ES2255562T3 - Metodo para producir hierro reducido. - Google Patents
Metodo para producir hierro reducido.Info
- Publication number
- ES2255562T3 ES2255562T3 ES01947219T ES01947219T ES2255562T3 ES 2255562 T3 ES2255562 T3 ES 2255562T3 ES 01947219 T ES01947219 T ES 01947219T ES 01947219 T ES01947219 T ES 01947219T ES 2255562 T3 ES2255562 T3 ES 2255562T3
- Authority
- ES
- Spain
- Prior art keywords
- iron
- reduction
- small
- oven
- agglomerates
- 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 - Lifetime
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
- C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type 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
- C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
- C21B13/105—Rotary hearth-type furnaces
-
- 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)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Un método para la producción de hierro reducido, que comprende: aglomerar una mezcla de materia prima que contiene un agente reductor carbonoso y un material que contiene óxido de hierro en aglomerados pequeños; cargar los aglomerados pequeños en horno reductor; calentar los aglomerados pequeños en el horno de reducción; y reducir óxido de hierro sólido en los aglomerados pequeños para producir hierro reducido sólido, caracterizado porque 60 % en masa o más de los aglomerados pequeños tienen un tamaño en el intervalo entre 3 mm y 7 mm.
Description
Método para producir hierro reducido.
Esta invención se refiere a un método para la
producción de hierro reducido por reducción térmica de un óxido de
hierro, tal como mineral de hierro con un agente reductor carbonoso,
tal como coque para obtener hierro sólido reducido o calentándolo
adicionalmente, separando de esta manera un componente que forma
escoria como escoria fuera del hierro metálico para obtener hierro
metálico granular.
Como métodos para la producción de hierro
reducido similar a esta invención, se conoce la formación de
gránulos de los polvos de la materia prima que contienen una fuente
de óxido de hierro, tal como mineral de hierro y coque, y cargar el
aglomerado de la materia prima en un horno de reducción térmica, tal
como está en un estado no secado para reducir térmicamente los
gránulos verdes, realizando sucesivamente el secado y la reducción
térmica para producir hierro reducido. Aunque este método tiene la
ventaja de que se pueden omitir el equipo o el tiempo requerido
para el secado de los aglomerados de materia prima, requiere una
zona de precalentamiento que sirve también como zona de secado
delante del área de reducción térmica, de donde resulta la
prolongación inevitable de todo el horno. Además, requiere la
preparación de un miembro de protección tal como una pared de
cortina con el fin de obstruir el flujo de un gas a alta temperatura
desde la zona de reducción del calor hacia la zona de
precalentamiento, y se complica, por consiguiente, la estructura del
horno, lo que conduce al problema de un incremento en el coste del
equipo.
Se conoce también mejorare la eficiencia de
calentamiento configurando la capa de materia prima cargada sobre
la solera en forma de crestas para extender el área de la superficie
de la capa de materia prima. Sin embargo, en este método, la tasa
de transferencia de calor del horno o del calor de radiación a los
gránulos es pequeña, incluso en los gránulos de materia prima que
tienen tamaños de partículas de medias a grandes entre 10 y 20
mm, por lo que los gránulos apenas se apilan en varias capas en toda
la formación de crestas y no se puede obtener necesariamente un
efecto de transferencia de calor suficiente. Además, se conoce
mejorar la eficiencia de calentamiento arando las crestas en medio
de la reducción térmica. Sin embargo, el arado de la parte laminada
de los gránulos de tamaño de partículas de medio a grande se provoca
la rotura de los gránulos, resultando una reducción de la
producción de hierro reducido.
Además, también se ha propuesto suministrar los
polvos de materia prima sobre la solera formando al mismo tiempo
irregularidades. Sin embargo, la propiedad de transferencia de calor
o la reactividad de reducción de este método es bastante inferior,
comparado con el uso del aglomerado, debido a que el espesor máximo
de acumulación es grande y la fuente de óxido de hierro y el
material carbonoso de los polvos de materia prima solamente se
mezclan juntos, pero no tan estrechamente en contacto entre sí.
En estos métodos, la mezcla de materia prima es
generalmente moldeada en un aglomerado que tiene un diámetro de
aproximadamente 10 mm o más, y se suministra sobre la solera de un
horno de reducción térmica y se reduce con calor. Puesto que el
aglomerado de materia prima tiene un diámetro tan grande, es apto
para rotura por la influencia de la humedad o del componente
volátil contenido aquí cuando se expone a una alta temperatura de
aproximadamente 1300ºC o más para el desarrollo eficiente de la
reacción de reducción. Por lo tanto, en la mayoría de los casos, el
aglomerado de materia prima es calentado de una manera preliminar y
luego es cargado en el horno de reducción térmica.
Además, el aglomerado de materia prima de tamaño
grande es difícil de configurar en gránulos, resultando no sólo un
incremento en el coste requerido para el equipo de formación de
gránulos o equipo de secado, sino también un incremento en el coste
de producción. Se utiliza un aglutinante con el fin de mantener de
una manera estable la forma después del secado. No obstante, una
cantidad de mezcla excesivamente grande del aglutinante tiende a
impedir la dispersión uniforme de la fuente de óxido de hierro y de
material carbonoso en el aglomerado y provoca también el temor a
que afecte a la eficiencia de la reacción de reducción térmica. Se
propone también omitir el secado y suministrar el aglomerado al
horno de reducción térmica en un estado de gránulos verdes. Sin
embargo, este método no se puede decir que sea aplicable en la
práctica a escala industrial debido a que el gránulo verde no sólo
tiene una resistencia baja, sino que es apto también para provocar
una obstrucción por adhesión mutua de los gránulos o por la
adhesión de la tolva de un alimentador con propiedad de manipulación
deficiente.
El hierro reducido obtenido por el método que se
ha descrito anteriormente tiene una pureza de Fe baja debido a una
gran cantidad de componente de escoria incluido como componente de
ganga contenido en el mineral de hierro de materia prima, y
requiere un proceso para la eliminación del componente de escoria en
el proceso de tratamiento de refino siguiente. Además, el hierro
reducido obtenido por este método carece de propiedades de
manipulación en el comercio como fuente de hierro debido a que es
esponjoso y fácil de romper. Para solucionar tal inconveniente, el
hierro reducido esponjoso debe mecanizarse en un comparto similar a
una briqueta, que requiere un aparato
extra.
extra.
Por lo tanto, se propone fundir el hierro
metálico producido de una manera sucesiva a la reducción térmica
del hierro reducido y coagular el hierro metálico fundido separando
al mismo tiempo el componente de escoria recién producido para
obtener hierro metálico granular. Sin embargo, no se ha realizado
suficientemente un examen en este método para obtener una alta
eficiencia en el hierro metálico producido, teniendo en cuenta el
tamaño y similares del aglomerado de materia prima.
La invención tiene por objeto proporcionar un
método capaz de realizar de una manera estable y eficiente la
aglomeración de una materia prima, el secado y la reducción térmica,
y además la fusión y la coagulación ajustando de una manera
adecuada particularmente el tamaño o número de capas de aglomerados
pequeños de materia prima en la producción de hierro reducido
sólido (hierro metálico granular, escoria que contiene hierro
reducido) a partir de una materia prima que contiene una fuente de
óxido de hierro y también un agente reductor carbonoso.
En efecto, un método para producir hierro
reducido de acuerdo con esta invención comprende aglomerar una
mezcla de materia prima que contiene un agente reductor carbonoso y
un material que contiene óxido de hierro en aglomerados pequeños,
cargar los aglomerados pequeños en un horno de reducción y calentar
los aglomerados pequeños en el horno de reducción y reducir el
óxido de hierro sólido en los aglomerados pequeños para producir
hierro reducido sólido, caracterizado porque un 60% o más en masa de
los aglomerados pequeños tienen tamaños entre 3 y 7 mm.
A continuación, la expresión "tamaño de las
partículas de los aglomerados pequeños" o equivalente significa
"tamaño de los aglomerados pequeños".
En el método anterior para producir hierro
reducido, los aglomerados pequeños están compuestos con preferencia
principalmente por aquéllos que tienen tamaños de partículas menores
que 6 mm o tamaños de partículas de 3 mm o más y menores que 6
mm, y los aglomerados pequeños se cargan preferentemente en una
profundidad de 2 a 5 capas.
En el método anterior para la producción de
hierro reducido, los aglomerados pequeños se cargan con preferencia
sobre la solera del horno de reducción con objeto de que se solapen
mutuamente en un espesor entre 10 y 30 mm.
En el método anterior para la producción de
hierro reducido, los aglomerados pequeños están nivelados con
preferencia para que tengan una profundidad entre 3 y 5 capas.
En el método preferido para la producción de
hierro reducido de acuerdo con la invención, los aglomerados
pequeños se cargan en el horno de reducción sin secado, los
aglomerados pequeños son cargados sobre la solera después del
secado al menos de su superficie, se forman partes de montaña y
partes de valle sobre la superficie de la capa de masa pequeña
cargada sobre la solera del horno de reducción, se cargan los
aglomerados pequeños después de que se ha colocado un material
carbonoso en polvo sobre la solera del horno de reducción o se
cargan los aglomerados pequeños sobre la solera con el material
carbonoso adherido a su superficie.
De acuerdo con esto, los aglomerados pequeños se
utilizan como la materia prima, por lo que el aglomerado de la
materia prima, el secado y la reducción térmica y adicionalmente la
fusión se pueden realizar de una manera estable y eficiente. El
tamaño preferido de las partículas es 3 a 6 mm. En este caso, los
aglomerados pequeños son cargados sobre la solera en un espesor
entre 10 y 30 mm o en 2 a 5 capas de profundidad, con preferencia
entre 3 y 5 capas de profundidad, por lo que se puede mejorar la
productividad como producto de hierro reducido. Cuando se utilizan
aglomerados pequeños tienen tales tamaños de partículas pequeñas, se
puede realizar la producción del hierro reducido en condiciones de
operación estables sin provocar la rotura o aplastamiento de los
aglomerados pequeños, incluso si se cargan los aglomerados pequeños
en el horno de reducción de calor en un estado no deseado sin secar
o en un estado semi-secado.
Los aglomerados pequeños se cargan en el horno de
reducción térmica con el polvo carbonoso adherido a su superficie,
por lo que se puede suprimir la erosión del material refractario de
la solera por la escoria fundida producida en el proceso de
reducción derivado del componente de ganga en la materia prima, y se
puede prevenir también con preferencia la reoxidación del hierro
reducido en la última fase de reducción. Además, cuando se utiliza
un aglomerado de materia prima de tamaño pequeño, que tiene alta
resistencia a la trituración, comparada con un aglomerado de tamaño
grande, el aglomerado se puede colocar sobre la solera para que
tenga, por ejemplo, una profundidad entre 3 y 5 capas y sea
reducido con calor sin interrupción, por lo que se puede mejorar
adicionalmente la productividad. En este instante, se forman
irregularmente partes de montaña y partes de valle (por ejemplo,
convexas y cóncavas) sobre la superficie de la capa de masa pequeña
cargada sobre la solera, por lo que el calor procedente desde
arriba puede ser transferido más eficientemente a cada masa pequeña
de la capa de masa pequeña, y la transferencia de calor a los
aglomerados pequeños de la capa inferior se puede acelerar también
para mejorar adicionalmente la productividad.
Se recomienda también adaptar el método de carga
de los aglomerados pequeños sobre la solera después del secado de
al menos su superficie, puesto que se puede prevenir adicionalmente
el fallo de suministro por la adhesión mutua de los aglomerados
pequeños en una parte de tolva al cargar los aglomerados pequeños en
el horno o la trituración de los aglomerados por la carga de
apilamiento después de la carga.
En el método para producir hierro reducido que
comprende aglomerados pequeños de tamaños de partículas de 7 mm o
menos, que contienen un agente reductor carbonoso y un material que
contiene óxido de hierro, se cargan los aglomerados pequeños en un
horno reductor para tener el número de capas determinado por las
funciones de funcionamiento, por ejemplo el número de capas (H) que
cumple la relación siguiente, y se calientan los aglomerados
pequeños en el horno reductor, por lo que se reduce el óxido de
hierro sólido en los aglomerados pequeños para producir hierro
reducido sólido:
H = Z [X x
(G/P)] / [A x CARGA \div
T]
En la que H es el número de capas de los
aglomerados pequeños, X es la productividad (kg/min) del horno de
reducción térmica, Z es un número positivo que oscila entre 0,7 y
1,3, CARGA es la masa por unidad de área (kg/m^{2}) de los
aglomerados pequeños en la carga sobre la solera en una capa, G/P es
la relación de masa de la cantidad de carga de los aglomerados
pequeños con respecto al hierro reducido a descargar y A es el área
del suelo del horno (m^{2}) para cargar los aglomerados pequeños,
T representa el tiempo de producción (min) en la productividad
X.
En el método anterior para producir hierro
reducido, los tamaños de las partículas de los aglomerados pequeños
están entre 6 y 7 mm, los aglomerados pequeños se cargan sobre la
solera del horno de reducción en una profundidad de 1 a 3 capas,
los tamaños de las partículas de los aglomerados pequeños se
homogeneizan dentro de \pm 3 mm, y se eleva la temperatura de la
superficie hasta 1200ºC o más en el tiempo de 1/3 del tiempo de
reducción total después de que los aglomerados pequeños han sido
cargados en el horno de reducción.
De acuerdo con esto, cuando el límite superior
del tamaño de las partículas del aglomerado de materia prima se
ajusta a 7 mm, el número de capas H del aglomerado de materia prima
cargado sobre la solera es especificado para satisfacer la relación
de la expresión anterior. En el intervalo de satisfacción de tal
expresión relacional, la productividad de hierro reducido se puede
mejorar en una medida significativa, comparado con el pasado,
incluso su el tamaño de las partículas del aglomerado de materia
prima está dentro del intervalo de 6 a 7 mm. El aglomerado de
materia prima tiene de forma deseable una distribución estrecha del
tamaño de las partículas y se utilizan aquéllos que tienen tamaños
de las partículas con preferencia dentro del intervalo de \pm 3
mm, más preferentemente dentro del intervalo de \pm 2 mm, por lo
que se puede mejorar adicionalmente la estabilidad del
funcionamiento y la productividad como hierro reducido.
Adicionalmente, la temperatura de la superficie del aglomerado de
materia prima se eleva con preferencia hasta 1200ºC o más en el
tiempo de 1/3 del tiempo de reducción total después de la carga en
el horno de reducción térmica, por lo que se puede realizar la
reducción de una manera eficiente en un corto espacio de
tiempo.
tiempo.
En el método para producir hierro reducido de
acuerdo con esta invención, los aglomerados pequeños están
compuestos con preferencia principalmente por aquéllos que tienen
tamaños de las partículas de 3 mm o más y menores que 6 mm. En la
reducción térmica por el uso de tales aglomerados pequeños como la
materia prima, los aglomerados pequeños se cargan con preferencia
sobre la solera del horno de fundición por reducción para solaparse
mutuamente en un espesor entre 10 y 30 mm (aproximadamente entre 3
y 10 capas), por lo que se puede mejorar adicionalmente la
productividad del hierro metálico granular. Adicionalmente, se
forman con preferencia partes de montaña y partes de valle sobre la
superficie de la capa de masa pequeña para cargar de forma irregular
los aglomerados pequeños sobre la solera, por lo que se puede
mejorar eficientemente la eficiencia del calentamiento por la
extensión del área de la superficie efectiva de transferencia de
calor, y se puede mejorar también la velocidad de calentamiento de
los aglomerados pequeños en la parte de la capa inferior del
apilamiento para realizar más eficientemente la reducción total y
la
fusión.
fusión.
Además, cuando se adapta el método de carga de
los aglomerados pequeños después de la colocación de un material
carbonoso en polvo sobre la solera, o de carga de los aglomerados
pequeños sobre la solera después de la adhesión del polvo carbonoso
sobre su superficie, el material carbonoso es carburizado en el
hierro metálico producido por reducción para reducir su punto de
fusión, de manera que no sólo se puede realizar de una manera
eficiente la fundición del hierro metálico, sino que se puede
suprimir también la adhesión a la superficie de la solera del
hierro metálico fundido producido por fundición, para favorecer la
granulación del hierro metálico fundido por coagulación. Además, se
puede suprimir también la erosión del material refractario de la
solera por la escoria fundida rica en FeO producida fácilmente por
la reducción insuficiente en la capa inferior de apilamiento de los
aglomerados pequeños cargados sobre la solera.
La figura 1 es una vista que muestra un ejemplo
de un aparato de reducción térmica utilizado en esta invención.
La figura 2 es un grafo que muestra la relación
entre el tamaño de las partículas de un aglomerado de materia prima
y la productividad de granulación.
La figura 3 es un grafo que muestra la influencia
sobre la productividad del cambio del número de capas del
aglomerado de materia prima de cada tamaño de las partículas.
La figura 4 es un grafo ampliado del lado del
tamaño de partículas pequeñas de 6 mm o menor en la figura 3.
La figura 5 es un grafo que muestra la relación
del número óptimo de capas de acuerdo con el tamaño de las
partículas del aglomerado de materia prima.
La figura 6 es una vista que muestra un ejemplo
de un aparato de fundición por reducción utilizado en esta
invención.
La figura 7 es una vista en sección tomada a lo
largo de la línea A-A de la figura 6.
La figura 8 es una vista en sección que muestra
el aparato de fundición por reducción de la figura 6 desplegada en
la dirección de rotación de una solera giratoria; y
La figura 9 es una vista que muestra el valor
medio de la densidad aparente del hierro metálico granular obtenido
en esta invención y el rendimiento de Fe de hierro metálico granular
que tiene un tamaño de las partículas de 3 mm o más.
A continuación se describe en detalle el método
para la producción de hierro reducido de acuerdo con esta
invención.
En esta invención, en la producción de hierro
reducido sólido aglomerando una materia prima que contiene una
fuente de óxido de hierro (referida en adelante con frecuencia como
mineral de hierro o similar), tal como mineral de hierro, óxido de
hierro o un producto parcialmente reducido del mismo y un agente
reductor carbonoso (referido en adelante con frecuencia como
material carbonoso) en aglomerados pequeños y cargándolos en un
horno reductor (referido en adelante con frecuencia como el horno de
reducción térmica u horno de fundición por reducción) seguido por
reducción térmica, o en la producción de hierro metálico granular
calentando adicionalmente el hierro reducido sólido para fundir el
hierro metálico producido en el hierro reducido sólido y coagulando
el hierro metálico fundido al mismo tiempo que se separa el
componente de escoria contenido en el hierro reducido sólido, los
aglomerados pequeños (referidos en adelante con frecuencia como
aglomerado de materia prima o aglomerado de tamaño pequeño) que
tienen tamaños de las partículas menores que 6 mm o 10 mm o menor
son utilizados particularmente como los aglomerados pequeños, por
lo que se puede facilitar la granulación para reducir el coste del
equipo de granulación, y se puede alcanzar la mejora en el
rendimiento de gránulos o la reducción del tiempo de granulación.
Además, a continuación se describen varias ventajas que pueden ser
aprovechadas por el uso de los aglomerados pequeños. A
continuación, el hierro reducido significa hierro metálico granular
o hierro reducido sólido que contiene la escoria.
Puesto que se puede mejorar la propiedad de
transferencia de calor a la parte interior, se puede realizar
eficientemente la reducción y la fundición en un tiempo más corto
para mejorar la productividad del hierro reducido. El uso de masa
pequeña permite la reducción en la cantidad de mezcla del
aglutinante, por lo que se puede favorecer la dispersión uniforme
de la fuente de óxido de hierro y el material carbono dentro de los
aglomerados pequeños, lo que es también efectivo para la mejora en
la eficiencia de la reducción y en la velocidad de la fundición. El
uso de los aglomerados pequeños permite también el incremento de la
resistencia individual al aplastamiento, comparado con el
aglomerado de tamaño grande y se puede mejorar el rendimiento de la
producción de hierro reducido, puesto que se puede suprimir
particularmente el colapso o pulverización del aglomerado en la
reducción. Además, se puede incrementar el espesor de la carga de
apilamiento sobre la parte de la solera para contribuir a la mejora
de la productividad.
Para mostrar efectivamente el efecto por el uso
del aglomerado de tamaño pequeño, el tamaño de las partículas del
aglomerado se ajusta de una manera deseable a 10 mm o menor, 7 mm
o menor, con preferencia 6 mm o menor, y más preferentemente menor
que 6 mm. El efecto anterior difícilmente se puede mostrar de una
manera significativa en el aglomerado de tamaño grande con un
tamaño de partícula que lo exceda. No obstante, un aglomerado fino
con un tamaño de partícula menor que 2 mm, particularmente de 1 mm
o menor no sólo es apto para obstruir la criba cuando se usa una
criba deteriorando la propiedad de manipulación, sino que provoca
también una perturbación, de tal manera que el hierro reducido
obtenido finalmente es también de diámetro fino y complica la
manipulación siguiente. Por lo tanto, es deseable ajustar el tamaño
de las partículas a 3 mm o más, o 4 mm o más. No todos los
aglomerados tienen que estar necesariamente dentro del rango
anterior en la realización de esta invención, y se puede mostrar
efectivamente el efecto anterior incluso si una cantidad pequeña de
aglomerado (aproximadamente 40% o menor en relación de masa, con
preferencia aproximadamente 20% o menor) de aglomerados finos se
salen ligeramente del rango anterior, con tal que aquéllos que
tienen tamaños adecuados de las partículas del rango anterior
ocupen un 60% o más en masa, con preferencia aproximadamente 70% o
más en masa del total.
El aglomerado de tamaño pequeño (el compacto de
diámetro pequeño) referido en esta invención es el término general
del aglomerado, gránulo, briqueta y similares de una mezcla que
contiene la fuente de óxido de hierro y el agente reductor
carbonoso y puede estar en formas no sólo de un cuerpo individual
sino también como mezcla, o contener una cantidad pequeña de piezas
fragmentadas o polvos fragmentos en el proceso de transferencia,
independientemente del nombre. Para la producción del aglomerado de
tamaño pequeño, se puede adaptar un método de aglomeración general
por el uno de una máquina de granulación en bandeja, máquina de
granulación de disco, máquina de granulación de tambor o similar
sin limitación considerable.
La fuente de óxido de hierro que forma la materia
prima del aglomerado incluye óxido de molino, lodo y similares así
como mineral de hierro, y puede contener, por ejemplo, polvo de alto
horno, polvo de horno eléctrico, polvo de molino y similares. El
tipo del agente reductor carbonoso (material carbonoso) no está
particularmente limitado, y el polvo de carbón vegetal puede
utilizarse también además del polvo de carbón más general y el
polvo de coque. Ejemplos de los aglutinantes que se pueden mezclar,
según las necesidades, incluyen bentonita, almidón y similares,
pero no están limitados de ninguna manera por estos ejemplos.
Además, cuando se incluye una cantidad adecuada de una fuente de
CaO (cal viva, cal muerta, carbonato de calcio o similares) en la
mezcla de materia prima para regular la basicidad del componente que
forma la escoria, actúa como un agente desulfurante para fijar el S
contenido en la mezcla de materia prima en el lado de la escoria
como CaS, de manera que se puede obtener hierro metálico granular
son bajo contenido de S.
Cuando se utiliza un aglomerado de tamaño tan
pequeño, no sólo se puede ejecutar eficientemente la reducción del
aglomerado cargado en la solera del horno de reducción de calor en
un estado de una capa individual, sino que su excelente
característica de resistencia a la trituración se puede utilizar
para mejorar la productividad por unidad de solera cargando el
aglomerado sobre la solera en un estado de capas múltiples. En este
instante, el espesor de las capas se ajusta con preferencia dentro
del intervalo entre 3 y 10 capas por el número de calas de
aglomerados pequeños o entre 10 y 30 mm de espesor. Si es menor que
3 capas, el efecto de mejora de la productividad por la carga de
apilamiento es ligeramente insuficiente, y si se incrementa
excesivamente el espesor de la carga de apilamiento de manera que
excede de 10 capas, el calentamiento de los aglomerados pequeños
sobre el lado de la capa inferior de apilamiento tiende a ser
insuficiente para deteriorar la eficiencia de la reducción y de la
coagulación de la fundición. La productividad por unidad de área de
la solera se puede mejorar cargando los aglomerados pequeños en 2 a
5 capas para un tamaño de partículas de 3 mm o más y menor que 6
mm.
Para el suministro del aglomerado de tamaño
pequeño sobre la superficie de la solera, por ejemplo, se puede
adaptar un método de corte con una tolva, un alimentador de
vibración, un alimentador de tambor o similares seguido por el
suministro utilizando un canalón o tubo de guía, una placa inclinada
o similar.
Cuando el aglomerado de tamaño pequeño se carga
en un estado de capas múltiples, es deseable formar de una manera
irregular partes de montaña y partes de valle (por ejemplo convexas
o cóncavas) de formas opcionales sobre la superficie de apilamiento
en la dirección longitudinal (en la dirección longitudinal de la
solera) o lateralmente (en la dirección lateral de la solera) para
extender el área de la superficie efectiva de transferencia de
calor, por lo que se puede mejorar la eficiencia de calentamiento
por calor de radiador o calor de radiación desde arriba. La
formación de tales irregularidades sobre la superficie de
apilamiento puede mejorar eficientemente la eficiencia de
transmisión de calor al aglomerado de tamaño pequeño de la parte de
la capa inferior de apilamiento. La forma, tamaño o paso preferidos
de las irregularidades de ajustar dentro del intervalo entre 5 y 200
mm en peso (el espacio desde la parte superior de la montaña hasta
el fundo del valle), con preferencia entre 10 y 100 mm o entre 5 y
30 mm, y más preferentemente entre 10 y 30 mm, aunque no se puede
regular de forma indiscriminada debido a que se varía en función
del espesor del apilamiento. El paso preferible (la anchura entre
las partes superiores de la montaña) se ajusta dentro del intervalo
con preferencia entre 10 y 100 mm, más preferentemente entre 10 y
70 mm. Las irregularidades se pueden formar, por ejemplo, cargado
el aglomerado a través de una pluralidad de orificios de
alimentación en la dirección lateral de la solera, cambiando al
mismo tiempo la cantidad de carga, cargándolo a través de una tolva
irregular prevista que se extiende en la dirección lateral de la
solera, cambiando al mismo tiempo la cantidad de carga o rastreando
la superficie con un miembro de formación de la superficie que
tiene irregularidades después de cargarlo de forma substancialmente
horizontal para formar irregularidades, y estos métodos se pueden
seleccionar de forma opcional.
El aglomerado de tamaño pequeño utilizado en esta
invención se puede suministrar sobre la solera como tal en el
estado no secado, puesto que tiene individualmente una resistencia a
la trituración relativamente alta debido a su diámetro pequeño,
como se ha descrito anteriormente, difícilmente triturable por la
presión de apilamiento incluso por la carga de apilamiento, y se
puede secar rápidamente por el calentamiento inicial debido a su
alta velocidad de transferencia de calor. No obstante, con el fin de
prevenir más seguramente la rotura por el impacto al cargar o
apilar la carga, la carga se realiza con preferencia después del
secado preliminar de al menos el lado de la capa de la superficie
del aglomerado de tamaño pequeño, por lo que se puede prevenir
también la obstrucción de una tolva de carga debida a la adhesión
del aglomerado de tamaño pequeño.
En la realización de esta invención, si se adapta
un método de carga de los aglomerados pequeños después de la
colocación del material carbonoso en polvo sobre la solera, o
cargando el aglomerado pequeño después de la adhesión del polvo
carbonoso a su superficie, se puede prevenir la producción de
escoria fundida que contiene FeO, que erosiona en una medida
considerable el material refractario de la solera, para prolongar
la vida de la solera, puesto que el polvo carbono mejora el grado de
reducción del gas circunferencial en la proximidad del aglomerado
de tamaño pequeño para favorecer más eficientemente la reducción,
compensado la reducción insuficiente del lado de la capa inferior
que se puede producir en la carga de apilamiento del aglomerado de
tamaño pequeño para mejorar toda la tasa de reducción, y actuando
sobre el FeO que se puede producir por la reducción insuficiente
del lado de la capa inferior para reducirlo rápidamente. Además, la
adhesión por salpicadura del polvo carbono en la superficie del
aglomerado de tamaño pequeño es particularmente efectiva para la
carga del aglomerado de tamaño pequeño en el estado no secado,
puesto que se puede prevenir la adhesión mutua de los aglomerados o
la adhesión de la tolva de carga. El material carbonoso carburiza
con preferencia el hierro metálico reducido sólido para reducir su
punto de fusión, favorece la fusión y la coagulación, y granula el
hierro metálico fundido suprimiendo al mismo tiempo la adhesión a la
superficie de la solera.
Como el polvo carbonoso utilizado en esta
invención se utilizan opcionalmente de una manera selectiva carbón
en polvo, coque en polvo, carbón vegetal en polvo y similares. La
adhesión del polvo carbonoso a la superficie del aglomerado de
tamaño pequeño se puede realizar por aspersión, por dispersión del
polvo carbonoso en un medio de dispersión, tal como agua seguido
por pulverización, o similares. Con el fin de mostrar más
efectivamente el efecto anterior, el material carbonoso en polvo que
se puede colocar sobre la superficie de la solera tiene un tamaño
de partículas con preferencia de 2 mm o menor de tamaño medio de
las partículas, más preferentemente 1,5 mm o menor. En la adhesión
del material carbonoso a la superficie de los aglomerados pequeños,
el tamaño medio de las partículas se ajusta con preferencia a 1 mm
o menor, más preferentemente a 0,3 mm o menor aproximadamente.
El requerimiento esencial a añadir en el uso del
aglomerado de tamaño pequeño que tiene un tamaño de partículas de
10 mm o menor, particularmente entre 6 y 10 mm en esta invención
es el número óptimo de capas (H) del aglomerado de materia prima
cargado en capas, que se determina después de haber tenido en cuenta
la condición de funcionamiento del horno de reducción térmica a
utilizar. La razón para determinar esto se indica a
continuación.
Como la producción de hierro reducido, la
productividad por unidad de tiempo (X: kg/min) (la cantidad del
hierro reducido descargado por unidad de tiempo desde un horno, o la
cantidad de hierro reducido suministrado a una porción de fundición
a partir de una porción de reducción) del horno de reducción térmica
se representa por la siguiente expresión cuando el área de la
solera (el área de la solera para cargar los aglomerados pequeños
desde la porción de alimentación hasta el final de la porción de
reducción, o el área de la solera de la parte para cargar el
aglomerado de materia prima: m^{2}) es (A), y la cantidad de carga
(kg/min \cdot m^{2}) del aglomerado de materia prima por unidad
de tiempo y unidad de área es (B).
X = A x
B
No obstante, el óxido de hierro en el aglomerado
de materia prima es reduce a Fe por reducción térmica, se
descompone el material carbonoso, y se volatiliza un componente
volátil, tal como Zn o Pb y, además, se dispersa por pulverización.
Por consiguiente, se corrige la expresión anterior, añadiendo la
relación de masa (G/P) al aglomerado de materia prima que debe
cargarse.
X = A x
B/(G/P)
La cantidad de carga (B) del aglomerado de
materia prima se puede representar por la siguiente expresión
cuando la masa por unidad de área (kg/m^{2}) del aglomerado de
materia prima en la carga sobre la solera en una capa es (CARGA, el
número de la profundidad de las capas es (H), el tiempo de
producción (min) en la productividad (X) (tiempo de retención en u
horno, o tiempo de retención de una porción de reducción) es (T).
Esto se sustituye por la ecuación anterior:
B = CARGA x H
\div
T
X = [A x LARGA]
(H \div
T)/(G/P)
La expresión anterior se modifica entonces en la
expresión de cálculo del número de capas (H).
H = [X x
(G/P)]/[A x CARGA \div
T]
Puesto que la cantidad de carga ideal por unidad
de área corresponde al peso por unidad de área en la carga del
aglomerado de materia prima en una capa, y (G/P) es la relación en
masa de (G: el aglomerado de materia prima/P: el producto de hierro
reducido [el hierro reducido descargado desde un horno, o el hierro
reducido suministrado a una porción de fundición desde una porción
de reducción]), el número ideal de capas (H) se puede determinar a
partir de estos valores. No obstante, se requiere una corrección
teniendo en cuenta la condición de la producción del horno
práctico, puesto que la condición de calentamiento o la condición
atmosférica reductora está realmente más dispersa, dependiendo de
las características del horno de reducción térmica. Como resultado
de la confirmación de la dispersión de (H) en el horno práctico, la
dispersión (Z) está dentro del intervalo de \pm 30% o dentro del
intervalo de 0,7 - 1,3, y ha sido confirmado que la siguiente
expresión se establece como se ha descrito anteriormente.
H = Z x [X x
(G/P)]/[A x CARGA \div
T]
El método para producir hierro reducido de
acuerdo con esta invención se describe brevemente por referencia a
un dispositivo concreto para la producción de hierro reducido por
reducción sólida del aglomerado de tamaño pequeño como la materia
prima.
La figura 1 es una vista en planta esquemática
que muestra un ejemplo de un horno de reducción del tipo de solera
móvil (tipo de solera giratoria en este ejemplo), al que se aplica
esta invención, y una parte de cubierta para cubrir el cuerpo del
horno ha sido omitida en el dibujo. Se designa con 1 una solera
giratoria en forma de anillo, 3 designa una parte de carga de la
materia prima, 3 es un miembro de configuración superficial, 4 es
una parte de refrigeración, 5 es un dispositivo de descarga de
hierro reducido y 6 designa un quemador de calentamiento.
En la producción de hierro reducido por el uso de
este dispositivo, se carga un aglomerado de materia prima que
contiene una fuente de óxido de hierro y un material carbonoso sobre
la solera giratoria 1 a través de la parte de carga 2 de la materia
prima para alcanzar un espesor adecuado (número de capas). La carga
del aglomerado de materia prima se realiza, por ejemplo, cortando
el aglomerado de materia prima con una tolva, un alimentador de
vibración, un alimentador de tambor o similar, y regulando la
cantidad de carga por el uso de un tubo de guía o placa inclinada.
La superficie de la capa de carga de materia prima es nivelada de
una manera uniforme por el miembro de configuración superficial 3
sobre el lado justamente de aguas abajo de la parte de carga 2 de
la materia prima. En este instante, se forma irregularidades de peso
y de paso adecuados con preferencia sobre la superficie de la caja
de carga de materia prima por el miembro de configuración
superficial 3 como se ha descrito anteriormente, por lo que se
puede mejorar la eficiencia de transmisión térmica por el calor del
quemador y el calor de radiación a la capa de aglomerado de materia
prima.
El aglomerado de materia prima cargado es
calentado por el calor de la combustión y el calor de radiación por
el quemador 6 previsto sobre la parte de la pared del horno al mismo
tiempo que se mueve en la dirección de la cabeza de la fecha X por
la rotación de la solera giratoria 1 y se desarrolla la reducción.
Para este calentamiento, el calentamiento del quemador por el uso
de aceite pesado, carbón el polvo o plásticos residuales como
combustible, el calentamiento del tipo de combustión utilizando
efectivamente un gas combustible (CO o H_{2}) generado en el
horno por la reducción y quemándolo por suministro de aire u
oxígeno, y adicionalmente el calentamiento del tipo de acumulación
de calor se pueden adaptar de una manera independiente o en una
combinación adecuada de los mismos. El CO_{2} o gas de escape de
la combustión generado por reducción es extraído a través de un
orificio de escape de gases no mostrado.
Cuando el producto reducido (hierro reducido
sólido) después de la terminación de la reducción (porcentaje de
metalización: aproximadamente 90% o más) es descargado como producto
como tal, es refrigerado en la parte de refrigeración 4 (por
ejemplo, por el uso de una camisa de refrigeración por agua prevista
sobre la parte inferior de la solera o por pulverización de gas de
refrigeración), y extrayéndolo sucesivamente fuera del horno a
través del dispositivo de descarga opcional 5. La estructura del
dispositivo de descarga no está particularmente limitada, y se
puede adoptar opcionalmente de forma selectiva un método utilizando
un tornillo o rascador, un método de descarga por pulverización o
aspiración de gas y similares.
Cuando la temperatura en la reducción térmica
(reducción sólida) es demasiado alta, más concretamente cuando la
temperatura ambiente es más alta que el punto de fusión de la
composición de escoria que consta de componente de ganga, óxido de
hierro no reducido y similares en la materia prima, la escoria de
bajo punto de fusión es fundida y reaccionada con el material
refractario que constituye la solera móvil para erosionarla, de
manera que no se puede mantener a solera uniforme. Cuando se aplica
un calor más alto que el requerido para la reducción del óxido de
hierro en el periodo de reducción, el FeO que es el óxido de hierro
en el aglomerado de tamaño pequeño es fundido antes de su
reducción, y se realiza rápidamente una llamada reducción por fusión
(el fenómeno donde se desarrolla una reducción en un estado
fundido, que es diferente de la reducción sólida) en la que el FeO
fundido reacciona con carbono (C) en el material carbonoso. Aunque
el hierro metálico es producido también por la reducción por
fusión, el funcionamiento continuo en el horno práctico es difícil
debido a que la escoria que contiene FeO con la propiedad de alta
fluidez erosiona en una medida considerable el material refractario
de la solera cuando se produce la reducción por fusión.
Aunque tal fenómeno varía en función del mineral
de hierro o del material carbonoso que constituye el aglomerado de
tamaño pequeño, o adicionalmente la composición del componente de
formación de escoria contenido en el aglutinante, la reacción de
reducción de fusión no deseable mencionada anteriormente se
desarrolla independientemente de la combustión del mineral de
hierro de materia prima erosionando en una medida considerable el
material refractario de la solera cuando la temperatura ambiente en
la reducción excede de aproximadamente 1500ºC. Por lo tanto, la
temperatura de la reducción es controlada de una manera deseable
hasta 1500ºC o menor, más preferentemente hasta aproximadamente
1450ºC o menor. Puesto que el progreso de la reducción se retrasa
cuando la temperatura de calentamiento es demasiado baja, la
temperatura de calentamiento se ajusta de una manera deseable con
preferencia a 1200ºC o más, más preferentemente a 1300ºC o más.
Para el progreso de la reducción del aglomerado
de materia prima cargado en el horno a una velocidad de reducción
eficiente sin provocar ninguna fusión parcial del componente de
escoria contenido en el aglomerado,. La reducción se realiza
manteniendo al mismo tiempo la temperatura del horno dentro del
intervalo de 1200-1500ºC, más preferentemente entre
1250 y 1450ºC y con mayor preferencia, la temperatura se eleva
deseablemente hasta 1200ºC en el tiempo de aproximadamente 1/3 del
tiempo necesario para la reducción total en el horno. De acuerdo
con esta condición ajustada, la reducción se puede completar, en
general, substancialmente calentando durante aproximadamente 8
minutos a 13 minutos.
En el horno de reducción térmica utilizado para
la ejecución de esta invención, el calentamiento del horno se
adapta frecuentemente para calentar el aglomerado de materia prima.
En este caso, puesto que se genera una gran cantidad de gas CO por
la reacción de la fuente de óxido de hierro y material carbonoso en
el aglomerado de materia prima cargado en el horno en la etapa
inicial de la reducción, las inmediaciones del aglomerado de
materia prima se mantienen en una atmósfera altamente reductora por
el efecto de protección por el gas CO liberado desde sí mismo.
Sin embargo, el efecto de
auto-protección se deteriora debido a que la
generación del gas CO anterior se reduce rápidamente a partir de la
última mitad de la reducción hasta la última etapa de la misma, y el
aglomerado de materia prima puede ser influenciado por el gas de
escape de la combustión (CO_{2} o H_{2}O) generado por el
calentamiento del quemador, de manera que el hierro reducido con
esfuerzo es susceptible de reoxidarse. Como un medio preferible
para el desarrollo eficiente de la reducción, al mismo tiempo que se
suprime tal reoxidación en la mayor medida posible, se indica, por
ejemplo, la adhesión preliminar del polvo carbonoso a la superficie
del aglomerado de materia prima, como se ha descrito anteriormente.
En efecto, cuando el polvo carbonoso se adhiere a la superficie del
aglomerado de materia prima de esta manera, reacciona inmediatamente
con el gas oxidante (CO_{2} o H_{2}O) generado por la
combustión del quemador para cambiar este gas en un gas reductor,
tal como CO o H_{2}. De acuerdo con ello, las inmediaciones del
producto reducido sujetas a reducción se pueden mantener en una
atmósfera altamente reductora para prevenir la reoxidación del
hierro reducido en la mayor medida posible. Para mostrar más
efectivamente tal efecto de prevención de la reoxidación, es
deseable adherir un polvo carbonoso fino con preferencia de 2 mm o
menor, en particular con preferencia de 1,0 mm o menor como el
polvo carbonoso. El polvo carbonoso se puede añadir, por ejemplo,
por aspersión sobre la superficie del aglomerado de materia prima
colocado en el estado no secado o pulverizándolo por medio del uso
de un medio de dispersión, tal como agua. Naturalmente, el método de
adhesión no está limitado nunca a estos métodos. Una adhesión de
este tipo del polvo carbonoso a la superficie del aglomerado de
materia prima proporciona otros efectos aditivos preferibles de la
prevención de la adhesión mutua de los aglomerados o la adhesión de
los mismos a la parte de la tolva de carga de la materia prima
durante la carga del aglomerado de materia prima en el estado no
secado y la carga uniforme de la materia prima.
Para la producción del hierro reducido, que es un
hierro metálico granular (referido en adelante con frecuencia como
hierro metálico granular o hierro metálico) realizando una reducción
por el uso de los aglomerados pequeños como la materia prima
seguido por fundición y coagulación, el método de acuerdo con esta
invención se describe brevemente con referencia a un dispositivo
concreto.
Las figuras 6 a 8 son vistas esquemáticas que
muestran un ejemplo de un horno de función por reducción del tipo
de lecho móvil desarrollado por los presentes inventores, al que se
aplica la invención, y este horno tiene una estructuras de bóveda
que tiene un lecho móvil giratorio en forma de anillo. La figura 6
es una vista en perspectiva esquemática, la figura 7 es una vista
en sección tomada a lo largo de la línea A-A de la
figura 6, y la figura 8 es una vista en sección esquemática del
horno de fundición por reducción desarrollado en la dirección de
rotación del lecho móvil en la figura 6 de una manera conveniente
para la comprensión. En los dibujos, con 1 se designa una solera
giratoria, 7 es un cuerpo de horno para cubrir la solera giratoria,
y el horno giratorio 1 está constituido para que sea giratorio a una
velocidad adecuada por una unidad de accionamiento no mostrada.
El cuerpo del horno 7 tiene una pluralidad de
quemadores de combustión 6 en posiciones adecuadas de la superficie
de la pared, y el calor de la combustión de los quemadores de
combustión 6 y su calor de radiación son transferidos a los
aglomerados pequeños sobre el lecho giratorio 1, por lo que se
realiza la reducción térmica de los aglomerados pequeños. En el
cuerpo del horno 7 mostrado en los dibujos, que es un ejemplo
preferido, la parte interior del cuerpo del horno 7 está dividida
en una zona de fundición por reducción Z1 y una zona de
refrigeración Z2 por medio de una pared de separación K, un medio de
carga de materia prima y de materia sub-prima 2
está dispuesto sobre el lado de la corriente más alta del sentido de
rotación del cuerpo del horno 7 en oposición a la solera giratoria
1, y un medio de descarga 5 está previsto sobre el lado de la
corriente más baja del sentido de rotación (es decir, justo sobre
el lado de aguas arriba del medio de carga 2 debido a la estructura
giratoria).
La fuente de calor del horno de fundición por
reducción incluye un quemador de calentamiento que utiliza gas,
aceite pesado, carbón en polvo, o plásticos residuales como
combustible, y un tipo de combustión que utiliza efectivamente el
gas combustible generado en el horno y quemándolo por suministro de
oxígeno o aire, y también se puede utilizar un horno del tipo de
acumulación de calor. El hierro metálico granular producido se
puede descargar utilizando un dispositivo de descarga opcional, tal
como un tornillo o rascador o se puede descargar por medio de
pulverización o aspiración de gas.
En el funcionamiento del horno de fundición por
reducción, la solera giratoria 1 es girada a una velocidad
prescrita, los aglomerados pequeños de la materia prima principal
son suministrados por el uso del dispositivo de carga 2 o por un
alimentador de vibración 8 para conseguir un espesor adecuado. En la
carga, los aglomerados pequeños se pueden cargar en una sola capa,
pero se cargan con preferencia sobre la solera preferentemente en 3
a 10 capas, más preferentemente en 3 a 6 capas o en 10 a 30 mm de
espesor, más preferentemente entre 20 y 30 mm, como se ha
descrito anteriormente, por lo que la cantidad de carga de materia
prima por unidad de área de la solera se puede incrementar para
mejorar la productividad.
En la carga de los aglomerados pequeños en el
estado laminado, se forman con preferencia irregularidades de zonas
opcionales sobre la superficie del cuerpo laminado, por lo que el
área efectiva de transferencia de calor de la superficie laminada
se puede extender para mejorar más la eficiencia de calentamiento de
los aglomerados pequeños cargados, y se puede mejorar también la
eficiencia de calentamiento de los aglomerados pequeños sobre el
lado de la capa inferior de apilamiento. Las irregularidades se
pueden formar, como se ha descrito anteriormente, cargando los
aglomerados a través de una pluralidad de orificios de alimentación
en la dirección material de la solera, cambiando al mismo tiempo la
cantidad de carga, cargando a través de una tolva irregular
prevista que se extiende en la dirección lateral de la solera,
cambiando al mismo tiempo el espesor de la carga, o cambiando
substancialmente horizontalmente los aglomerados pequeños y
rastreando la superficie por un miembro de configuración de la
superficie que tiene irregularidades para formar
irregularidades.
Los aglomerados pequeños cargados sobre la solera
1 son calentados por el calor de combustión y el calor de radiación
por los quemadores de combustión 6 en el proceso de movimiento en la
zona de fundición por reducción Z1, el óxido de hierro es reducido
por el monóxido de carbono generado por la reacción mutua del óxido
de hierro y el agente reductor carbonoso contenido en los
aglomerados pequeños y el hierro metálico producido es calentado
adicionalmente en atmósfera rica en carbono, por lo que es
carburizado, fundido y coagulado mientras es separado de la escoria
sub-producto para formar hierro metálico fundido
granular, que es refrigerado entonces y solidificado por un medio
de refrigeración opcional C en la zona de refrigeración Z2 y rascado
sucesivamente por los medios de descarga 5 previstos sobre el lado
de aguas abajo. En este instante, la escoria
sub-producto es descargada también. Éstos son
separados en metal granular y la escoria por un medio de separación
opcional (criba o dispositivo selector magnético) después de pasar
a través de una tolva H, y se puede proporcionar finalmente hierro
metálico granular con una pureza de hierro de aproximadamente 95% o
más, más preferentemente de aproximadamente 98% o más y un
contenido de escoria extremadamente pequeño.
Cuando la temperatura ambiente en la reducción
(reducción sólida) es tan alta en el proceso de reducción y
fundición anterior, más concretamente cuando la temperatura ambiente
es más alta que el punto de fundición de la composición de escoria
que consta del componente de ganga, el óxido de hierro no reducido y
similares en la materia prima en un cierto periodo del proceso de
reducción, se funde la escora de bajo punto de fundición y se hace
reaccionare con el material refractario que constituye la solera
móvil para erosionarla, de manera que no se puede mantener la
solera uniforme. Cuando se aplica un calor más alto que el requerido
para la reducción del óxido de hierro en el periodo de reducción,
el FeO que es el óxido de hierro en los aglomerados pequeños se
funde antes de su reducción y se desarrolla rápidamente desarrolla
una reducción en un estado fundido, que es diferente de la
reducción sólida) en la que el FeO fundido reacciona con carbono (C)
en el material carbonoso. Aunque el hierro metálico es producido
también por la reducción por fusión, el funcionamiento continuo en
el horno práctico es difícil debido a que la escoria que contiene
FeO con la propiedad de alta fluidez erosiona en una medida
considerable el material refractario de la solera cuando se produce
la reducción por fusión.
Tal fenómeno varía en función del mineral de
hierro o del material carbonoso que constituye el aglomerado de
tamaño pequeño, o adicionalmente la composición del componente de
formación de escoria contenido en el aglutinante. No obstante, la
escoria de bajo punto de fusión como se ha descrito anteriormente
provoca fugas que erosionan el material refractario de la solera
cuando la temperatura ambiente en la reducción excede de 1400ºC, y
la reacción de reducción de fusión no deseable mencionada
anteriormente se desarrolla para provocar la erosión en una medida
considerable del material refractario de la solera,
independientemente de la combustión de la materia prima de hierro
cuando la temperatura ambiente en la reducción excede de
aproximadamente 1500ºC. Por lo tanto, la temperatura del periodo de
la reducción es controlada de una manera deseable hasta 1500ºC o
menor, más preferentemente hasta aproximadamente 1450ºC o menor.
Puesto que el progreso de la reducción es difícil que se desarrolle
eficientemente cuando la temperatura en el periodo de reducción es
demasiado baja, la temperatura de calentamiento se ajusta de una
manera deseable con preferencia a 1200ºC o más, más preferentemente
a 1300ºC o más.
Después de la reducción, la temperatura ambiente
es elevada sucesivamente con preferencia en aproximadamente 50 a
200ºC y se ajusta entre 1350 y 1500ºC para fundir el hierro metálico
producido por la reducción y para coagular el hierro metálico
fundido. En este instante, puesto que el hierro metálico fundido es
coagulada eliminando al mismo tiempo la escoria fundida
sub-producida durante la coagulación mutua y la
rugosidad, el hierro metálico coagulado tiene un Fe de alta pureza
y difícilmente contiene escoria. Éste es refrigerado y solidificado
y luego es separado en hierro metálico granular y la escoria por
cribado o selección magnética, por lo que se puede obtener hierro
metálico granular con Fe de alta pureza.
La función del hierro metálico producido por la
reducción se desarrolla elevando la temperatura ambiente más alta
que el punto de fundición del hierro metálico. Al comienzo de la
fundición, se hacen presentes C o CO con preferencia en la
proximidad del hierro metálico, por lo que el hierro metálico se
carburiza para provocar una caída del punto de fusión, de manera
que se puede desarrollar la fundición del hierro metálico a una
temperatura más baja dentro de un periodo de tiempo más corto. En
efecto, con el fin de desarrollar rápidamente la fundición, es
preferible dejar una cantidad suficiente para la carburización de
carbono en la partícula después de la reducción. La cantidad de
carbono residual se puede regular de acuerdo con la relación de
mezcla de mineral de hierro y material carbonoso en la producción de
los aglomerados pequeños de la materia prima. Sobre la base de los
experimentos por los presentes inventores, se ha confirmado que la
cantidad de mezcla del material carbonoso inicial se ajusta para
que la cantidad de carbono residual (o cantidad de carbono
excesivo) en el producto reducido sólido sea 1,5% o más en el estado
en el que el grado de reducción final alcanza aproximadamente 100%,
o el grado de metalización alcanza 100%, por lo que el hierro
reducido se puede carburizar rápidamente para reducir el punto de
fundición y también se puede fundir rápidamente dentro de un
intervalo de temperatura de 1300 a 1500ºC. Si la cantidad de carbono
residual es menor que 1,5%, el punto de fundición del hierro
reducido no se ha disminuido suficientemente debido a la cantidad
insuficiente de carbono
para la carburización y la temperatura para el calentamiento y la fundición deben elevarse hasta 1500ºC o más.
para la carburización y la temperatura para el calentamiento y la fundición deben elevarse hasta 1500ºC o más.
Cuando la carburización es cero, o cuando el
hierro reducido es fundido por calentamiento hasta una temperatura
más alta que la temperatura de fundición del hierro puro de 1537ºC,
la temperatura de funcionamiento es controlada de una manera
deseada lo más baja posible con el fin de reducir la carga térmica
añadida al material refractario de la solera en el horno práctico.
La temperatura de funcionamiento es controlada de una manera
deseable hasta aproximadamente 1500ºC o menor cuando se tiene en
consideración el punto de fundición de la escoria
sub-producida.
Para el progreso de la reducción de los
aglomerados de materia prima cargados en el horno a una tasa de
reducción eficiente sin provocar ninguna fundición parcial del
componente de escoria contenido en los aglomerados pequeños de
materia prima, manteniendo al mismo tiempo el estado sólido, es
deseable adoptar un calentamiento de dos etapas para la realización
de la reducción, manteniendo al mismo tiempo la temperatura del
horno dentro del intervalo de 1200-1500ºC, más
preferentemente entre 1200 y 1400ºC, y elevando sucesivamente la
temperatura del horno hasta 1350-1500ºC para
reducir el óxido de hierro dejado parcialmente y para fundir y
coagular el hierro metálico generado. De acuerdo con una condición
ajustada, el hierro metálico granular puede ser producido de una
manera estable y eficiente, y la reducción y coagulación de la
fundición del óxido de hierro pueden ser completadas generalmente
aproximadamente entre 10 minutos y 13 minutos.
En el horno de fundición por reducción utilizado
en la ejecución de esta invención, el calentamiento del quemador es
adaptado frecuentemente para calentar los aglomerados pequeños de
materia prima. En este caso, puesto que se genera una gran cantidad
de gas CO por la reacción de la fuente de óxido de hierro y el
material carbonoso en los aglomerados pequeños cargados en el horno
en el periodo de reducción, las inmediaciones de los aglomerados de
materia prima son mantenidos en una atmósfera reductora suficiente
por el efecto de protección del gas CO liberado por sí mismo.
No obstante, el efecto de
auto-protección se deteriora debido a la reducción
rápida en la generación del gas CO mencionado anteriormente partir
de la última mitad de la reducción hasta la última etapa de la
misma, y Los aglomerados pequeños pueden ser influenciados por el
gas de escape de la combustión (gas oxidante, tal como CO_{2} o
H_{2}O) generados por el calentamiento del quemador, de manera que
el hierro metálico reducido con esfuerzo es susceptible de
reoxidarse. Al final de la reducción, la coagulación de la fusión
del hierro reducido se desarrolla por la caída del punto de fusión
causada por la carburización del hierro reducido por el carbono
residual en los aglomerados pequeños. No obstante, incluso en esta
etapa, el hierro reducido es susceptible también de reoxidarse
debido a que el efecto de auto-protección es
deficiente.
De acuerdo con ello, para desarrollar
eficientemente la coagulación de la fundición después de la
reducción, suprimiendo al mismo tiempo tal reoxidación en la mayor
medida posible, es deseable controlar adecuadamente la composición
del gas ambiente en la zona de fundición. Como el medio preferido
para ello, como se ha descrito anteriormente, se puede cargar
material carbonoso en polvo sobre la solera antes de cargar los
aglomerados pequeños en la solera, o se puede adherir
preliminarmente el polvo carbonoso a la superficie de los
aglomerados pequeños. En efecto, cuando el material carbonoso en
polvo es cargado preliminarmente sobre la superficie de la solera,
o el material carbonoso es adherido preliminarmente a la superficie
de los aglomerados pequeños, el material carbonoso reacciona
inmediatamente con el gas oxidante (CO_{2} o H_{2}O) generado
por la combustión del quemador en el periodo inicial de la
fundición para cambiar este gas en un gasa reductor, tal como CO o
H_{2}. De acuerdo con ello, las inmediaciones de los aglomerados
sometidos a reducción se pueden mantener en una atmósfera altamente
reductora para prevenir la reoxidación del hierro metálico en la
mayor medida posible. El agente reductor carbonoso puede mostrar,
además, el efecto de actuar como la fuente de carburización para el
hierro metálico producido para acortar adicionalmente el tiempo
requerido para la carburización y la fundición del hierro
metálico.
Con el fin de mostrar efectivamente el efecto
anterior del material carbonoso, como el material carbonoso en
polvo cargado preliminarmente sobre la solera, se utiliza una
materia más fina que tiene un tamaño de las partículas con
preferencia de 3 mm o menor, más preferentemente de 2 mm o
menor, particularmente con preferencia entre 0,3 y 1,5 mm como el
material carbonoso en polvo que debe cargarse preliminarmente sobre
la solera, y se carga con preferencia en un espesor con preferencia
entre aproximadamente 2 y 7 mm, más preferentemente entre 3 y 6
mm. En la adhesión a la superficie de los aglomerados pequeños, la
cantidad de adhesión se ajusta de una manera deseable entre 1 y 10%
en masa a los aglomerados pequeños, más preferentemente entre 3 y 7%
en masa.
Por consiguiente, el hierro metálico granular
obtenido de acuerdo con el método anterior difícilmente contiene el
componente de escoria y tiene una pureza de Fe extremadamente alta,
puesto que la coagulación se realiza eliminando al mismo tiempo la
escoria sub-producida. Este hierro metálico es
enviado a un aparato de fabricación de hierro, tal como un horno
eléctrico o convertido y es utilizado como fuente de hierro. Para
usarlo como materia prima para la fabricación de hierro, el
contenido de azufre (S) se reduce de una manera deseable en la
mayor medida posible. Por lo tanto, como resultado de estudios para
proporcionar un hierro metálico de bajo contenido de S eliminando
el componente S contenido en el mineral de hierro o material
carbonoso en el proceso de producción mencionado anteriormente de
hierro metálico, se ha confirmado que una fuente de CaO (que
incluye cal muerta y carbonato de calcio además de cal viva) se
mezcla positivamente con la materia prima en la producción de la
masa pequeña mezclando mineral de hierro con el material carbonoso
para regular las composiciones, para que la basicidad (o relación
CaO/SiO_{2}) del componente que forma la escoria total contenido
en la masa pequeña de materia prima, teniendo en cuenta el
componente de formación de la escoria, tal como componente de ganga
contenido en el mineral de hierro, esté entre 0,6 y 1,8, más
preferentemente entre 0,9 y 1,5, por lo que el contenido de S en el
hierro metálico obtenido finalmente se puede reducir a 0,10% o
menor, adicionalmente hasta aproximadamente 0,05% o menor.
El coque o carbón más generalmente utilizado como
el agente reductor carbonoso contiene aproximadamente entre 0,2 y
1,0% de S y la mayor parte del S está introducido en el hierro
metálico. Por otra parte, cuando se realiza la regulación de la
basicidad por la adición positiva de la fuente de CaO, la basicidad
calculada a partir del componente que forma la escoria contenido en
la masa de materia prima es 0,3 o menor en la mayoría de los casos,
aunque varía más bien en función de la combustión del mineral de
hierro. En una escoria con una basicidad tan baja, la inclusión
(vulcanización) de S en el hierro metálico es inevitable en el
proceso siguiente de fundición y coagulación, y aproximadamente el
85% del S total contenido en la masa de materia prima es
introducido en el hierro metálico. Por consiguiente, la cantidad de
S en el hierro metálico es tan alta como 0,1-0,2%
para dañar la calidad como hierro metálico granular.
No obstante, la composición del componente que
forma la escoria se regula para que tenga una basicidad dentro del
intervalo de 0,6 y 1,8 por la adición positiva de la fuente de CaO
en el proceso de producción de la masa de materia prima, como se ha
descrito anteriormente, por lo que el S se fija en la escoria
sub-producida en la reducción y en la
carburización, la fundición y la coagulación, y la cantidad de S en
el hierro metálico granular se puede reducir, por consiguiente, en
una medida significativa, por ejemplo, hasta el nivel entre 0,06 y
0,08%. El mecanismo de la reducción de S está concebido de tal forma
que el S contenido en la masa de materia prima es reaccionado con
CaO (CaO + S -> CaS) y es fijado como CaS.
Ejemplo
1
Se utilizaron dos tipos de mezclas como materias
primas, y cada mezcla fue granulada en varios tipos de aglomerados
diferentes en el tamaño de las partículas por medio del una de una
máquina de granulación con bandeja, y las productividades de los
gránulos dentro del intervalo de \pm 10% de un tamaño pretendido
para las partículas para los casos respectivos fueron comparadas
entre sí. En resultado se muestra en la figura 2.
Materia prima
1
Composición de la fuente de óxido de hierro
(mineral de hierro): T. Fe: 68,8%, SiO_{2}: 2,1%, Al_{2}O_{3}:
0,6%, tamaño de las partículas 75 \mum o menor.
Composición carbonosa (carbón en polvo): carbono
fijo: 72,2%, contenido volátil: 18,4%, contenido de ceniza: 9,4%,
tamaño de las partículas: 75 \mum o menor.
Relación de mezcla de mineral de hierro/carbón en
polvo/aglutinante: 78,3%/20%/1,7%
Materia prima
2
Fuente de óxido de hierro y material carbono
(polvo de alto horno), composición T. Fe: 38,2%, SiO_{2}: 2,51%,
Al_{2}O_{3}: 1,03%, carbono fijo: 14,57%, tamaño de las
partículas: 75 \mum o menor.
Relación de mezcla del polvo de alto
horno/aglutinante: 98%/2%.
Como se deduce a partir de la figura 1, el valor
absoluto de la productividad de granulación se varía más bien en
función del tipo de materias primas. En ambos casos, cuanto mayor es
el tamaño pretendido de las partículas de los gránulos, menor es la
productividad de granulación. Cuando el tamaño pretendido de las
partículas excede de 10 mm, particularmente se deteriora
considerablemente la productividad de granulación. Cuando el tamaño
pretendido de las partículas es 10 mm o menor, en particular menor
que 6 mm, se puede proporcionar de una manera estable una alta
productividad de granulación. En efecto, se puede obtener una alta
productividad en un aglomerado de tamaño pequeño con un tamaño de
partículas de 10 mm o menor, más preferentemente menor que 6 mm
regulado en este invención, comparado con un aglomerado de tamaño
grande utilizado generalmente en el pasado, y esta ventaja se
muestra efectivamente en el proceso de producción del aglomerado de
materia prima.
Ejemplo
2
Se prepararon, respectivamente, cuerpos no
secados y cuerpos secados para dos tipos de aglomerados de tamaños
de partículas de 5 mm y 18 mm producidas por el uso del mismo
material que la materia prima 1 del ejemplo 1. Cada uno de ellos
fue cargado en un horno experimental y se elevó la temperatura hasta
1350ºC a una velocidad de elevación de la temperatura de
1350ºC/minuto para comparar la presencia de rotura. Para la
evaluación de la rotura, se evaluó la presencia de rotura cuando el
aglomerado estaba parcialmente roto en el calentamiento dentro del
horno y no podría mantener la mitad o más de la forma esférica.
El resultado es el siguiente. Ambos aglomerados
con tamaños de partículas de 5 mm y 18 mm no se rompieron en la
forma de cuerpo seco, pero la diferencia por tamaño de partículas
aparece claramente en la forma del cuerpo no secado con rotura del
90% de los aglomerados de tamaño grande de 18 mm frente a la no
rotura de loa aglomerados de 5 mm, y tiene un efecto malo
considerable sobre la reducción.
Tamaño de las partículas de aglomerados: 5
mm
- Aglomerado seco (número de roturas/número de ensayo) 0/10
- Aglomerado no secado (número de roturas/número de ensayo) 0/10
Tamaño de las partículas de aglomerados: 18
mm
- Aglomerado seco (número de roturas/número de ensayo) 0/10
- Aglomerado no secado (número de roturas/número de ensayo) 9/10
Ejemplo
3
El polvo utilizado como la materia prima 2 en el
ejemplo anterior fue utilizado para producir aglomerados de varios
tamaños de las partículas. Para cada aglomerado, se realizó un
experimento de reducción (el mismo aglomerado se cargó en una
bandeja plana hecha de refractario) mediante el uso de un horno
experimental (horno eléctrico del tipo de caja) para examinar el
efecto sobre la productividad del tamaño de las partículas del
aglomerado y el número de capas (1-5 capas) en el
horno. La productividad fue evaluada de acuerdo con el tiempo de
reducción requerido hasta que la tasa de reducción de cada muestra
de aglomerado alcanza el 90%. Las condiciones de reducción de la
atmósfera de nitrógeno y una temperatura de aproximadamente 1300ºC
se adoptaron en todos los casos de este experimento.
Los resultados se muestran en las figuras 3 y 4.
La influencia contra la productividad del espesor de capa del
aglomerado que tiene un tamaño de partículas que excede de 6 mm se
divide en un grupo que tiene un espesor de capa de 1 ó 2 capas y un
grupo que tiene un espesor de capa de 3 a 5 capas. Puesto que el
aglomerado recibe suficientemente el calor de radiación para
calentar rápidamente toda la capa en el espesor de 1 ó 2 capas, se
mejora la productividad cada vez más a medida que aumenta el tamaño
de las partículas de cada aglomerado. Por el contrario, la
productividad es el estado límite en conjunto en el espesor de 3 o
más capas, puesto que se retrasa la transferencia del calor de
radiación hasta el aglomerado sobre el lado inferior de la capa. En
efecto, aunque la influencia por la transferencia insuficiente de
calor al lado inferior de las capas por la carga de capas múltiples
aparece de una manera apreciable en un tamaño de partículas del
aglomerado de materia prima de 6 mm o más, en particular cuando
excede de 10 mm obstruyendo la mejora de la productividad, el
tamaño de las partículas del aglomerado de materia prima es
controlado hasta 10 mm o menor, por lo que se puede mejorar
aparentemente la productividad por el incremento en peso del
aglomerado de materia prima que acompaña al incremento del número
de capas (figura 3).
Cuando se utiliza un aglomerado que tiene
particularmente un tamaño de partículas menor que 6 mm (figura
4), el grupo que tiene el espesor mayor de capas de 3 a 5 capas
muestra aparentemente la productividad más alta que el grupo que
tiene el espesor de capas de 1 a 2 capas. En efecto, a partir de
esto se puede confirmar que ajustar el tamaño de partículas del
aglomerado a menos que 6 mm es extremadamente efectivo para
mejorar más eficientemente la productividad por el incremento en
peso del aglomerado de materia prima por el incremento en el número
de capas. La razón para esto es concebible que el tamaño menor de
las partículas del aglomerado conduzca a un incremento en la
densidad de carga de la capa de carga de la materia prima para
compensar la diferencia en la velocidad de transferencia de calor,
de manera que se puede elevar rápidamente la temperatura hasta la
parte inferior de la capa. De acuerdo con ello, cuando se utiliza el
aglomerado de tamaño pequeño, se puede incrementar la cantidad de
carga por unidad de área de la solera por medio del incremento del
número de capas para mejorar la productividad.
Además, fueron laminados aglomerados que difieren
en el tamaño de las partículas en 1 a 5 capas en el mismo método
que se ha descrito anteriormente, y se realizó el examen de la
reducción térmica para medir el tiempo necesario desde el comienzo
hasta que el porcentaje de metalización de cada aglomerado alcanza
el 90%, por lo que se examinó el espesor óptimo de la capa de
acuerdo con el tamaño de las partículas del aglomerado. Por
consiguiente, se confirmó que el espesor óptimo es 1,1 capa en un
aglomerado de un tamaño de partículas de 10 mm, 2,0 capas en un
tamaño de partículas de 8 mm, 1,7 capas en un tamaño de partículas
de 6 mm, 2,7 capas en un tamaño de partículas de 4 mm, 3,2
capas en un tamaño de partículas de 3 mm, y 4,3 capas en un
tamaño de partículas de 2 mm.
La figura 5 muestra el grado del resultado del
experimento anterior. Cuando la dispersión de las características o
productividad de los hornos prácticos, el número óptimo de capas de
acuerdo con el tamaño de las partículas del aglomerado se ajusta
dentro del intervalo mostrado por la línea inclinada de la figura 5,
se puede mejorar efectivamente la productividad por unidad de área
de la solera. También se deduce a partir del grafo que cuando se
ajusta el tamaño de las partículas del aglomerado a 100 o menor, más
preferentemente a menor que 6, particularmente dentro del intervalo
entre 2 y 5 mm, se puede incrementar el número óptimo de las capas
para mejorar efectivamente la productividad por unidad de área de
la solera.
Cuando se aplica CARGA (kg/m^{2}) en la
expresión descrita anteriormente con el tamaño de partículas de
aglomerado D (m), se puede obtener la siguiente expresión.
CARGA \
(kg/m^{2}) = densidad \ aparente \ (kg/m^{3}) \ (3/4 \cdot \pi \
(D/2)^{2} \ (m^{3}) \div
D^{2}
Puesto que la CARGA se determina substancialmente
de acuerdo con el tamaño de las partículas (D) del aglomerado, el
número adecuado de capas (H) se puede determinar de acuerdo con el
tamaño de las partículas (D) del aglomerado de materia prima, como
se muestra en la figura 5. El diámetro está adoptado como el tamaño
de las partículas cuando el tamaño de las partículas del aglomerado
de materia prima es substancialmente uniforme, y el peso medio o el
diámetro medio convertido a esfera se pueda adoptar cuando el tamaño
de las partículas no es uniforme o la forma es también irregular
como una briqueta.
Además, el número óptimo de capas se puede
incrementar para mejorar efectivamente la productividad por unidad
de área de la solera del hierro metálico granular para producir por
fundición y coagulación.
Ejemplo
4
Se utilizaron mineral de hierro (componentes
esenciales: T. Fe: 69,2%, Al_{2}O_{3}; 0,51%, SiO_{2}: 1,81%)
como fuente de hierro, carbón en polvo (componentes esenciales:
carbono fijo: 71,6%, contenido de ceniza: 8,8%, contenido
volátil:19,6%) como agente reductor carbonoso y cal viva como
aglutinante, siendo mezclados éstos de una manera uniforme en una
relación de masa de 78,54 : 20,46; 1,00, y se agitaron durante
aproximadamente 15 minutos por el uso de una mezcladora mientras se
pulverizaba agua, por lo que se obtuvo un aglomerado pequeño pseudo
granular (contenido de agua: 12,9%). Estos aglomerados pequeños
fueron secados para tener un contenido de humedad de
aproximadamente 6%, y fueron separados por cribado en cuatro grupos
de tamaños de partículas de 1,0 mm o menor,
1,0-3,35 mm, 3,35-5,6 mm, y
5,6-6,7 mm.
Las partículas carbonosas pseudo granulares
fueron colocadas estrechamente sobre la superficie inferior de una
bandeja plana hecha de refractario, y cada uno de los aglomerados
pequeños cribados fue cargado en capas para alcanzar una altura de
aproximadamente 12 mm. Éstos se colocaron en un horno eléctrico
pequeño y se calentaron a 1440ºC durante 12 minutos (durante 15
minutos cuando se utilizaron aglomerados con un tamaño de
partículas menor que 1 mm), llevando al mismo tiempo gas nitrógeno
100% para reducirlos y fundirlos, por lo que se produjo
experimentalmente hierro metálico granular. El valor medio de la
densidad aparente del hierro metálico granular resultante y el
rendimiento de Fe del hierro metálico granular que tiene un tamaño
de partículas de 3 mm o más, se muestran en la figura 9. Para
comparación, la producción de hierro metálico granular se realizó
de la misma manera que en el método anterior, pero ajustando el
tamaño medio de las partículas de los aglomerados a 18,5 mm y
cambiando la condición de calentamiento a 1430ºC x 12 minutos. El
resultado se muestra también en la misma figura.
En la producción de hierro metálico granular por
calentamiento y reducción del aglomerado que contiene la fuente de
óxido de hierro y el agente reductor carbonoso, se supone que se
puede obtener más hierro metálico granular cuando el tamaño del
aglomerado de la materia prima es mayor. En el experimento anterior,
se reconoce también que el tamaño de las partículas del hierro
metálico granular resultante tiende a incrementarse relativamente a
medida que se incrementa el tamaño de las partículas del aglomerado
de materia prima. No obstante, esta tendencia es ligera e incluso
si se utiliza como materia prima el aglomerado pequeño que tiene un
tamaño de partículas de aproximadamente 3 a 7 mm utilizado en
esta invención, el tamaño de las partículas del hierro granular
resultante apenas difiere del tamaño de las partículas del hierro
granular obtenido en el uso del aglomerado que tiene un tamaño
general de las partículas de aproximadamente 18 mm. Por lo tanto,
de acuerdo con esta invención, la ventaja mencionada anteriormente
por el uso de aglomerados pequeños se puede aprovechar
efectivamente sin provocar apenas ningún deterioro en la calidad del
hierro metálico granular.
En el experimento anterior, puesto que se colocó
polvo de coque sobre la solera, el hierro metálico granular
producido fue coagulado totalmente sobre la superficie del polvo de
coque, y apenas se observó corrosión de la bandeja en la superficie
inferior, pero se observó ligeramente en la superficie de la pared
lateral.
Cuando se utilizaron la fuente de óxido de hierro
y el agente reductor carbonoso de la misma composición que
anteriormente como las materias primas, y se realizó la reducción de
calor en la misma condición que anteriormente, a excepción del uso
de los polvos secos no sometidos a tratamiento de aglomeración, como
resultado se confirmó que no se produjo hierro metálico fundido, ni
siquiera cuando se elevó la temperatura a 1480ºC. Como razón de
esto es concebible que apenas se desarrolló la reducción debido a
que la fuente de óxido de hierro y el agente reductor carbonoso no
estuvieron en contacto estrecho entre sí, y el óxido de hierro no se
pudo reducir en hierro metálico al nivel de 1440ºC.
Ejemplo
5
El mineral de hierro (el mismo que en el ejemplo
4) se utilizó como fuente de hierro y el coque en polvo (el mismo
que en el ejemplo 4) se utilizó como agente reductor carbonoso, se
mezclaron uniformemente en una relación de 79,3% : 20,7% (% en
masa) y se añadió 10% de agua entonces a ello para realizar la
granulación por el uso de una máquina de granulación de bandeja,
por lo que se produjeron aglomerados pequeños que tienen tamaños de
partículas de 3 a 5 mm. Los aglomerados pequeños fueron cargados
en una bandeja plana hecha de refractario en un espesor de
aproximadamente 30 mm sin secar, se formaron tres crestas de 20
mm o 30 mm de altura sobre la superficie a intervalos de una
anchura de aproximadamente 30 mm, y la bandeja resultante se
cargó en un horno eléctrico del tipo de caja y se calentó a 1425ºC
durante 12 minutos, por lo que se realizaron la reducción y la
fundición y la coagulación. Como resultado de la comparación del
estado de producción de hierro metálico granular (rendimiento de
hierro metálico granular 3,35 mm o más de diámetro), el
rendimiento de hierro metálico granular de 3,35 mm o más de
diámetro fue 93,0% en la altura de la cresta de 20 mm, y 94,7% en
la altura de la cresta de 30 mm.
Cuando se observó el estado de flujo del hierro
metálico fundido producido por el calentamiento después de la
reducción a través de una ventana de observación en el experimento
anterior, se observó el fenómeno de que el hierro metálico fundido
producido en la parte superior de la cresta fluye hacia abajo a lo
largo del valle y se coagula y granula en la parte inferior del
valle. Se confirmó que el tamaño de las partículas del hierro
metálico granular resultante es mayor a medida que se eleva la
altura de la cresta. Sin embargo, cuando el espacio de la cresta es
demasiado ancho, difícilmente se puede mostrar efectivamente el
efecto de coagulación anterior. Se ha confirmado que el hierro
metálico granular que tiene un tamaño de partícula de
aproximadamente 3 mm o más se puede producir efectivamente con un
espacio entre las crestas ajustado a 10 mm aproximadamente.
Claims (12)
1. Un método para la producción de hierro
reducido, que comprende:
aglomerar una mezcla de materia prima que
contiene un agente reductor carbonoso y un material que contiene
óxido de hierro en aglomerados pequeños;
cargar los aglomerados pequeños en horno
reductor;
calentar los aglomerados pequeños en el horno de
reducción; y reducir óxido de hierro sólido en los aglomerados
pequeños para producir hierro reducido sólido,
caracterizado porque 60% en masa o más de
los aglomerados pequeños tienen un tamaño en el intervalo entre 3
mm y 7 mm.
2. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con la reivindicación 1, que comprende, además:
calentar el hierro reducido sólido dentro del
horno de reducción;
fundir el hierro metálico producido en el hierro
reducido sólido; y
coagular el hierro metálico fundido, separando al
mismo tiempo el componente de escoria contenido en los aglomerados
pequeños para proporcionar hierro metálico granular.
3. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con la reivindicación 1 ó 2, en el que los aglomerados
pequeños se cargan sobre la solera del horno de reducción en 2 a 5
capas.
4. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 3, en el que
los aglomerados pequeños se cargan sobre la solera del horno de
reducción para solaparse mutuamente en un espesor entre 10 y 30
mm.
5. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 4, en el que
los aglomerados pequeños son nivelados sobre la solera del horno de
reducción de manera que el número de capas está entre 3 y 5.
6. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 5, en el que
los aglomerados pequeños se cargan en el horno de reducción sin
secar.
7. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 6, en el que
los aglomerados pequeños se cargan sobre la solera después de secar
al menos sus superficie.
8. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 7, en el que
se forman partes de montaña y partes de valle sobre la capa de
aglomerados pequeños cargada sobre la solera del horno de
reducción.
9. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 8, en el que
los aglomerados pequeños se cargan disponiendo un material carbonoso
en polvo sobre la solera del horno de reducción.
10. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 9, en el que
los aglomerados pequeños se cargan sobre la solera con el polvo
carbonoso adherido a su superficie.
11. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 10, en el
que el horno de reducción es un horno de solera giratoria.
12. El método para producir hierro reducido de
acuerdo con una cualquiera de las reivindicaciones 1 a 11, en el
que los aglomerados pequeños se cargan en el horno de reducción, y
entonces se eleva la temperatura de la superficie hasta 1200ºC o
más en el tiempo de 1/3 del tiempo total de reducción.
Applications Claiming Priority (4)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2000-108590 | 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 |
JP2000-108589 | 2000-04-10 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
ES2255562T3 true ES2255562T3 (es) | 2006-07-01 |
Family
ID=26589813
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
ES01947219T Expired - Lifetime ES2255562T3 (es) | 2000-04-10 | 2001-04-10 | Metodo para producir hierro reducido. |
Country Status (10)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US6602320B2 (es) |
EP (1) | EP1185714B1 (es) |
KR (1) | KR100549892B1 (es) |
CN (1) | CN1294281C (es) |
AU (1) | AU6896601A (es) |
CA (1) | CA2372378C (es) |
DE (1) | DE60116009T2 (es) |
ES (1) | ES2255562T3 (es) |
TW (1) | TW562860B (es) |
WO (1) | WO2001077395A1 (es) |
Families Citing this family (33)
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 |
EA001158B1 (ru) * | 1996-03-15 | 2000-10-30 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Сё | Способ и устройство для получения металлического железа |
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 |
DE60322561D1 (de) * | 2002-10-18 | 2008-09-11 | Kobe Steel Ltd | Ferronickel und verfahren zur herstellung von rohmaterial für die ferronickelverhüttung |
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 |
JP2008523247A (ja) * | 2004-12-07 | 2008-07-03 | ニュー−アイロン テクノロジー リミテッド ライアビリティー カンパニー | 金属鉄ナゲットを生成するための方法およびシステム |
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 |
AU2007279272B2 (en) * | 2006-07-26 | 2012-04-26 | Nu-Iron Technology, Llc | 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 |
US8518146B2 (en) | 2009-06-29 | 2013-08-27 | Gb Group Holdings Limited | 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 |
EP3778937A1 (en) | 2016-04-22 | 2021-02-17 | Sumitomo Metal Mining Co., Ltd. | Method for smelting oxide ore |
CN108884515B (zh) * | 2016-04-27 | 2020-11-24 | 住友金属矿山株式会社 | 氧化物矿石的冶炼方法 |
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 |
Family Cites Families (34)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US636744A (en) * | 1899-05-01 | 1899-11-14 | Walter W Bateman | Toilet vaporizing apparatus. |
US1885381A (en) | 1930-06-30 | 1932-11-01 | Kenneth M Simpson | Process for the production of iron |
US3443931A (en) | 1965-09-10 | 1969-05-13 | Midland Ross Corp | Process for making metallized pellets from iron oxide containing material |
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 |
CA1158442A (en) * | 1980-07-21 | 1983-12-13 | Mehmet A. Goksel | 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 |
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 |
US5730775A (en) * | 1994-12-16 | 1998-03-24 | Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch | Method for rapid reduction of iron oxide in a rotary hearth furnace |
AUPN461695A0 (en) * | 1995-08-07 | 1995-08-31 | Technological Resources Pty Limited | A process for reducing iron oxides |
US5601631A (en) * | 1995-08-25 | 1997-02-11 | Maumee Research & Engineering Inc. | Process for treating metal oxide fines |
EA001158B1 (ru) * | 1996-03-15 | 2000-10-30 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Сё | Способ и устройство для получения металлического железа |
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 |
BR9806224A (pt) * | 1997-09-30 | 2000-04-18 | Kawasaki Steel Co | Forno de soleira rotativo para reduzir óxidos e seu método operacional. |
CA2251339A1 (en) | 1997-10-30 | 1999-04-30 | Hidetoshi Tanaka | Method of producing iron oxide pellets |
TW495552B (en) | 1997-12-18 | 2002-07-21 | Kobe Steel Ltd | Method of producing reduced iron pellets |
JP3081581B2 (ja) | 1998-03-23 | 2000-08-28 | 株式会社神戸製鋼所 | 高金属化率還元鉄塊成物の製造方法 |
EP0952230A1 (en) * | 1998-03-24 | 1999-10-27 | KABUSHIKI KAISHA KOBE SEIKO SHO also known as Kobe Steel Ltd. | Method of producing reduced iron agglomerates |
JP2997459B1 (ja) | 1998-11-04 | 2000-01-11 | 株式会社神戸製鋼所 | 還元鉄塊成物の製造方法 |
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 |
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 |
ZA995438B (en) | 1998-08-27 | 2000-03-20 | 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 |
US6126718A (en) * | 1999-02-03 | 2000-10-03 | Kawasaki Steel Corporation | Method of producing a reduced metal, and traveling hearth furnace for producing same |
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 |
-
2001
- 2001-04-03 TW TW090107939A patent/TW562860B/zh not_active IP Right Cessation
- 2001-04-10 CN CNB018007007A patent/CN1294281C/zh not_active Expired - Fee Related
- 2001-04-10 CA CA002372378A patent/CA2372378C/en not_active Expired - Fee Related
- 2001-04-10 ES ES01947219T patent/ES2255562T3/es not_active Expired - Lifetime
- 2001-04-10 AU AU68966/01A patent/AU6896601A/en not_active Abandoned
- 2001-04-10 EP EP01947219A patent/EP1185714B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2001-04-10 KR KR1020017015898A patent/KR100549892B1/ko not_active IP Right Cessation
- 2001-04-10 US US09/828,950 patent/US6602320B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2001-04-10 WO PCT/EP2001/004124 patent/WO2001077395A1/en active IP Right Grant
- 2001-04-10 DE DE60116009T patent/DE60116009T2/de not_active Expired - Fee Related
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CA2372378C (en) | 2006-09-19 |
KR100549892B1 (ko) | 2006-02-06 |
AU6896601A (en) | 2001-10-23 |
US6602320B2 (en) | 2003-08-05 |
KR20020022694A (ko) | 2002-03-27 |
US20010037703A1 (en) | 2001-11-08 |
DE60116009D1 (de) | 2006-01-26 |
TW562860B (en) | 2003-11-21 |
EP1185714A1 (en) | 2002-03-13 |
EP1185714B1 (en) | 2005-12-21 |
WO2001077395A1 (en) | 2001-10-18 |
CA2372378A1 (en) | 2001-10-18 |
CN1294281C (zh) | 2007-01-10 |
DE60116009T2 (de) | 2006-08-03 |
CN1365396A (zh) | 2002-08-21 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
ES2255562T3 (es) | Metodo para producir hierro reducido. | |
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 | |
ES2323763T3 (es) | Granulos sin tratar que contienen oxidos metalicos para horno reductor y metodo para su produccion, metodo para reduccion de los mismos. | |
EP0969105B1 (en) | Method of operating a movable hearth furnace for reducing oxides | |
RU2279483C2 (ru) | Способ получения металлического железа | |
EP1307596B1 (en) | Method for producing metallic iron | |
JP2010111941A (ja) | フェロバナジウムの製造方法 | |
JP6294152B2 (ja) | 粒状金属鉄の製造方法 | |
JP5420935B2 (ja) | 粒状金属鉄の製造方法 | |
JP2001294921A (ja) | 粒状金属鉄の製法 | |
JP2005194544A (ja) | 半還元塊成鉱の製造方法 | |
JP5210555B2 (ja) | 粒状金属鉄の製造方法 | |
JP5042203B2 (ja) | 粒状金属鉄の製法 | |
JP5096810B2 (ja) | 粒状金属鉄の製造方法 | |
JP5096811B2 (ja) | 粒状金属鉄の製造方法 | |
PL205324B1 (pl) | Sposób wytwarzania metalicznego żelaza | |
BRPI0902407A2 (pt) | processo de utilização de escórias sintéticas sinterizadas desfosforantes, na desfosforação de gusa no alto forno e na desfosforação de aços via forno elétrico a arco e a fabricação das respectivas escórias |