含量为大约6%,通过筛分按颗粒大小分成四组:1.0mm或1.0mm以下、1.0~3.35mm、3.35~5.6mm、及5.6~6.7mm。
将准粒状含碳颗粒紧密地放置在耐火平盘的底表面,并按层装入各筛分的小附聚物,使其具有的高度为大约12mm。将此放入小电炉子,在1440℃加热12分钟(如使用具有颗粒尺寸小于1mm的附聚物时,加热15分钟),同时输送100%氮气将其还原和熔化,由此得到实验室生产的粒状金属铁。图9给出了所生成粒状金属铁的表观密度平均值和具有颗粒大小为3mm或3mm以上的粒状金属铁的Fe产率。为了比较,除了附聚物平均颗粒大小指定为18.5mm及加热条件改变为1430℃×12分钟外,用上述同样的方法进行粒状金属铁的生产。结果也在相同的图中给出。
将含有氧化铁源和含碳还原剂的附聚物加热及还原生产粒状金属铁时,通常认为原料附聚物尺寸较大可得到较大的粒状金属铁。在上述实验中也认识到增加原料附聚物颗粒大小,所生成的粒状金属铁的颗粒大小往往相关地增加。然而,这个倾向是微小的,即使使用优选用于本发明的具有颗粒大小大约3~7mm的小附聚物作原料,所生成的粒状铁的颗粒大小,与使用具有大约18mm的常规颗粒大小的附聚物得到的粒状铁的颗粒大小比较,几乎没有区别。这样根据本发明,可有效地利用上述使用小附聚物的优点,而几乎不会引起粒状金属铁质量变差。
在上述实验中,由于在炉膛上放置焦碳粉末,所生产的粒状金属铁全部凝结在焦碳粉末的表面,在盘子底表面上几乎观察不到腐蚀现象,仅在盘子侧壁表面上稍微观察到腐蚀现象。
除了使用未经附聚处理的干燥粉末外,使用上述同样组成的氧化铁源和含碳还原剂作原料,及在上述同样条件下进行热还原。根据结果,可确认即使加热温度上升到1480℃,都没有产生熔化的金属铁。对这一点令人信服的原因是因为氧化铁源和含碳还原剂没有紧密地相互接触,还原几乎不进行,以及氧化铁不能在1440℃的温度被还原成金属铁。
实施例5
使用铁矿石(与实施例4中相同)作铁源及焦碳粉末(与实施例4中相同)作含碳还原剂,二者均匀地以79.3%∶20.7%(质量%)的比例混合,然后向其中另外加入10%的水,使用盆式制球机进行制球,由此生产具有颗粒大小3~5mm的小附聚物。将小附聚物未经干燥装入耐火平盘,装料厚度为大约30mm,在表面上形成三个脊形,脊形高度为20mm或30mm,宽度间距为大约30mm,所得到的盘子装入箱式电炉,并在1425℃加热12分钟,由此进行还原和熔融及凝结。作为粒状金属铁生产状态比较的结果(直径为3.35mm或3.35mm以上的粒状金属铁的产量),脊形高度20mm时直径3.35mm或3.35mm以上的粒状金属铁的产率是93.0%,脊形高度30mm时是94.7%。
还原之后,通过视孔观察上述实验中加热生产的熔化金属铁的流动态,观察到脊形顶部产生的熔化金属铁沿着山谷流下,并在谷底部分凝结及成粒的现象。可以确认脊形高度较大时,所生成的粒状金属铁的颗粒尺寸也较大。然而,如果脊形距离太宽时,几乎不可能有效地显示上述凝结效果。可以确认脊形距离设定为大约10mm时,可有效地生产具有颗粒大小大约3mm或3mm以上的粒状金属铁。

Claims (23)

1.一种生产还原铁的方法,它包括:
将含有含碳还原剂和含氧化铁原料的原料混合物附聚成小附聚物;
将小附聚物装入还原炉;
在还原炉中加热小附聚物;及
固态还原小附聚物中的氧化铁来生产固态还原铁,
其中60质量%或60质量%以上小附聚物的颗粒大小为3~7mm。
2.根据权利要求1的一种生产还原铁的方法,它进一步包括:
在还原炉内加热固态还原铁;
熔融在固态还原铁中生产的金属铁;及
将熔化的金属铁凝结,同时分离小附聚物中所含的炉渣成分,提供粒状金属铁。
3.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中60质量%或60质量%以上小附聚物的颗粒大小为3mm或大于3mm及小于6mm。
4.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中小附聚物以2~5层装入还原炉炉膛。
5.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中小附聚物相互交迭地装入还原炉炉膛,其厚度为10~30mm。
6.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中小附聚物平铺在还原炉炉膛上,使其层数为3~5层。
7.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中小附聚物是未经干燥装入还原炉的。
8.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中小附聚物至少在其表面干燥之后装入炉膛。
9.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中在装入还原炉炉膛的小附聚物层上形成高峰部分和低谷部分。
10.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中小附聚物是在还原炉炉膛上放置粉状含碳原料之后装入的。
11.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中小附聚物是带着粘附于其表面的含碳粉末被装入炉膛的。
12.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中还原炉是炉膛旋转的炉子。
13.根据权利要求1或2的生产还原铁的方法,其中小附聚物被装入还原炉,然后在总还原时间的1/3时间内将表面温度上升到1200℃或1200℃以上。
14.根据权利要求1的生产还原铁的方法,其中使用具有颗粒大小为3mm或大于3mm及小于6mm的附聚物作为原料附聚物。
15.一种生产还原铁的方法,它包括:
将含有含碳还原剂和含氧化铁原料的原料混合物附聚成颗粒大小为3mm或大于3mm及10mm或10mm以下的小附聚物;
将小附聚物装入还原炉,使其具有由运转条件获得的层数H;及
在还原炉内加热小附聚物,从而固态还原小附聚物中的氧化铁,生产固态还原铁,
其中层数H由下列表达式确定:
H=Z×[X×(G/P)]/[A×LOAD÷T],其中
H是装入小附聚物的层数;
X是热还原炉的生产率kg/min;
Z是0.7~1.3范围内的正数;
A是小附聚物装料的炉膛面积m2
LOAD是每单位面积炉膛装入一层小附聚物的质量kg/m2
G/P是小附聚物装料量与排出的还原铁的质量比;及
T是生产率X中的生产时间min。
16.根据权利要求15的生产还原铁的方法,它进一步包括:
在还原炉内加热固态还原铁;
熔融在固态还原铁中所生产的金属铁;及
将熔化的金属铁凝结,同时分离小附聚物中包含的炉渣成分,以提供粒状金属铁。
17.根据权利要求15或16的生产还原铁的方法,其中小附聚物的颗粒大小为6~10mm,及小附聚物以1~3层装入还原炉炉膛。
18.根据权利要求15或16的生产还原铁的方法,其中小附聚物平铺在还原炉炉膛,使其层数是3~5层。
19.根据权利要求15或16的生产还原铁的方法,其中小附聚物的颗粒大小被均化到±3mm的范围。
20.根据权利要求15或16的生产还原铁的方法,其中小附聚物被装入还原炉,然后在总还原时间的1/3时间内将表面温度上升到1200℃或1200℃以上。
21.根据权利要求15或16的生产还原铁的方法,其中在装入还原炉炉膛的小附聚物层上形成高峰部分和低谷部分。
22.根据权利要求15或16的生产还原铁的方法,其中被装入炉膛的小附聚物带有粘附于其表面的含碳粉末。
23.根据权利要求15或16的生产还原铁的方法,其中还原炉是炉膛旋转的炉子。
CNB018007007A 2000-04-10 2001-04-10 生产还原铁的方法 Expired - Fee Related CN1294281C (zh)

Applications Claiming Priority (4)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP108589/00 2000-04-10
JP2000108590A JP2001294921A (ja) 2000-04-10 2000-04-10 粒状金属鉄の製法
JP2000108589A JP2001294920A (ja) 2000-04-10 2000-04-10 還元鉄の製法
JP108590/00 2000-04-10

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN1365396A CN1365396A (zh) 2002-08-21
CN1294281C true CN1294281C (zh) 2007-01-10

Family

ID=26589813

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CNB018007007A Expired - Fee Related CN1294281C (zh) 2000-04-10 2001-04-10 生产还原铁的方法

Country Status (10)

Country Link
US (1) US6602320B2 (zh)
EP (1) EP1185714B1 (zh)
KR (1) KR100549892B1 (zh)
CN (1) CN1294281C (zh)
AU (1) AU6896601A (zh)
CA (1) CA2372378C (zh)
DE (1) DE60116009T2 (zh)
ES (1) ES2255562T3 (zh)
TW (1) TW562860B (zh)
WO (1) WO2001077395A1 (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108884516A (zh) * 2016-04-22 2018-11-23 住友金属矿山株式会社 氧化物矿石的冶炼方法
US11608543B2 (en) 2016-04-27 2023-03-21 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Oxide ore smelting method

Families Citing this family (31)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6506231B2 (en) * 1996-03-15 2003-01-14 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method and apparatus for making metallic iron
HUP9902339A3 (en) * 1996-03-15 2001-09-28 Kobe Seiko Sho Kobe Shi Hyogo Method and apparatus for making metallic iron method and apparatus for making metallic iron
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
JP4266284B2 (ja) * 2001-07-12 2009-05-20 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
JP2003034813A (ja) * 2001-07-24 2003-02-07 Kobe Steel Ltd 粒状金属鉄とスラグの分離促進方法
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
JP4153281B2 (ja) * 2002-10-08 2008-09-24 株式会社神戸製鋼所 酸化チタン含有スラグの製造方法
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
RU2313595C2 (ru) * 2002-10-18 2007-12-27 Кабусики Кайся Кобе Сейко Се Способ получения ферроникеля и способ получения исходного материала для получения ферроникеля
JP4116874B2 (ja) * 2002-12-05 2008-07-09 株式会社神戸製鋼所 溶鉄の製法
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
JP4438297B2 (ja) * 2003-03-10 2010-03-24 株式会社神戸製鋼所 還元金属の製造方法および炭材内装塊成物
JP4167101B2 (ja) * 2003-03-20 2008-10-15 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の製法
US7413592B2 (en) * 2004-03-31 2008-08-19 Nu-Iron Technology, Llc Linear hearth furnace system and methods regarding same
BRPI0515812B1 (pt) * 2004-12-07 2014-09-23 Nu Iron Technology Llc Método para uso na produção de pepitas metálicas de ferro
US20070051200A1 (en) * 2005-09-08 2007-03-08 Pierre Vayda Composite briquettes for electric furnace charge, and in their method of use
US7632330B2 (en) * 2006-03-13 2009-12-15 Michigan Technological University Production of iron using environmentally-benign renewable or recycled reducing agents
EP2690181A1 (en) * 2006-07-26 2014-01-29 Nu-Iron Technology, Inc Method and system for producing metallic iron nuggets
JP4317580B2 (ja) * 2007-09-14 2009-08-19 新日本製鐵株式会社 還元鉄ペレットの製造方法及び銑鉄の製造方法
MY146001A (en) * 2009-03-31 2012-06-15 Iop Specialists Sdn Bhd A process for producing sponge iron
DE102009022510B4 (de) * 2009-05-25 2015-03-12 Thyssenkrupp Industrial Solutions Ag Verfahren zur gleichzeitigen Herstellung von Eisen und eines CO und H2 enthaltenden Rohsynthesegases
WO2011001288A2 (en) 2009-06-29 2011-01-06 Bairong Li Metal reduction processes, metallurgical processes and products and apparatus
JP5342355B2 (ja) * 2009-07-22 2013-11-13 株式会社神戸製鋼所 ボイラの灰付着抑制方法及び灰付着抑制装置
AT509072B1 (de) * 2010-04-19 2011-06-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Bentonit-gebundene presslinge unterkörniger oxidischer eisenträger
CN102559977A (zh) * 2012-02-07 2012-07-11 刘发明 粒铁生产新方法
JP2014167164A (ja) * 2013-02-01 2014-09-11 Kobe Steel Ltd 還元鉄の製造方法
CN113429016A (zh) * 2021-06-16 2021-09-24 首钢集团有限公司 一种转炉炼钢污泥及废水的综合利用处理工艺
CN115232894B (zh) * 2022-07-15 2023-12-26 李玉峰 一种利用aod炉或钢包从氧化铁热渣中提炼纯铁的方法

Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US636744A (en) * 1899-05-01 1899-11-14 Walter W Bateman Toilet vaporizing apparatus.
US3443931A (en) * 1965-09-10 1969-05-13 Midland Ross Corp Process for making metallized pellets from iron oxide containing material
EP0044669A1 (en) * 1980-07-21 1982-01-27 Board Of Control Of Michigan Technological University Self-reducing iron oxide agglomerates
CN1037193C (zh) * 1994-05-23 1998-01-28 冶金工业部长沙矿冶研究院 一种生产直接还原铁的方法
US5782957A (en) * 1995-08-25 1998-07-21 Maumee Research & Engineering, Inc. Process for treating iron bearing material
CN1196756A (zh) * 1995-08-07 1998-10-21 技术资源有限公司 用旋转式平炉还原铁氧化物
EP0916742A1 (en) * 1997-10-30 1999-05-19 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method of producing iron oxide pellets with low bentonite content
EP0947586A1 (en) * 1994-12-16 1999-10-06 Midrex Direct Reduction Corporation Method and apparatus for rapid reduction of iron oxide in a rotary hearth furnace
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
EP0969105A1 (en) * 1997-09-30 2000-01-05 Kawasaki Steel Corporation Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace
CN1262332A (zh) * 1999-02-03 2000-08-09 川崎制铁株式会社 从金属含有物制造还原金属的方法及所用的移动型炉床炉

Family Cites Families (23)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1885381A (en) 1930-06-30 1932-11-01 Kenneth M Simpson Process for the production of iron
US3427148A (en) * 1966-10-10 1969-02-11 Bergwerksverband Gmbh Process of producing iron-coke bodies
SE380832B (sv) 1974-03-15 1975-11-17 Asea Ab Sett och anordning for framstellning av kolhaltig metallsmelta ur metalloxidhaltigt material
BE1008397A6 (fr) 1994-07-13 1996-05-07 Centre Rech Metallurgique Procede pour fabriquer une eponge de fer a basse teneur en soufre.
US5885521A (en) 1994-12-16 1999-03-23 Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch Apparatus for rapid reduction of iron oxide in a rotary hearth furnace
HUP9902339A3 (en) * 1996-03-15 2001-09-28 Kobe Seiko Sho Kobe Shi Hyogo Method and apparatus for making metallic iron method and apparatus for making metallic iron
JP3272605B2 (ja) 1996-07-18 2002-04-08 三菱重工業株式会社 石炭内装鉄鉱石ペレットの還元方法およびその装置
JP3296974B2 (ja) 1996-08-15 2002-07-02 株式会社神戸製鋼所 直接還元法及び回転床炉
JP3779009B2 (ja) 1996-11-18 2006-05-24 株式会社 テツゲン 製鉄ダストからの高品位還元鉄の製造方法
JPH10195513A (ja) 1996-12-27 1998-07-28 Kobe Steel Ltd 金属鉄の製法
JP3873367B2 (ja) 1997-04-30 2007-01-24 Jfeスチール株式会社 移動型炉床炉の操業方法
US6149709A (en) 1997-09-01 2000-11-21 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method of making iron and steel
JP3845978B2 (ja) 1997-09-30 2006-11-15 Jfeスチール株式会社 回転炉床炉の操業方法および回転炉床炉
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
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
JP4069493B2 (ja) 1998-05-27 2008-04-02 Jfeスチール株式会社 還元鉄の製造方法
JPH11337264A (ja) 1998-05-27 1999-12-10 Daido Steel Co Ltd 回転炉床炉
JP3817969B2 (ja) 1998-05-27 2006-09-06 Jfeスチール株式会社 還元金属の製造方法
TW502066B (en) 1998-08-27 2002-09-11 Kobe Steel Ltd Method for operating moving hearth reducing furnace
US6413295B2 (en) 1998-11-12 2002-07-02 Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch Iron production method of operation in a rotary hearth furnace and improved furnace apparatus
JP3009661B1 (ja) 1999-01-20 2000-02-14 株式会社神戸製鋼所 還元鉄ペレットの製造方法
JP3539263B2 (ja) * 1999-02-03 2004-07-07 Jfeスチール株式会社 金属含有物からの還元金属の製造方法および還元金属製造用移動型炉床炉

Patent Citations (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US636744A (en) * 1899-05-01 1899-11-14 Walter W Bateman Toilet vaporizing apparatus.
US3443931A (en) * 1965-09-10 1969-05-13 Midland Ross Corp Process for making metallized pellets from iron oxide containing material
EP0044669A1 (en) * 1980-07-21 1982-01-27 Board Of Control Of Michigan Technological University Self-reducing iron oxide agglomerates
CN1037193C (zh) * 1994-05-23 1998-01-28 冶金工业部长沙矿冶研究院 一种生产直接还原铁的方法
EP0947586A1 (en) * 1994-12-16 1999-10-06 Midrex Direct Reduction Corporation Method and apparatus for rapid reduction of iron oxide in a rotary hearth furnace
CN1196756A (zh) * 1995-08-07 1998-10-21 技术资源有限公司 用旋转式平炉还原铁氧化物
US5782957A (en) * 1995-08-25 1998-07-21 Maumee Research & Engineering, Inc. Process for treating iron bearing material
EP0969105A1 (en) * 1997-09-30 2000-01-05 Kawasaki Steel Corporation Rotary hearth furnace for reducing oxides, and method of operating the furnace
EP0916742A1 (en) * 1997-10-30 1999-05-19 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method of producing iron oxide pellets with low bentonite content
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
CN1262332A (zh) * 1999-02-03 2000-08-09 川崎制铁株式会社 从金属含有物制造还原金属的方法及所用的移动型炉床炉

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN108884516A (zh) * 2016-04-22 2018-11-23 住友金属矿山株式会社 氧化物矿石的冶炼方法
CN108884516B (zh) * 2016-04-22 2021-06-22 住友金属矿山株式会社 氧化物矿石的冶炼方法
US11479832B2 (en) 2016-04-22 2022-10-25 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Method for smelting oxide ore
US11608543B2 (en) 2016-04-27 2023-03-21 Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. Oxide ore smelting method

Also Published As

Publication number Publication date
DE60116009T2 (de) 2006-08-03
CA2372378A1 (en) 2001-10-18
KR20020022694A (ko) 2002-03-27
CA2372378C (en) 2006-09-19
US20010037703A1 (en) 2001-11-08
EP1185714A1 (en) 2002-03-13
WO2001077395A1 (en) 2001-10-18
KR100549892B1 (ko) 2006-02-06
US6602320B2 (en) 2003-08-05
TW562860B (en) 2003-11-21
AU6896601A (en) 2001-10-23
CN1365396A (zh) 2002-08-21
DE60116009D1 (de) 2006-01-26
ES2255562T3 (es) 2006-07-01
EP1185714B1 (en) 2005-12-21

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN1294281C (zh) 生产还原铁的方法
KR100457896B1 (ko) 입상 금속 철의 제조방법
KR100457898B1 (ko) 입상 금속 철, 용융 강철 및 금속 철의 제조 방법, 노상 위로의 분위기 조절제, 융점 조절 첨가제 및 초기 보호층 형성 물질의 장입 방법, 및 원료 공급 장치
US7964014B2 (en) Metal oxide-bearing green pellets for reducing furnace, method of production of same, method of reduction of same, and reduction facility
RU2320730C2 (ru) Гранулы металлического железа
RU2194771C2 (ru) Способ получения металлического железа и устройство для его осуществления
RU2279483C2 (ru) Способ получения металлического железа
JP2010111941A (ja) フェロバナジウムの製造方法
CN1327072A (zh) 金属铁的制造方法及装置
CN1555419A (zh) 在旋转炉床式还原炉中制造还原铁成型体的方法和还原铁成型体及使用它制造生铁的方法
CN1620516A (zh) 铁液的制造方法
UA79712C2 (en) Method for metal iron obtaining, method for liquid steel obtaining and device for charging of the initial material
JP2001294921A (ja) 粒状金属鉄の製法
US20100171072A1 (en) Method for manufacturing granular metallic iron
JP2010090431A (ja) ニッケルおよびバナジウムを含む合金鉄の製造方法
JP5042203B2 (ja) 粒状金属鉄の製法
JP2002249813A (ja) 回転炉床式還元炉の操業方法
JP2002371322A (ja) 焼結鉱の製造方法
JP3756754B2 (ja) 還元鉄回転炉床の補修方法
JP2001294920A (ja) 還元鉄の製法
JP2003239007A (ja) 金属含有物からの還元金属の製造方法

Legal Events

Date Code Title Description
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C06 Publication
PB01 Publication
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: 20070110

Termination date: 20100410