JPS6325046B2 - - Google Patents

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JPS6325046B2
JPS6325046B2 JP3107381A JP3107381A JPS6325046B2 JP S6325046 B2 JPS6325046 B2 JP S6325046B2 JP 3107381 A JP3107381 A JP 3107381A JP 3107381 A JP3107381 A JP 3107381A JP S6325046 B2 JPS6325046 B2 JP S6325046B2
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JP
Japan
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gas
blast furnace
sponge iron
reducing
temperature
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JP3107381A
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Japanese (ja)
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JPS57149405A (en
Inventor
Santen Suben
Yohanson Boruie
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ESU KAA EFU SUTEIIRU ENG AB
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ESU KAA EFU SUTEIIRU ENG AB
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Publication date
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  • Manufacture Of Iron (AREA)

Description

【発明の詳細な説明】 還元剤として石炭のような固体還元剤が用いら
れる、スポンジ鉄の製造のための慣用のプロセス
には次のようなものがある。
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION Conventional processes for the production of sponge iron in which a solid reducing agent such as coal is used as the reducing agent include the following.

(イ) 回転炉法。この方法においては石炭が傾斜回
転炉において還元されるべき鉱石とともに用い
られる。この方法の困難な点は、主として運動
エネルギの故に、好ましくは1000℃である比較
的高度により作業を行なう必要があり、この温
度においては材料が反応チヤンバ内において目
詰まりし、堆積するという著しい問題点が生ず
る。
(a) Rotary furnace method. In this method, coal is used together with the ore to be reduced in a tilted rotary furnace. The difficulty of this method, primarily due to the kinetic energy, is that it must be operated at relatively high altitudes, preferably 1000°C, and at this temperature there is a significant problem of clogging and deposition of material in the reaction chamber. A dot appears.

(ロ) 部分燃焼に基づいて石炭を気化するための装
置を組み合わせた高炉を使用する方法。この周
知の方法の欠点は気化装置の投資コストが極め
て高くなるとともにエネルギ消費量が極めて多
くなるという点である。
(b) A method using a blast furnace combined with a device for vaporizing coal on the basis of partial combustion. The disadvantage of this known method is that the investment cost of the vaporizer is very high and the energy consumption is very high.

(ハ) プラズマ生成装置を用いて固体状の形態にあ
る石炭を直接気化する方法で、例えばスウエー
デン国特許第7304332―5号に記載の方法。こ
の方法の欠点は石炭の供給を極めて正確に調節
しなければならないという点と、石炭の品質に
よつては灰の取扱いに問題が生ずるという点で
ある。更には、生成されたガスが還元目的のた
めに理想的であるよりも低い水素濃度を有して
いるという問題もある。
(c) A method of directly vaporizing coal in solid form using a plasma generation device, such as the method described in Swedish Patent No. 7304332-5. The disadvantages of this method are that the coal supply must be very precisely regulated and, depending on the quality of the coal, problems arise in handling the ash. There is also the problem that the gas produced has a lower hydrogen concentration than is ideal for reduction purposes.

周知の方法に関する前述の困難さ及び欠点は本
発明により実質的に解除出来るということが判明
した。本発明は高炉において酸化鉄を連続還元す
ることによりスポンジ鉄を製造するための方法に
向けられている。還元ガスは酸化鉄に対して対向
流をなすように通過させられており、主として
CO及びH2からなつている。この還元ガスは再循
環ガス即ち高炉を去る還元ガスのみならず、プラ
ズマ発生装置の助けにより石炭、好ましくは石炭
のような固体還元剤から生成された余剰ガスから
作られている。前記再循環ガスは最初CO2及び
H2Oを実質的にとり去り、かくて清浄化された
ガスが2つの部分に分割され、一方の部分がプラ
ズマ発生装置へと通過させられる。前記プラズマ
発生装置はコークス又はその類いの固体還元剤で
実質的に充満されたガス発生炉から構成されてい
る。前記発生炉の下側部分内にはプラズマバーナ
が配設されており、当該プラズマバーナを去る高
温ガス流内には水及び/又は酸素ガスが噴射され
ており、かくて水及び/又は酸素ガスは還元剤と
反応させられ主としてCO及びH2からなる混合物
が形成される。生成されたガスの温度レベルは固
体還元剤内に含まれる灰分がスラグを形成するよ
うな範囲内に維持される。ガス発生装置を去る前
記高温CO―H2混合物は洗浄された再循環ガスの
他方の流れ部分の少なくとも幾らかと混合されて
おり、その混合比率は最終ガス混合物の温度が還
元プロセスのために適するように選ばれている。
It has been found that the aforementioned difficulties and drawbacks with respect to known methods can be substantially obviated by the present invention. The present invention is directed to a method for producing sponge iron by continuous reduction of iron oxide in a blast furnace. The reducing gas is passed in countercurrent to the iron oxide, and is mainly
Consists of CO and H2 . This reducing gas is made not only from the recirculated gas, i.e. the reducing gas leaving the blast furnace, but also from the surplus gas produced from coal, preferably a solid reducing agent such as coal, with the aid of a plasma generator. The recirculating gas is initially CO2 and
The H 2 O is substantially removed and the thus purified gas is divided into two parts and one part is passed to the plasma generator. The plasma generating device consists of a gas generating furnace substantially filled with a solid reducing agent such as coke or the like. A plasma burner is arranged in the lower part of the generator, and water and/or oxygen gas is injected into the hot gas stream leaving the plasma burner, so that the water and/or oxygen gas is injected into the stream of hot gas leaving the plasma burner. is reacted with a reducing agent to form a mixture consisting primarily of CO and H2 . The temperature level of the produced gas is maintained within a range such that the ash contained within the solid reducing agent forms a slag. Said hot CO—H 2 mixture leaving the gas generator is mixed with at least some of the other stream portion of the scrubbed recycle gas, the mixing ratio being such that the temperature of the final gas mixture is suitable for the reduction process. has been selected.

本発明の1つの実施例によれば、前記ガス発生
炉内に生成されたガスの温度レベルは1300〜1500
℃の温度範囲に調節される。最終ガス混合物が高
炉の下側部分に提供される以前において、ガス混
合物を前記第2の流れ部分と混合することにより
700〜1000℃の温度範囲内にもちきたすこともま
た好ましい。
According to one embodiment of the present invention, the temperature level of the gas produced in the gas generator is between 1300 and 1500.
Adjusted to a temperature range of ℃. by mixing the gas mixture with said second flow section before the final gas mixture is provided to the lower part of the blast furnace.
It is also preferred to carry it within the temperature range of 700-1000°C.

本発明の別の実施例によれば前記再循環ガスは
そのCO2濃度が好ましくは2%以下となるように
洗浄される。
According to another embodiment of the invention, the recycle gas is scrubbed so that its CO 2 concentration is preferably below 2%.

本発明によるスポンジ鉄製造方法を実施するた
めの装置は還元ガス発生システムを有しており、
当該発生システムは反応チヤンバを去る還元ガス
のための洗浄装置と、これに接続されてかくて得
られた洗浄還元ガスの一部分を収納するためのガ
ス発生炉とを含んでいる。前記ガス発生炉にはそ
の下側部分にプラズマバーナが設けられており、
当該バーナは実質的にコークスのような固体還元
剤で充満されるようにされている。水及び/又は
酸素ガスのみならず任意付加的な粉末形態の還元
剤をバーナで生成されたプラズマガス内に制御し
て導入するための供給装置が設けられている。前
記ガス発生炉の下流側には該炉からの環元ガスの
部分を洗浄された反応ガスの第2の未処理部分と
混合させるために調節式ミキサが設けられてい
る。前記反応チヤンバの下側セクシヨンにはかく
て得られた最終ガス混合物を導入するための吹付
け装置も又設けられている。
The apparatus for carrying out the method for producing sponge iron according to the present invention has a reducing gas generation system,
The generation system includes a cleaning device for the reducing gas leaving the reaction chamber and a gas generating furnace connected thereto for containing a portion of the cleaning reducing gas thus obtained. The gas generating furnace is provided with a plasma burner in its lower part,
The burner is substantially filled with a solid reducing agent such as coke. A feeding device is provided for the controlled introduction of water and/or oxygen gas as well as optionally additional reducing agent in powder form into the plasma gas produced in the burner. A regulated mixer is provided downstream of the gas generating furnace to mix a portion of the reflux gas from the furnace with a second untreated portion of the scrubbed reactant gas. A blowing device is also provided for introducing the final gas mixture thus obtained into the lower section of the reaction chamber.

以下付図を参照して本発明のより具体的な説明
を行なう。
The present invention will be described in more detail below with reference to the accompanying drawings.

酸化鉄の塊りの還元は還元炉1内で行なわれ
る。酸化鉄の塊り2は羽口弁3を経て炉1内に送
給され、炉1の下側セクシヨンにおいて導入され
た主として一酸化炭素及び水素ガスからなる高温
還元ガスの対向流によつて処理される。スポンジ
鉄製品は高炉1の底部4内に設けた取出口5から
除去される。30%から50%が反応済みの還元ガス
が取出口6を経て高炉1の上側部分から除去され
る。
Reduction of the iron oxide lump is carried out in a reduction furnace 1. The iron oxide mass 2 is fed into the furnace 1 via the tuyere valve 3 and treated by a countercurrent of hot reducing gases, mainly carbon monoxide and hydrogen gas, introduced in the lower section of the furnace 1. be done. The sponge iron product is removed through an outlet 5 provided in the bottom 4 of the blast furnace 1. The reducing gas, of which 30% to 50% has been reacted, is removed from the upper part of the blast furnace 1 via the outlet 6.

かくて高炉1から除去されたガスは50%から70
%の未反応CO及びH2を含むほかに反応製品CO2
及びH2Oをも含んでいる。このガスはまだ比較
的高いパーセンテージのCO及びH2を含んでいる
ので当該ガスはプロセス内で再使用可能である。
Thus, the gas removed from blast furnace 1 ranges from 50% to 70%.
% unreacted CO and H2 plus reaction products CO2
and H 2 O. Since this gas still contains a relatively high percentage of CO and H2 , it can be reused within the process.

しかしながら、前記ガスが還元ガスとして再使
用可能となるためにはCO2及びH2Oの濃度は5%
以下に減少させなければならない。このことはガ
スを洗浄装置(CO2/H2O洗浄装置)7中に通過
させることにより達成される。前記ガスがこの洗
浄装置中を通過する時には、当該ガスは反応製品
CO2及びH2Oが解放されるばかりでなく、実際の
洗浄プロセスによればガスの量をバランスさせ当
該ガスの燃焼するのを防止することが出来る。前
記洗浄装置7は活性化物質として例えばモノエタ
ノールアミンを含むことが出来、ガス内のCO2
濃度をそれが洗浄装置を通過した際に2%以下に
適当に減少させることが出来る。
However, in order for the gas to be reusable as a reducing gas, the concentration of CO 2 and H 2 O must be 5%.
Must be reduced to: This is achieved by passing the gas through the scrubber 7 (CO 2 /H 2 O scrubber). When the gas passes through this cleaning device, it is mixed with reaction products.
Not only is CO 2 and H 2 O released, but the actual cleaning process balances the amount of gas and prevents it from burning. Said cleaning device 7 can contain, for example, monoethanolamine as an activator, suitably reducing the concentration of CO 2 in the gas to below 2% when it passes through the cleaning device.

洗浄装置7の後前記ガスはコンプレツサ8を通
過し、プロセスに必要とされる圧力増大を達成し
た後少なくとも2つの流れ部分9,10へと分割
される。
After the cleaning device 7, the gas passes through a compressor 8 and is divided into at least two flow parts 9, 10 after achieving the pressure increase required for the process.

室温にある前記流れ部分9はガス発生装置11
内へと通過させられ、ここで必要な余剰ガスが好
ましくはコークスである固体還元剤及び水及び/
又は酸素ガスから発生させられる。前記がス流れ
9はガス発生装置11内のプラズマガスとして用
いられ、ガス発生プロセスに必要とされるエネル
ギの量はプラズマバーナ12内において供給され
る。前記ガス発生装置11は好ましくはコークス
である固体還元剤で実質的に充満される。好まし
くは水及び/又は酸素ガスである酸化剤がジエツ
ト13を経てガス発生装置11へと供給され、当
該酸化剤はプラズマバーナ12を去る高温ガス流
れ内に進入する。例えば粉末形態にある余分な還
元剤を噴射装置13aを経て任意選択的に添加す
ることが出来る。この付加的還元剤は好ましくは
石炭塵であり、当該石炭塵は20メツシユ以下の粒
寸法好ましくは100メツシユ以下の粒寸法を備え
ている。プラズマバーナからの前記高温ガス流れ
はかくて還元剤と反応させられ、CO及びH2を形
成する。
Said flow section 9 at room temperature is connected to a gas generator 11
where the necessary excess gas is passed into a solid reducing agent, preferably coke, and water and/or
Or generated from oxygen gas. The gas stream 9 is used as a plasma gas in a gas generation device 11 and the amount of energy required for the gas generation process is provided in a plasma burner 12. Said gas generator 11 is substantially filled with a solid reducing agent, preferably coke. An oxidizing agent, preferably water and/or oxygen gas, is supplied to the gas generator 11 via a jet 13, which oxidizing agent enters the hot gas stream leaving the plasma burner 12. Extra reducing agent, for example in powder form, can optionally be added via the injection device 13a. This additional reducing agent is preferably coal dust, said coal dust having a particle size of less than 20 meshes, preferably less than 100 meshes. The hot gas stream from the plasma burner is thus reacted with the reducing agent to form CO and H2 .

前記ガス発生装置11内のエネルギの供給は石
炭塵内に存在する灰分がスラグ14へと溶融させ
られ、ガス発生装置11の下側部分から液体又は
固体形態で注出装置16を経て除去され得るよう
に規制されている。前記灰の成分の故に、温度は
1300〜1500℃の範囲内に選ばれるのが好ましい。
The supply of energy in said gas generator 11 is such that the ash present in the coal dust is melted into a slag 14 and can be removed from the lower part of the gas generator 11 in liquid or solid form via a pouring device 16. It is regulated as follows. Because of the composition of the ash, the temperature is
The temperature is preferably selected within the range of 1300 to 1500°C.

前記発生装置内で生成された還元ガスはCO及
びH2を含むほかに還元剤からの硫黄を含む可能
性がある。この中間ガス混合物はそれ故硫黄フイ
ルタ15(例えばドロマイトフイルタ)を通過さ
せられ、ここで硫黄濃度がスポンジ鉄プロセスに
許容されるレベル、好ましくは75ppm以下のレベ
ルへと減少させられる。
The reducing gas produced within the generator includes CO and H 2 as well as potentially sulfur from the reducing agent. This intermediate gas mixture is then passed through a sulfur filter 15 (eg a dolomite filter) where the sulfur concentration is reduced to a level acceptable for sponge iron processes, preferably below 75 ppm.

本発明の代替的実施例によれば、前記硫黄フイ
ルタ15は前記コークスベツドに適当な物質を設
けることにより前記ガス発生装置自体内に組み込
むことが出来る。
According to an alternative embodiment of the invention, the sulfur filter 15 can be integrated into the gas generator itself by providing a suitable material in the coke bed.

前記硫黄フイルタ15を去つたガスはスポンジ
鉄プロセスに必要とされる温度を実質的に超えた
温度にあり、当該温度は従つてガスを流れ部分1
0内の低温洗浄ガスの適当な部分内に混合して低
下させられ、例えば750〜1000℃好ましくは825℃
のプロセス適正温度が生み出される。
The gas leaving said sulfur filter 15 is at a temperature substantially above that required for the sponge iron process, which temperature therefore directs the gas to flow section 1.
Mixed into a suitable portion of the cold cleaning gas within 0°C, e.g. 750-1000°C, preferably 825°C
A suitable temperature for the process is created.

尚、使用される石炭の硫黄含有量が低く従つて
発生する還元ガスの脱硫を特に必要としない場合
には、該ガスが前記硫黄フイルタ15を通過させ
られる工程は省略することができる。
Incidentally, if the sulfur content of the coal used is low and therefore desulfurization of the generated reducing gas is not particularly required, the step of passing the gas through the sulfur filter 15 can be omitted.

前記ガス発生装置からのガスと前記流れ部分1
0を混合するのに別個の混合装置を用いることも
出来るが、流れ部分10の一部又は全部をガス発
生装置11の頂部に導入してガス発生装置を混合
チヤンバとして用いることも又可能である。
Gas from the gas generator and the flow section 1
Although a separate mixing device can be used to mix the 0, it is also possible to introduce part or all of the flow section 10 into the top of the gas generator 11 and use the gas generator as a mixing chamber. .

試験的規模の実験において、製造されるスポン
ジ鉄1ton当り下記の消費値が得られた。
In pilot scale experiments, the following consumption values were obtained per ton of sponge iron produced:

即ち、電力量が820kWh,石炭粉末が172Kgで
あつた。
That is, the amount of electricity was 820kWh and the amount of coal powder was 172Kg.

次に、上記実験におけるデータについて詳細に
説明する。
Next, data from the above experiment will be explained in detail.

製造されるスポンジ鉄(sponge iron)1ton
は、鉄(Fe)を93%即ち930Kg含有しており、
Fe1mol=55.8gであるのでこれは 930/55.8=16.667kmol Fe を含んでいる。この鉄の金属化率を95%とすると
スポンジ鉄1tonにつき Feが15.834kmol/ton sponge iron FeOが0.833kmol/ton sponge iron ……(1) 含まれている。
1 ton of sponge iron manufactured
contains 93% iron (Fe), or 930 kg,
Since 1mol of Fe = 55.8g, this contains 930/55.8 = 16.667kmol Fe. Assuming that the metallization rate of this iron is 95%, 1 ton of sponge iron contains 15.834 kmol of Fe/ton of sponge iron and 0.833 kmol of FeO/ton of sponge iron...(1).

原料を分析するとスポンジ鉄1tonにつき Fe2O3が8.334kmol/ton sponge iron 酸素(O)が25.001kmol/ton sponge iron
……(2) 含まれていた。
Analysis of the raw materials shows that Fe 2 O 3 per ton of sponge iron is 8.334 kmol/ton sponge iron and oxygen (O) is 25.001 kmol/ton sponge iron.
...(2) It was included.

従つて、還元によつて除去されるべき酸素の量
は (2)―(1)=25.001―0.833 =24.168kmol/ton sponge iron ……(3) である。
Therefore, the amount of oxygen to be removed by reduction is (2) - (1) = 25.001 - 0.833 = 24.168 kmol/ton sponge iron ... (3).

この酸素は下記の反応 O+CO→CO2又は O+HB→H2O によつて除去される。 This oxygen is removed by the following reaction O+CO→CO 2 or O+HB→H 2 O.

次に、石炭(coal)1Kgから生成される還元ガ
スについて述べる。
Next, the reducing gas generated from 1 kg of coal will be described.

先ず、石炭1Kgは下記の組成を有していた。 First, 1 kg of coal had the following composition.

% mol/Kgcoal C 75.9 63.250 ……(4) H 4.3 43.000 O 9.4 5.875 ……(5) 石炭の炭素分は水により下記の反応 C+H2O→C+(H2+O)→CO+H2 に従つて酸化される。この反応に必要とされる
H2O即ち(H2+O)の量は、上記(4)と当量であ
るがその中のO(酸素)は上記(5)から得られるの
で (4)―(5)=63.250―5.875 =57.375mol/Kgcoal ……(6) である。
% mol/Kgcoal C 75.9 63.250 ……(4) H 4.3 43.000 O 9.4 5.875 ……(5) The carbon content of coal is oxidized with water according to the following reaction C + H 2 O → C + (H 2 + O) → CO + H 2 be done. required for this reaction
The amount of H 2 O, that is, (H 2 + O) is equivalent to the above (4), but since the O (oxygen) in it is obtained from the above (5), (4) - (5) = 63.250 - 5.875 = 57.375mol/Kgcoal...(6).

亦、石炭1Kgから理論上生成される還元ガスは CO 63.250mol/Kgcoal ……(i) H2 100.375mol/Kgcoal ……(ii) 163.625mol/Kgcoal (≒0.164kmol/Kgcoal) ……(7) なる組成を有している。 In addition, the reducing gas theoretically generated from 1Kg of coal is CO 63.250mol/Kgcoal ……(i) H 2 100.375mol/Kgcoal ……(ii) 163.625mol/Kgcoal (≒0.164kmol/Kgcoal) ……(7) It has the following composition.

従つて、この還元ガスは上記(7)と当量即ち石炭
1Kg当り0.164kmolの酸素を除去することが出
来、従つて前記(3)に示される量の酸素を除去する
には 24.168/0.164 =147.366Kgcoal/ton sponge iron ……(8) の石炭が必要である。
Therefore, this reducing gas can remove oxygen equivalent to (7) above, that is, 0.164 kmol per 1 kg of coal. Therefore, to remove the amount of oxygen shown in (3) above, 24.168/0.164 = 147.366 Kgcoal/ton sponge iron ...(8) of coal is required.

即ち、1tonのスポンジ鉄を得るには147.4Kgの
石炭が必要である。
In other words, 147.4 kg of coal is required to obtain 1 ton of sponge iron.

次に、スポンジ鉄1tonを製造するのに理論上必
要な電力量(E)は以下の如く計算される。
Next, the amount of electricity (E) theoretically required to produce 1 ton of sponge iron is calculated as follows.

(A) 石炭1Kgを分解してガス化するには
1.255MJ/Kgcoalの熱量が必要とされ、従つて
前記(8)に示される量の石炭を分解するのに必要
な熱量は下記の通り計算される。
(A) To decompose and gasify 1 kg of coal
A heat amount of 1.255 MJ/Kgcoal is required, and therefore, the heat amount required to decompose the amount of coal shown in (8) above is calculated as follows.

1.255×147.366=184.944MJ/ton sponge iron ……(9) (B) 水1molをHとOに分解するには285.9kJ/
molの熱量が必要とされ、従つて前記(6)に示さ
れる量の水を分解するのに必要な熱量は前記(8)
も考慮して下記の通り計算される。
1.255×147.366=184.944MJ/ton sponge iron ……(9) (B) To decompose 1 mol of water into H and O, it takes 285.9kJ/
Therefore, the amount of heat required to decompose the amount of water shown in (6) above is the amount of heat shown in (8) above.
It is calculated as follows, taking into account:

285.9×57.375×147.366 =2417.320MJ/ton sponge iron ……(10) (C) CO及びH21molを1600℃に加熱するには夫々
45kJ/mol及び42.5kJ/molの熱量が必要とさ
れ、従つて前記(i)及び(ii)に夫々示される量の
CO及びH2を1600℃に加熱するのに必要な熱量
は前記(8)も考慮して下記の通り計算される。
285.9×57.375×147.366 = 2417.320MJ/ton sponge iron ……(10) (C) To heat 1 mol of CO and H 2 to 1600℃, each
A calorific value of 45 kJ/mol and 42.5 kJ/mol is required, so the amounts shown in (i) and (ii) above, respectively, are required.
The amount of heat required to heat CO and H 2 to 1600°C is calculated as follows, taking into account (8) above.

(45×63.250+42.5×100.375)×147.366 =1048.095MJ/tonsponge iron ……(11) (D) ところで、C(炭素)1molがCOへと酸化さ
れると110.5kJ/molの熱量が発生するので前
記(4)に示される量のCが酸化されると、前記(8)
も考慮して、下記の通り計算される熱量が得ら
れる。
(45×63.250+42.5×100.375)×147.366 =1048.095MJ/tonsponge iron ……(11) (D) By the way, when 1 mol of C (carbon) is oxidized to CO, 110.5 kJ/mol of heat is generated. Therefore, when the amount of C shown in the above (4) is oxidized, the above (8)
Taking into account, the amount of heat calculated as follows can be obtained.

110.5×63.250×147.366 =1029.959MJ/ton sponge iron ……(12) 以上(A)〜(D)から、熱量収支(H)は (H)=(9)+(10)+(11)−(12) =2620.400MJ/ton sponge ironである。 110.5×63.250×147.366 =1029.959MJ/ton sponge iron ……(12) From the above (A) to (D), the calorific balance (H) is (H)=(9)+(10)+(11)−(12) =2620.400MJ/ton sponge iron.

こゝで、1Wh=3.6kJであるので、求める電力
量(E)は (E)=2620.400/3.6 =727.889kWh/ton sponge ironである。
Here, since 1Wh = 3.6kJ, the required amount of electricity (E) is (E) = 2620.400/3.6 = 727.889kWh/ton sponge iron.

即ち、1tonのスポンジ鉄を得るには727.9kWh
の電力量が必要である。
In other words, it takes 727.9kWh to obtain 1 ton of sponge iron.
of electricity is required.

以上から、製造されるスポンジ鉄1ton当り
147.4Kgの石炭と727.9kWhの電力量が必量である
と理論上計算される。
From the above, per ton of sponge iron manufactured
It is theoretically calculated that 147.4Kg of coal and 727.9kWh of electricity are required.

しかしながら、実際に行われた実験においては
還元ガスの、幾らかの損出並びに脱硫段階での劣
化が生ずる。更にコンプレツサ、ポンプ等を駆動
する電力も必要である。こうした理由で実際の消
費値は前述の如く電力量が820kWh、石炭粉末が
172Kgとなつた。
However, in actual experiments conducted, some loss of reducing gas and deterioration during the desulfurization step occurs. Furthermore, electric power is required to drive compressors, pumps, etc. For these reasons, the actual consumption value is 820kWh as mentioned above, and the amount of electricity consumed by coal powder is 820kWh.
It became 172Kg.

これらの値が現存する回転炉法における
75kWhの電力量と850Kgの石炭、並びに
MidrexEDR法(これは更に発展され商業的規模
で使用されようとしている方法である)における
970kWhの電力量と349Kgの石炭なる値と比較さ
れると、本発明の方法が有利であることが理解さ
れる。
These values apply to the existing rotary furnace method.
75kWh of electricity and 850Kg of coal, and
in the MidrexEDR method, which is a method that is being further developed and used on a commercial scale.
When compared with values of 970 kWh of electricity and 349 Kg of coal, it can be seen that the method of the invention is advantageous.

本発明に係る方法を利用することにより実質的
な技術的利点が得られる。この点に関して言え
ば、前記ガスの発生は前記灰分がスラグを形成す
るような温度で行なうことが出来、当該スラグは
取扱いが容易でプロセスにおけるつまりの問題を
引き起すことなく注出することが可能である。前
記還元ガス内の水素濃度は前記洗浄プロセスを用
いその後水及び/又は酸素ガスをガス発生装置に
噴射することにより還元プロセスに適したレベル
へと調節することが出来る。更にはガス洗浄を高
温におけるガス発生と組合わせることにより、シ
ステム内のガスの量をバランスさせ還元温度を規
制させ得る可能性が大いに増大する。同時に、エ
ネルギ効果が向上する。というのはプラズマ発生
装置によつて供給されるエネルギは実質的完全に
プロセス内で使用される(即ちシステムから熱を
除去するのではなくより低温の再循環還元ガスを
添加することにより温度調節が達成される)から
である。
Substantial technical advantages are obtained by utilizing the method according to the invention. In this regard, the generation of the gas can be carried out at a temperature such that the ash forms a slag, which is easy to handle and can be poured out without causing clogging problems in the process. It is. The hydrogen concentration in the reducing gas can be adjusted to a level suitable for the reduction process by using the cleaning process and subsequently injecting water and/or oxygen gas into the gas generator. Moreover, by combining gas scrubbing with gas generation at high temperatures, the possibility of balancing the amount of gas in the system and regulating the reduction temperature is greatly increased. At the same time, the energy efficiency is improved. This is because the energy supplied by the plasma generator is used virtually entirely within the process (i.e. temperature regulation is achieved by adding cooler recycled reducing gas rather than removing heat from the system). (achieved).

前記固体還元剤からの灰分をスラグ相に結合す
るのに困難が発生した場合には当該スラグの特性
(例えば融点、硫黄吸着能等)に影響を及ぼす添
加剤例えばアルカリ化合物及びチヨークを用いる
ことが出来る。これらの添加物は前記固体還元剤
と混合されるのが好ましい。
If difficulties arise in binding the ash from the solid reducing agent into the slag phase, it is possible to use additives that influence the properties of the slag (e.g. melting point, sulfur adsorption capacity, etc.), such as alkali compounds and thiols. I can do it. Preferably, these additives are mixed with the solid reducing agent.

【図面の簡単な説明】[Brief explanation of the drawing]

付図は本発明を実施するための1つの態様を図
式的に例示した図である。 1:高炉、2:酸化鉄、7:洗浄装置、9,1
0:2つの流れ部分、11:ガス発生装置、1
2:プラズマバーナ、13:ジエツト、16:注
出装置、15:硫黄フイルタ。
The accompanying drawings are diagrams schematically illustrating one embodiment for carrying out the invention. 1: Blast furnace, 2: Iron oxide, 7: Cleaning equipment, 9,1
0: Two flow sections, 11: Gas generator, 1
2: plasma burner, 13: jet, 16: pouring device, 15: sulfur filter.

Claims (1)

【特許請求の範囲】 1 高炉内において酸化鉄を連続還元することに
よるスポンジ鉄の製造方法であつて、 (イ) 還元ガスを高炉の下側部分内に噴射し、前記
還元ガスを前記高炉中を上向きに通過させ以つ
て前記高炉内に含まれた酸化鉄を還元せしめる
段階と、 (ロ) 前記炉から還元鉄を除去する段階と、 (ハ) 反応ガスを高炉から除去する段階と、 (ニ) 前記反応ガスから実質的に全てのCO2及び
H2Oを除去する段階と、 (ホ) 前記反応ガスを少なくとも2つの流れ部分に
分割する段階とを有する方法において、 (ヘ) 実質的に固体還元剤で充満されたガス発生炉
と、プラズマバーナと、酸化剤を噴射するため
の装置とを有するガス発生装置に前記流れ部分
の1つを通過させ、前記反応ガスを前記プラズ
マバーナによつて加熱し、前記プラズマバーナ
からの加熱されたガス内に酸化剤を噴射し以つ
て主としてCO及びH2からなる中間ガス混合物
を形成せしめる段階と、 (ト) 前記中間ガス混合物をして固体還元剤内に含
まれる灰分がスラグを形成するような温度に維
持せしめる段階と、 (チ) 得られる還元ガスの温度が高炉内の酸化鉄の
還元に適した温度になるような比率で前記中間
ガスを前記他の流れ部分の少なくとも1部分と
混合せしめる段階と、 を更に有することを特徴とするスポンジ鉄の製造
方法。 2 特許請求の範囲第1項に記載の方法におい
て、前記酸化剤が水又は酸素であることを特徴と
するスポンジ鉄の製造方法。 3 特許請求の範囲第2項に記載の方法におい
て、前記中間ガス混合物を約1300℃と1500℃の間
の温度に維持する段階が含まれていることを特徴
とするスポンジ鉄の製造方法。 4 特許請求の範囲第3項に記載の方法におい
て、前記中間ガスは前記少なくとも1つの他の流
れ部分と混合されており、その混合比率は得られ
た還元ガスの温度が高炉に噴射される以前におい
て約700℃と1000℃の間にあるよう選ばれている
ことを特徴とするスポンジ鉄の製造方法。 5 特許請求の範囲第4項に記載の方法におい
て、前記還元ガスの温度は高炉内に噴射される以
前において約825℃であることを特徴とするスポ
ンジ鉄の製造方法。 6 特許請求の範囲第1項に記載の方法におい
て、前記CO2及びH2OはCO2の濃度が約2%以下
になる迄ガス洗浄装置によつて反応ガスから除去
されることを特徴とするスポンジ鉄の製造方法。 7 特許請求の範囲第1項から第6項のいづれか
1つの項に記載の方法において、前記還元剤がコ
ークスであることを特徴とするスポンジ鉄の製造
方法。 8 特許請求の範囲第1項から第6項のいずれか
1つの項に記載の方法において、付加的還元剤が
プラズマバーナからの加熱ガス内に噴射されるこ
とを特徴とするスポンジ鉄の製造方法。 9 特許請求の範囲第8項に記載の方法におい
て、前記付加的還元剤は20メツシユ以下の粒寸法
を備えた石炭塵であることを特徴とするスポンジ
鉄の製造方法。 10 特許請求の範囲第9項に記載の方法におい
て、前記付加的還元剤は100メツシユ以下の粒寸
法を備えた石炭塵であることを特徴とするスポン
ジ鉄の製造方法。 11 高炉内において酸化鉄を連続還元すること
によるスポンジ鉄の製造方法であつて、 (イ) 還元ガスを高炉の下側部分内に噴射し、前記
還元ガスを前記高炉中を上向きに通過させ以つ
て前記高炉内に含まれた酸化鉄を還元せしめる
段階と、 (ロ) 前記炉から還元鉄を除去する段階と、 (ハ) 反応ガスを高炉から除去する段階と、 (ニ) 前記反応ガスから実質的に全てのCO2及び
H2Oを除去する段階と、 (ホ) 前記反応ガスを少なくとも2つの流れ部分に
分割する段階とを有する方法において、 (ヘ) 実質的に固体還元剤で充満されたガス発生炉
と、プラズマバーナと、酸化剤を噴射するため
の装置とを有するガス発生装置に前記流れ部分
の1つを通過させ、前記反応ガスを前記プラズ
マバーナによつて加熱し、前記プラズマバーナ
からの加熱されたガス内に酸化剤を噴射し以つ
て主としてCO及びH2からなる中間ガス混合物
を形成せしめる段階と、 (ト) 前記中間ガス混合物をして固体還元剤内に含
まれる灰分がスラグを形成するような温度に維
持せしめる段階と、 (チ) 前記中間ガス混合物が硫黄フイルタ中を通過
させられる段階と、 (リ) 得られる還元ガスの温度が高炉内の酸化鉄の
還元に適した温度になるような比率で前記中間
ガスを前記他の流れ部分の少なくとも1部分と
混合せしめる段階と、 を更に有することを特徴とするスポンジ鉄の製造
方法。
[Claims] 1. A method for producing sponge iron by continuously reducing iron oxide in a blast furnace, comprising: (a) injecting reducing gas into the lower part of the blast furnace; (b) removing the reduced iron from the furnace; (c) removing the reaction gas from the blast furnace; d) Substantially all CO 2 and
(f) a gas generating furnace substantially filled with a solid reducing agent and a plasma passing one of the flow sections through a gas generator having a burner and a device for injecting an oxidizing agent, heating the reactant gas by the plasma burner, and heating the heated gas from the plasma burner. (g) injecting an oxidizing agent into the solid reducing agent to form an intermediate gas mixture consisting primarily of CO and H 2 ; (h) mixing said intermediate gas with at least a portion of said other flow portion in such a proportion that the temperature of the resulting reducing gas is suitable for the reduction of iron oxide in the blast furnace; A method for producing sponge iron, further comprising the steps of: 2. The method for producing sponge iron according to claim 1, wherein the oxidizing agent is water or oxygen. 3. A method according to claim 2, including the step of maintaining the intermediate gas mixture at a temperature between about 1300°C and 1500°C. 4. The method according to claim 3, wherein the intermediate gas is mixed with the at least one other flow portion, the mixing ratio being such that the temperature of the resulting reducing gas is such that the temperature of the resulting reducing gas is such that the temperature of the resulting reducing gas is maintained before the injection into the blast furnace. A method for producing sponge iron, characterized in that the temperature is selected to be between about 700°C and 1000°C. 5. The method for producing sponge iron according to claim 4, wherein the temperature of the reducing gas is approximately 825° C. before being injected into the blast furnace. 6. The method according to claim 1, characterized in that the CO 2 and H 2 O are removed from the reaction gas by a gas cleaning device until the concentration of CO 2 is about 2% or less. A method of manufacturing sponge iron. 7. A method for producing sponge iron according to any one of claims 1 to 6, characterized in that the reducing agent is coke. 8. A method for producing sponge iron according to any one of claims 1 to 6, characterized in that an additional reducing agent is injected into the heated gas from the plasma burner. . 9. A method for producing sponge iron according to claim 8, characterized in that the additional reducing agent is coal dust with a particle size of 20 mesh or less. 10. A method for producing sponge iron according to claim 9, characterized in that the additional reducing agent is coal dust with a particle size of 100 mesh or less. 11 A method for producing sponge iron by continuously reducing iron oxide in a blast furnace, comprising: (a) injecting reducing gas into the lower part of the blast furnace, causing the reducing gas to pass upward through the blast furnace; (b) removing reduced iron from the furnace; (c) removing reactive gas from the blast furnace; and (d) removing the reactive gas from the blast furnace. Substantially all CO2 and
(f) a gas generating furnace substantially filled with a solid reducing agent and a plasma passing one of the flow sections through a gas generator having a burner and a device for injecting an oxidizing agent, heating the reactant gas by the plasma burner, and heating the heated gas from the plasma burner. (g) injecting an oxidizing agent into the solid reducing agent to form an intermediate gas mixture consisting primarily of CO and H 2 ; (h) passing said intermediate gas mixture through a sulfur filter; and (li) maintaining the temperature of the resulting reducing gas at a temperature suitable for the reduction of iron oxide in the blast furnace. A method for producing sponge iron, further comprising the step of: mixing said intermediate gas with at least a portion of said other flow portion in proportion.
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