CZ768987A3 - Process for obtaining metals or metallic alloys and apparatus for making the same - Google Patents

Process for obtaining metals or metallic alloys and apparatus for making the same Download PDF

Info

Publication number
CZ768987A3
CZ768987A3 CS877689A CS768987A CZ768987A3 CZ 768987 A3 CZ768987 A3 CZ 768987A3 CS 877689 A CS877689 A CS 877689A CS 768987 A CS768987 A CS 768987A CZ 768987 A3 CZ768987 A3 CZ 768987A3
Authority
CZ
Czechia
Prior art keywords
oxygen
coal
gas
layer
containing gas
Prior art date
Application number
CS877689A
Other languages
Czech (cs)
Inventor
Erich Dipl Ing Ottenschlager
Werner L Dr Dipl In Kepplinger
Original Assignee
Voest Alpine Ind Anlagen
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
Application filed by Voest Alpine Ind Anlagen filed Critical Voest Alpine Ind Anlagen
Publication of CZ768987A3 publication Critical patent/CZ768987A3/en
Publication of CZ279400B6 publication Critical patent/CZ279400B6/en

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
    • 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
    • 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
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
    • 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

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)

Description

1 v 1 v i

<řϊ- / 2f z$nzen/

Vynález se týká způsobu získej kovů popřípadě kovových slitin, zvláště feroslitin, redukcí oxidů kovů v redukční zóně, která je vytvořena vrstvou uhlí, jíž proudí redukční plyn, a zařízení pro provádění tohoto způsobu· V evropském spise. EP-A-0 174 291 je popsán způsob. vy-tavovéní kovů, a to mědi, olova, zinku, niklu, kobaltu a cínu, z oxidickýeh jemně arnitých neželezných rud, přičemž se vsázkový materiál vnáší do redukční zóny, která je tvořena vířivou vrstvou uhlí v tavícím zplynovači. Při průchodu touto redukční zónou se oxidický vsázkový materiál redukuje na kov., který se shromažďuje ve spodní části tavícího zplynovače*

Ukázalo se, že se způsobu podle evropského spisu EP-A-0 174 291 může s výhodou používat k redukci oxidů, které reagují s elementárním uhlíkem při teplotách pod 1 000 °C, že vsak může docházet k obtížím při získání kovů a kovových slitin, zvláště feroslitin, jako feromanganu, ferochromu a fero-silicia, které je možno získat z jejich oxidů teprve při teplotách nad 1 000 °C s elementárním uhlíkem jakožto redukčním prostředkem, jelikož doba styku těchto vsázkových oxidickýeh materiálů reagujících při vyšších teplotách s částicemi uhlí

vytvářejícími víř/Vou vrstvu, je poměrně krátké.

Vynález byl vyvolán snahou vyhnout se těmto nesnázím a potížím a jeho úkolem je vyvivutí způsobu a zařízení shora popsaného druhu, které by umožňovaly vyrábět kovy a slitiny kovů, zvláště feroslitiny, jako jsou feromangan, ferochrom a fe-rosilicium, z kusovitých oxidických vsázkových materiálů v tavícím zplynoveči, přičemž by měl kov tak vysokou afinitu ke kyslíku, že by reagoval s elementárním uhlíkem teprve při teplotách nad 1 000 °C.

Tento úkol je způsobem podle vynálezu vyřešen tak, že se kusovitý oxidický vsázkový materiál působením gravitace vede pevnou vrstvou uhlí sestávající ze tří vrstev, přičemž spodní vrstva kryjihi kapalnou směs z redukovaného kovu a strusky je z odpljměného uhlí, do střední vrstvy se. zavádí kyslík nebo plyn obsahující kyslík k vytvoření horkého redukčního plynu sestávajícího v podstatě z oxidu uhelnatého a do horní vrstvy se zavádějí spalovací pj^yny z částic uhlí a z kyslíku plynů obsahujících kyslík. S výhodou se používá kusovitého vsázkového materiálu o velikosti zrna 6 až 50 mm, s výhodou 10 až 30 S výhodou se pro vytvoření pevné vrstvy používá uhlí o velikosti částic 5 až 100 mm, zvláště 5 až 30 mm. Při výhodném způsobu^provedení se udržuje tlouštka střed- m

Vrsb/y, uhl£s ní^^ahorní pevné vrstvy (l až 4 - 3 -

Jiné provedení způsobu pocíle vynálezu je vyznačeno tím, že se odlučují pracovité částice uhlí z odpadních plynů z pevných vr-stev z redukční zóny a tyto odloučené částice uhlí, s výhodou v horkém stavu, se zavádějí spolu s kyslíkem nebo s plynem obsahujícím kyslík do horáků, které směřují do horní části pevné vrstvy. S výhodou se používá uhlí, které si po odplynění zachovává svůj kusovitý charakter, takže při použitém rozsahu zrnění 5 až i 00 mm, s výhodou 5 až 30 mm, má po odplynění f/espon 50 % vzniklého odplyněného uhlí původní velikost částic 5 až 100 mm, popřípadě 5 až 30 mm a zbytek má nejmenší zrno. Předností způsobu podle vynálezu je skutečnost, že má zachovány všechny známé přednosti redukčního procesu v. šachtových pecích, vytápěných fosilní energií, jako jsou protiproudá výměna tepla, metalurgická reakce v pevné vrstvě s elementárním ,oxidů< uhlíkem, která je nutná pro redukciVneušlechtilých kovů, a dobré oddělování kovu od strusky. Zkoksovéní popřípadě odplynění uhlí se může provádět, bez vytváření dehtu a jiných kondenzovat elných sloučenin. Plyn, vytvářející se při odplyňování uhlí, působí jakožto přídavný redukční prostředek spolu s redukčními plyny, vytvářejícími se zplynováním odplyněného uhlí.

Jakožto zvláštní výhoda způsobu podle vynálezu se uvádí, Že se může provádět redukce oxidů neušlechtilých prvků, jako například křemíku, chrómu, a manganu bez použití elektrické energie. Při způsobu podle vynálezu se jednoduchým způsobem zesiluje enkgie potřebná pro odplynění uhlí, jelikož nejmenší zrno /pod 5 mm/ se vynáší s horkými plyny z tavícího zplynovače, - 4 « f , odděluje se a zavádí se zpět do horní dmychací zóny do plynů obsahujících kyslík a oxiduje se plyny obsahujícími kyslík, čímž se uvolňuje teplo.

Rozpad zrn se zkouší tak, že se frakce uhlí o zrnění 16 aě 20 mm podrobuje jednohodinověrnu odplynění v předem vyhřáté komoře na teplotu 1 400 °C. Objem komory je 12 drn^. Po ochlaze-studeným, ni propláehnutímyEnertním plynem se určí rozdělení velikosti zrn·

Vynález se rovněž týká zařízení k provádění způsobu podle vynálezu se šachtovým tavícím zplynovačem opatřeným žáruvzdornou vyzdívkou, který má v horní části vsézecí otvor ke vnášen níjfuhlí a kusového oxidického vsázkového materiálu a potrubí k odvádění plynů, v postranní stěně má šachtový taviči zplyno- \t>ro pr-ívtd'^ več přívodjuhlí a/pro kyslík plyn obsahující kys- séorem h „ lík a ve spodní části je vybaven proTshromaždování roztaveného kovu a tekuté strusky. Toto zařízení je vyznačeno tím, že za. vytvoření tří nad sebou uspořádaných pevných vrstev il, Β,Ο^ je v oblasti mezi nejspodnější pevnou vrstvou A a mezi střední vrstvou B uspořádán věnec dyšen pro kyslík plyn obsahující kyslík a v odstupu nad ním v oblasti mezi střední vrstvou a horní pevnou vrstvoujC je(věnec hořáků pro plyny obsahující Částice uhlí a j^slík něho plyn obsahující kyslík. S výhodou je potrubí pro odvádění odpadního plynu vybaveno horkým cyklonem k odlučování částic uhlí z odpadního - 5 - plynu ε vynášecí konec tohoto horkého cyklonu je potrubím spojen s věncem hořáků.

Způsob podle vynálezu, popřípeďě zařízení k provádění způsobu podle vynálezu jsou blíže objasněny na výkrese, který schematicky znázorňuje taviči zplynovač s připojeným přídavným zařízením. Šachtový taviči zplynovač X je vybaven žáruvzdornou vyzdívkou 2. Oblast dna Šajhtového taviciho zplynovače χ slouží ke shromažďování roztaveného kovu £ a roztavené strusky 4. U dna je odpichový otvor £ pro kov a odpichový otvor 6 pro strus-ku. V horní části šachtového taviciho zplynovače χ je vsázecí otvor 2 k zavádění kusového uhlí a vsázecí otvor £ pro kusoví-tý oxidický vsázkový materiál. Nad rozfeveným kovem £ a roztavenou struskou 4 je vytvořena pevná vrstva uhlí, a to nejspodnější vrstva A z odplyněného uhlí^ kterei se η&Ηίάψ'plyn, střed i γ ^ ní vrstva B z odplyněného uhlí, íktere sdJRv^át plyn a horní vrstva C z kusového uhlí, kterou se vede plyn. V boční stěně šachtového tavícího zplynovače χ jsou dyš- 8 ny~ve formě věnce dyšen 8 pro kyslík ftebo pro plyny obsahují- 8 ~ cl kyslík. Tyto dyšny**jsou uspořádány v oblasti mezi nejspodnější vrstvou A, kterou se m^cli^plyn a mezi střední vrstvou B. V hraniční oblasti mezi střední vrstvou B a horní vrst-^JcusoveHto uhlí' vou Cl je vánec hořáků χοϊν. boční stěně šachtového tavícího zplynovače χ, do kterých se zavádí směs práškovítých částic uhlí a kyslíku uei>o plynu obsahujícího kyslík. Z horní části šachtového tavícího zplynovače χ odvádí potrubí χχ vzniklý - 6 - odpadní plyn do horkého cyklonu 12· Prachovité částice uhlí, které jsou v odpadním plynu suspendovány, se v horkém cyklonu. 12 odlučují a z vynášecího konce horkého cyklonu 12, ve kterém je zabudováno dávkovači zařízení 13, se potrubím 14 zavádějí do věnce . / i j>Č'kfsi/Ls hořáků 10. Potrubím se zavadí kyslík mého óos^Jit^fao hořáků 10, Dávkovacím zařízením 13 se může řídit plnění horkého cyklonu 12 a může se tak ovlivňovat odlučovací působení horkého cyklonu 12o Z horní části horkého cyklonu 12 se odvádí odpadní pljm potrubím 16.

Způsob podle vynálezu se s výhodou provádí tak, že se dáv- -lí' kovacími otvory fv horní části šachtového tavícího zplynovače 1 vnáší uhlí spolu s kusovitým oxidickým vsázkovým materiálem. s&.

Uhlí se odplyní v pevné vrstvě C. Pro toto odplynění(potřebné teplo - získá jednak z horkých redukčních plynů, které stoupají z pevné vrstvy B, jednak jako : spalovací teplo z pevných částic uhlí, které se spalují plynem obsahujícím kyslík v hořácích 10. Vertikální rozložení vrstvy C se volí tak, aby plyny, opouštějící vrstvu_C, měly teplotu alespoň 950 °C^Tím je zaručeno krakování dehtů a jiných kondenzovatelných sloučenin. Tím je vyloučeno ucpání pevné vrstvy C. V praxi se osvědčuje tloušťka pro vrstvu cjí až 4 m. Vertikální rozložení vrstvy 1 až 4 m se osvědčuje rovněž pro pevnou vrstvu B. Ve vrstvě C^odplyněné uhlí vytváří při klesání směrem dolů pevnou vrstvu B.

Kusový oxidický vsázkový materiále natavuje v pevné vrstvě B a redukuje se elementárním uhlíkem. Teplo, potřebné pro tavení a pro redukci, se získá zplyněním horkého odplyneného uhlí plynem τ -

&V4<us r obsahujícím kyslík, který se zavádí dyšnami S do šachtového cl tavícího zplynovače χ* V pevně vrstvě E vznikají^ roztavený kav~a roztavená struska"tečou směrem dolů, shromažďují se ve vrstvě A a odpichuji se·

Postupuje ee shora popsaným způsobem· Jakožto rudy se používá kusové manganové rudy o zrnitosti 10 až 30 mm, obsahující přibližně 42 % manganu· Manganová ruda vykazuje tuto ana-iyzu(*tó <W^<W foceni* jsou m/n4n* v&y hojohjos^é')· P«i 5,7 % MnO 5>3,2 % OaO nra % co2 17*9 % MgO 2,2 % EgQ 1,5 * sío2 5,2 % AV>3 0,1 %

Jakožto uhlí se používá středně těkavého bituminoznlho uhlí následujícího přibližného složeni: 61 % 25 % 10 % 4 % u£Lx těkavé podíly popel voda

Průměr částic uhlí je 1 až 40 mm· Na tunu íerromanganu se: používá 1750 kg uhlí·-Při analýze ferromanganu zjištěno sfošxMi

κΙ-ΓΓ: -7a-

Mn 75 56 C 7 %

Si 0,8 % S 0,02 % f -zJaifieL E-C.

Spotřeba kyslíku na tunu ferromanganu je 950 lfca? a spotřeba plynu na tunu ferromanganu je 3200 Na? s výhřevností přibližně #000¾½ Nm^»

1 in 1 vi

< řϊ- / 2f of $ nzen /

BACKGROUND OF THE INVENTION The present invention relates to a process for obtaining metals or metal alloys, in particular ferroalloys, by reducing metal oxides in a reduction zone formed by a coal layer through which a reducing gas flows and a device for carrying out the process. EP-A-0 174 291 discloses a method. fusible metals, namely copper, lead, zinc, nickel, cobalt and tin, from the oxide-finely armed non-ferrous ores, with the charge material being introduced into the reduction zone, which is formed by a swirling layer of coal in the melter gasifier. As it passes through this reducing zone, the oxidic charge material is reduced to metal which collects at the bottom of the melter gasifier.

It has been found that the process of EP-A-0 174 291 can advantageously be used to reduce oxides which react with elemental carbon at temperatures below 1000 ° C, but that difficulties may arise in obtaining metals and metal alloys, particularly ferroalloys such as ferro-manganese, ferro-chromium and ferro-silicon, which can only be obtained from their oxides at temperatures above 1000 ° C with elemental carbon as reducing agent, since the contact time of these oxidic materials react at higher temperatures with the coal particles

forming the vortex / vortex layer is relatively short.

The present invention has been provoked by an effort to avoid these difficulties and difficulties, and its task is to develop a method and apparatus of the kind described above which allow the production of metals and metal alloys, in particular ferroalloys such as ferro-manganese, ferro-chromium and rosin, from lumpy oxide feed materials. the melter gasifier, whereby the metal would have such a high affinity for oxygen that it would only react with elemental carbon at temperatures above 1000 ° C.

This object is solved by the method according to the invention in that the lumpy oxidic charge material is subjected to gravity by means of a solid layer of coal consisting of three layers, the lower layer of the liquid mixture of reduced metal and slag being from coal to the middle layer. introducing oxygen or oxygen-containing gas to form a hot reducing gas consisting essentially of carbon monoxide and introducing combustion gases from the coal particles and oxygen-containing oxygen into the top layer. Preferably, a lump batch material with a grain size of 6 to 50 mm, preferably 10 to 30, is used. Preferably, coal having a particle size of 5 to 100 mm, especially 5 to 30 mm, is used to form the solid layer. In a preferred embodiment, the thickness is maintained at the center

Vrsb / y, carbon with it, the upper solid layers (1 to 4 - 3 -

Another embodiment of the method of the invention is characterized in that the particulate coal particles are separated from the waste gases from the solids from the reduction zone and these separated coal particles, preferably in the hot state, are introduced with the oxygen or the oxygen-containing gas into the burners that point to the top of the solid layer. Preferably, coal is used which retains its lumpy character after degassing, so that, with a grain size range of 5 to 100 mm, preferably 5 to 30 mm, the original particle size is 5 to 100 after degassing of f / espon 50% of the resulting degassed coal. mm, or 5 to 30 mm, and the remainder has the smallest grain. The advantage of the process according to the invention is that it retains all known advantages of the reduction process in shaft furnaces heated by fossil energy, such as countercurrent heat exchange, metallurgical reaction in a solid layer with elemental, oxides < tb > the carbon required to reduce the non-noble metals and the good separation of the metal from the slag. The blasting or degassing of the coal can be carried out without the formation of tar and other condensation compounds. The gas generated during the degassing of the coal acts as an additional reducing agent together with the reducing gases formed by the gasification of the degassed coal.

A particular advantage of the process according to the invention is that it is possible to reduce the oxides of non-noble elements such as silicon, chromium and manganese without the use of electrical energy. In the process according to the invention, the energy required for degassing of the coal is amplified in a simple manner, since the smallest grain (below 5 mm) is discharged with the hot gases from the melter gasifier, 4 f, separated and fed back into the upper blow zone into the oxygen-containing gases and oxidizes with oxygen-containing gases, thereby releasing heat.

The decomposition of the grains is tested by subjecting the coal fraction of 16 to 20 mm to degas in a preheated chamber at 1400 ° C for one hour. The chamber volume is 12 µm. The grain size distribution is determined after cooling-cold, by purging the inert gas.

The invention also relates to an apparatus for carrying out the process according to the invention with a shaft melting gasifier provided with a refractory lining having a sieve aperture in the upper part for introducing carbon monoxide and lump oxidic charge material and a gas discharge conduit in the side wall having a shaft melting gasifier; the oxygen and / or oxygen gas containing oxygen is provided in the bottom and is provided for collecting molten metal and liquid slag at the bottom. This device is characterized by the fact that. the formation of three superimposed solid layers 11, 12, in the region between the lowest rigid layer A and between the middle layer B, a ring of oxygen-containing gases is arranged, and an oxygen-containing gas is at a distance above it in the region between the middle layer and the upper solid layer. a gas burner ring containing both the carbon particles and the oxygen-containing gas Preferably, the off-gas conduit is equipped with a hot cyclone to separate the coal particles from the waste gas ε the discharge end of the hot cyclone is connected to the burner ring through the conduit.

The method according to the invention or the apparatus according to the invention is explained in more detail in the drawing which schematically shows a melter gasifier with an additional device connected. The shaft melter gasifier X is provided with a refractory lining 2. The bottom of the Shait melter gasifier χ serves to collect molten metal 6 and molten slag 4. At the bottom there is a tap hole 6 for metal and a tap hole 6 for slag. In the upper part of the shaft melter gasifier χ, there is a charging opening 2 for the introduction of lump coal and a charging opening 6 for the lumpy oxidic charge material. A solid coal layer is formed above the molten metal 4 and the molten slag 4, the lowermost layer A of degassed coal, which is a gas, a central layer B of degassed coal, and a gas and an upper layer. C from lump coal to conduct gas. In the side wall of the shaft melter gasifier χ, the oxygen rings 8 or 8 for oxygen contain oxygen. These nozzles are arranged in the region between the lowermost layer A by which the gas is present and between the middle layer B. In the boundary region between the middle layer B and the upper layer 1c of the coal there is a burner of burners. a side wall of a shaft melter gasifier χ into which a mixture of pulverized coal and oxygen particles is introduced into the oxygen-containing gas. From the top of the shaft melter gasifier, χ ε is evacuated - 6 - waste gas to the hot cyclone 12 · Dusty coal particles that are suspended in the waste gas are in the hot cyclone. 12, they are fed from the discharge end of the hot cyclone 12, in which the dosing device 13 is incorporated, through the duct 14 into the rim. Oxygen of my burners 10 is fed through the duct 10 The filling of the hot cyclone 12 can be controlled by the metering device 13 and the separation effect of the hot cyclone 12o from the top of the hot cyclone can be influenced 12, the drain line is discharged via line 16.

The process according to the invention is advantageously carried out by introducing coal together with the lump-like oxidic charge material in the upper portions of the shaft melter gasifier 1 by means of the metering holes. &.

The coal is degassed in the solid layer C. For this degassing (necessary heat - obtained from both the hot reducing gases that rise from the solid layer B and the combustion heat from the solid particles of coal that are burned by the oxygen-containing gas in the burners 10. Vertical the distribution of the layer C is chosen so that the gases leaving the layer C are at a temperature of at least 950 ° C. This ensures cracking of the tars and other condensable compounds, thereby avoiding clogging of the solid layer C. In practice, a thickness of up to 4 m is proven. The vertical distribution of the layer 1 to 4 m is also proven for the solid layer B. In the layer C ^ the degassed coal forms a solid layer B as it descends downwards.

The particulate oxidic charge material melts in the solid layer B and is reduced by elemental carbon. The heat required for melting and for reduction is obtained by gasification of hot degassed coal with gas τ -

< tb > ______________________________________ < tb > ______________________________________ < tb > ______________________________________ < tb > ______________________________________ < tb > ______________________________________ < tb > ______________________________________ < tb >

Proceed as described above. • Manganese ore with a grain size of 10 to 30 mm, containing approximately 42% manganese, is used as ore. • Manganese ore has this ana-iyza (* tó < W ^ < W foceni * are m / n4n * v & y hojohjos ^ é ') · P «i 5.7% MnO 5 > 3.2% OaO nra% co2 17 * 9% MgO 2.2% EgQ 1.5 * sieve2 5.2% AV > 3 0 , 1%

As coal, medium-volatile bituminous coal is used in the following approximate composition: 61% 25% 10% 4% for Lx volatile ash water

Coal diameter is 1 to 40 mm · 1750 kg of coal is used per tonne of orthromangan · · SpheroxMi is found in ferromanganese analysis

κΙ-ΓΓ: -7a-

Mn 75 56 C 7%

Si 0.8% S 0.02% f -zJaifieL EC.

Oxygen consumption per ton of ferromanganese is 950 lfca? and gas consumption per ton of ferromanganese is 3200 Na? with a calorific value of approximately # 000¾½ Nm ^ »

Claims (5)

/ 4 ADVOKÁTNÍ PORADNA i. 10 •-\\V 115 04 PRAHA 1, Žitní 25 - 8 - p4T£MTOvid Ná'roKYi/ 4 ATTORNEY ADVISORY I 10 - - V 115 04 PRAHA 1, Žitní 25 - 8 - p4T £ MTOvid Ná'roKYi \ V V9Lj χ 1· Způsob k získáfíi kovů neloo\ - - kovových* sl^tin^e^láš-tě feroslitin^ redukcí oxidů kovů v redukční z^ně^^erá je vytvo řena vrstvou uhlí, jíž proudí redukční plyn, vyznačený tím, že se vede kusovitý oxiaický vsázkový materiál působením tíAj pevnou vrstvou uhlí sestávající ze tří vrstev^A, B, cj přičemž spodní vrstva(AJ kry/ία kapalnou směs! z redukovaného kovu a strusky, je z odplyněného uhlí, do střední vrstvy (B) se zavádí kyslík nebo plyn obsahující kyslík k vytvoření horkého redukčního plynu sestávajícího v podstatě z oxidu uhelnatého a do horní vrstvy(C)se zavádějí spalovací plyny sestávající z částic uhlí a z kyslíku ήeho _ plynu obsahujícího kyslík·A method for obtaining metals which are non-metal containing ferroalloys by reducing the metal oxides in the reducing agent is formed by a layer of coal, through which the reducing gas flows, by conducting the lumpy oxiaic feed material by the action of a solid layer of coal consisting of three layers A, B, c, wherein the lower layer (the liquid mixture of reduced metal and slag is from degassed coal to the middle layer ( B) introducing oxygen or oxygen-containing gas to form a hot reducing gas consisting essentially of carbon monoxide and introducing combustion gases consisting of coal particles and oxygen or oxygen-containing gas into the topsheet (C); 2. Způsob podle Jrarafcifl, vyznačený tím, že se redukuje kusový oxidickýímateriál]vsázkovýjo velikosti zrn 6 až 50 mm, s výhodou 10 až 30 mm· 3· Způsob podleq&Wkb 1 a 2, vyznačený tím, že se k vytvoření pevných vrstev (A, B, používá uhlí o velikosti zrn 5 až 100 mm, zvláště 5 až 30 mm· 4· Způsob podle uaít>4a 1 až 3, vyznačený tím, že tloušťka střední vrstvy^B^a horní vrstvy(c^se udržuje 1 až 4 ffi*2. A process according to claim 1, characterized in that the lump oxide material is reduced to a batch size of 6 to 50 mm, preferably 10 to 30 mm. A, B, uses coal having a grain size of 5 to 100 mm, in particular 5 to 30 mm, 4 to 1-3, characterized in that the thickness of the middle layer and the top layer is maintained. up to 4 ffi * 5. Způsob podle ň2»Wf až 4, vyznačený tím, že se z plynu, W1ch^ , opouštějícího pevné vrstvy ^TPeaukční zóny odlučují prachové částice uhlí a tyto částice uhlí, s výhodou v horkém stavu, se spolu s kyslíkem nebo s plynem obsahujícím kyslík, zavádějí do hořáků , které směrují do nejvyšší pevné vrstvy(C}v^//T5. Process according to claim 2, characterized in that dust particles of coal are separated from the gas leaving the solid layers of the TPU and these coal particles, preferably in the hot state, are combined with oxygen or gas containing oxygen, are introduced into burners that direct to the highest solid layer (C} v ^ // T) 6. Zařízení ^ro^^^^dění^z^sobu podle robku 1 až 5, sestávající z šachtového^tavi čího zplynovače /1/. který má v hor- (v*a“£ecj ’ ohřCt-Q) j»no _ ní části vsázecí otvor /7/ k vnášení uhlí a} kusový oxidic- ky vsázkový materiál a odváděči potrubí /11/ pro odpadní J J mj \j>árQbr(i5) plynjf; v boční stěně má potrubí pro uhlídá)pro kyslík heho plyn obsahující kyslík a který má ve spodní části. profsEro- mažSování tekutého kovu a tekuté struskj/^vyznačené tím, žepjso vytváření nad sebou uspořádaných pevných vrstev^A, B, C / ubJť je v oblasti mezi nejspodnější pevnou vrstvou^Aja mezi středění vrstvou(B^ uspořádán věnec dyšen /8/ pro kyslík Vrtbo plyn obsahující kyslík a • v odstupu nad ní v oblasti mezi střední vSrtvouÍB) a horní <ÁujoOefko uhlr 'v vrstvou£c)íje věnec hořáků /10/ pro plyn obsahující částice uhlí a kyslík, jte.bo ’ plyn obsahující kyslík,6. The device according to claim 1, comprising a shaft melter gasifier. which has a charging port (7) for introducing coal and a lump oxidizing charge material and a discharge conduit (11) for waste water in the upper part. j < tb > (i5) gas; in the side wall, the pipe has an oxygen-containing gas for oxygen, and has an oxygen-containing gas at the bottom. characterized in that the formation of the liquid metal and the liquid slag is characterized by the fact that the solid layers A, B, C / ub are arranged in the region between the bottom layer and the center of the layer. Oxygen The oxygen-containing gas, and at a distance above it, in the region between the central region and the upper carbon in the layer, is a burner ring for a gas containing carbon and oxygen or oxygen-containing gas. , 7. Zařízení podle h9<r'oku6, vyznačené tím, že) potrubí /11/ má vestavěný horký cyklon A2/ pro odlučování částic uhlí z odpadního plynu, přičemž vynášecí konec tohoto horkého cyklonu A2/ je potrubím spojen s věncem hořáků /10/ prol plynu obsahu jí cj/čás-tice uhlí a kyslík nebo plyn obsahující kyslík. ZastupuL·. . _ JUDr. Ail^sYŠETEČKA Advokátní Mršina7. Apparatus according to claim 9, characterized in that the conduit (11) has a built-in hot cyclone A2 for separating the coal particles from the off-gas, wherein the discharge end of the hot cyclone A2 is connected via a conduit to the burner ring (10). a gas stream containing c 1 / coal and oxygen or oxygen-containing gas. ZastupuL ·. . _ JUDr. Ail ^ sYŠETEČKA Attorney Lawn
CS877689A 1986-10-30 1987-10-27 Process for obtaining metals or metal alloys and apparatus for making the same CZ279400B6 (en)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AT0288786A AT386007B (en) 1986-10-30 1986-10-30 METHOD AND SYSTEM FOR THE EXTRACTION OF METALS OR. METAL ALLOYS

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CZ768987A3 true CZ768987A3 (en) 1994-11-16
CZ279400B6 CZ279400B6 (en) 1995-04-12

Family

ID=3541877

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CS877689A CZ279400B6 (en) 1986-10-30 1987-10-27 Process for obtaining metals or metal alloys and apparatus for making the same

Country Status (16)

Country Link
JP (1) JP2572085B2 (en)
KR (1) KR950001910B1 (en)
CN (1) CN1011894B (en)
AT (1) AT386007B (en)
AU (1) AU597119B2 (en)
BR (1) BR8705782A (en)
CA (1) CA1327274C (en)
CZ (1) CZ279400B6 (en)
DD (1) DD262677A5 (en)
DE (1) DE3735965A1 (en)
IN (1) IN171251B (en)
PH (1) PH26200A (en)
SK (1) SK278936B6 (en)
SU (1) SU1547713A3 (en)
UA (1) UA2124A1 (en)
ZA (1) ZA878021B (en)

Families Citing this family (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AT386006B (en) * 1986-10-30 1988-06-27 Voest Alpine Ag METHOD AND SYSTEM FOR THE EXTRACTION OF METALS OR. METAL ALLOYS
CN102974669B (en) * 2012-11-30 2014-12-24 宁波思明汽车科技有限公司 Fusible alloy recycling method for pipe forming
US11060792B2 (en) 2018-03-23 2021-07-13 Air Products And Chemicals, Inc. Oxy-fuel combustion system and method for melting a pelleted charge material

Family Cites Families (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
IN164687B (en) * 1984-08-16 1989-05-13 Voest Alpine Ag
SE453304B (en) * 1984-10-19 1988-01-25 Skf Steel Eng Ab KIT FOR MANUFACTURE OF METALS AND / OR GENERATION OF BATTLE FROM OXIDE ORE
AT382390B (en) * 1985-03-21 1987-02-25 Voest Alpine Ind Anlagen METHOD FOR THE PRODUCTION OF LIQUID PIPE IRON OR STEEL PRE-PRODUCTS
AT386006B (en) * 1986-10-30 1988-06-27 Voest Alpine Ag METHOD AND SYSTEM FOR THE EXTRACTION OF METALS OR. METAL ALLOYS

Also Published As

Publication number Publication date
PH26200A (en) 1992-03-18
AT386007B (en) 1988-06-27
SU1547713A3 (en) 1990-02-28
CN1011894B (en) 1991-03-06
DE3735965A1 (en) 1988-05-05
CA1327274C (en) 1994-03-01
UA2124A1 (en) 1994-12-26
DD262677A5 (en) 1988-12-07
JP2572085B2 (en) 1997-01-16
SK768987A3 (en) 1998-04-08
BR8705782A (en) 1988-05-31
KR880005276A (en) 1988-06-28
AU597119B2 (en) 1990-05-24
AU8000487A (en) 1988-05-05
IN171251B (en) 1992-08-22
DE3735965C2 (en) 1991-01-10
SK278936B6 (en) 1998-04-08
KR950001910B1 (en) 1995-03-06
CN87107202A (en) 1988-05-18
CZ279400B6 (en) 1995-04-12
ATA288786A (en) 1987-11-15
ZA878021B (en) 1988-04-29
JPS63128132A (en) 1988-05-31

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US2894831A (en) Process of fluidized bed reduction of iron ore followed by electric furnace melting
EP0184405B1 (en) Processes and apparatus for the smelting reduction of ores
US4606760A (en) Method and apparatus for simultaneously separating volatile and non-volatile metals
Basson et al. High carbon ferrochrome technology
US4571259A (en) Apparatus and process for reduction of metal oxides
CA1338126C (en) Continuous feed shaft retort process and apparatus for recovery of non ferrous metals
US4244732A (en) Manufacture of steel from ores containing high phosphorous and other undesirable constituents
US3145094A (en) Process and apparatus for making steel from powdered iron ore
US4756748A (en) Processes for the smelting reduction of smeltable materials
US6755890B1 (en) Method for reducing non-ferrous metal content in slag in the production of non-ferrous metals occurring in suspension smelting furnace
CA2137714C (en) Method for producing high-grade nickel matte from at least partly pyrometallurgically refined nickel-bearing raw materials
CZ768987A3 (en) Process for obtaining metals or metallic alloys and apparatus for making the same
US4576638A (en) Process for the production of ferromanganese
NO163714B (en) PROCEDURE FOR THE PREPARATION OF CALCIUM CARBID AND CHEAT OVEN FOR EXECUTION OF THEREOF.
AU597737B2 (en) A method of recovering metals and metal alloys and a plant therefor
US3108869A (en) Ore reduction furnace and method
JPH0332612B2 (en)
US774930A (en) Process of reducing ores.
GB1572248A (en) Extended arc furnace and process for melting particulate charge therein
US527312A (en) Method of smelting
US1102339A (en) Process for treatment of minerals and extracting metal.
Basson et al. Handbook of Ferroalloys: Chapter 9. High Carbon Ferrochrome Technology
USRE12424E (en) Process of reducing ores
NO174303B (en) Procedure for the manufacture of ferroalloys, calcium silicon and crude iron
Carson The metallurgic treatment of an ore for lead and silver

Legal Events

Date Code Title Description
IF00 In force as of 2000-06-30 in czech republic
MM4A Patent lapsed due to non-payment of fee

Effective date: 20021027