RU2012135608A - METHOD FOR LIQUID PHASE OF IRON OF DIRECT RECOVERY - Google Patents

METHOD FOR LIQUID PHASE OF IRON OF DIRECT RECOVERY Download PDF

Info

Publication number
RU2012135608A
RU2012135608A RU2012135608/02A RU2012135608A RU2012135608A RU 2012135608 A RU2012135608 A RU 2012135608A RU 2012135608/02 A RU2012135608/02 A RU 2012135608/02A RU 2012135608 A RU2012135608 A RU 2012135608A RU 2012135608 A RU2012135608 A RU 2012135608A
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
carbon
iron
bath
containing material
reduction
Prior art date
Application number
RU2012135608/02A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU2511419C2 (en
Inventor
Генрих Алексеевич Дорофеев
Сергей Гаврилович Мурат
Татьяна Николаевна Одородько
Александр Анатольевич Протопопов
Александр Алексеевич Стецурин
Павел Рудольфович Янтовский
Original Assignee
Генрих Алексеевич Дорофеев
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Генрих Алексеевич Дорофеев filed Critical Генрих Алексеевич Дорофеев
Priority to RU2012135608/02A priority Critical patent/RU2511419C2/en
Publication of RU2012135608A publication Critical patent/RU2012135608A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2511419C2 publication Critical patent/RU2511419C2/en

Links

Landscapes

  • Waste-Gas Treatment And Other Accessory Devices For Furnaces (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

1. Способ жидкофазного получения железа прямого восстановления в электродуговой печи, характеризующийся использованием в качестве реакционной среды и зоны восстановления расплавленной ванны, дальнейшей подачей в объем ванны углеродсодержащего материала, железорудного сырья, флюса, вдуванием в нее окислительного газа, окислением углерода в объеме ванны до СО, передачей выделяющегося тепла обезуглероживания расплавленной ванне, нагревом углеродсодержащего материала, газификацией его органической части, переходом углерода в раствор с железом, нагревом частиц железорудного сырья до расплавленного состояния, взаимодействием жидких оксидов железа с углеродом, с получением железа и СО, барботажем расплавленной ванны пузырьками газа, ее кипением и перемешиванием, всплыванием пузырьков газа на поверхность ванны, дожиганием СО и Ннад поверхностью окислительным газом, передачей тепла дожигания ванне, расплавлением и/или растворением в шлаке флюса, минеральных компонентов углеродсодержащего материала, пустой породы железорудного сырья и золы углеродсодержащего материала, отводом из печи образующихся технологических газов и выпуском жидкого металла и шлака, при этом частицы углеродсодержащего материала или вещества и железорудного сырья вводят непосредственно в объем металлической ванны и производят в ней восстановление оксидов железа углеродом с получением монооксида углерода по эндотермической реакции 3[С]+(FeO)=2[Fe]+3{СО}, сопровождающейся окислением углерода, причем в металлическую ванну параллельно и одновременно с подачей исходных материалов и восстановлением железа вдувают газообразный кислород �1. The method of liquid-phase production of direct reduction iron in an electric arc furnace, characterized by using a molten bath as a reaction medium and a reduction zone, further supplying carbon-containing material, iron ore, flux into the bath volume, blowing oxidizing gas into it, and oxidizing carbon in the bath volume to CO by transferring the released heat of decarburization to the molten bath, by heating the carbon-containing material, by gasification of its organic part, by transferring carbon to the solution with iron, heating the particles of iron ore raw materials to a molten state, the interaction of liquid iron oxides with carbon, to obtain iron and CO, bubbling the molten bath with gas bubbles, boiling and stirring, floating gas bubbles on the surface of the bath, afterburning of CO and Nad surface with oxidizing gas, transfer heat of afterburning of the bath, melting and / or dissolution of flux in the slag, mineral components of carbon-containing material, waste rock of iron ore raw materials and ash of carbon-containing material by removing from the furnace the resulting process gases and the release of liquid metal and slag, while particles of a carbon-containing material or substance and iron ore are introduced directly into the volume of the metal bath and iron oxides are reduced with carbon to produce carbon monoxide by the endothermic reaction 3 [C] + (FeO) = 2 [Fe] +3 {СО}, accompanied by oxidation of carbon, moreover, gaseous oxygen is blown into the metal bath simultaneously and simultaneously with the supply of the starting materials and the reduction of iron

Claims (7)

1. Способ жидкофазного получения железа прямого восстановления в электродуговой печи, характеризующийся использованием в качестве реакционной среды и зоны восстановления расплавленной ванны, дальнейшей подачей в объем ванны углеродсодержащего материала, железорудного сырья, флюса, вдуванием в нее окислительного газа, окислением углерода в объеме ванны до СО, передачей выделяющегося тепла обезуглероживания расплавленной ванне, нагревом углеродсодержащего материала, газификацией его органической части, переходом углерода в раствор с железом, нагревом частиц железорудного сырья до расплавленного состояния, взаимодействием жидких оксидов железа с углеродом, с получением железа и СО, барботажем расплавленной ванны пузырьками газа, ее кипением и перемешиванием, всплыванием пузырьков газа на поверхность ванны, дожиганием СО и Н2 над поверхностью окислительным газом, передачей тепла дожигания ванне, расплавлением и/или растворением в шлаке флюса, минеральных компонентов углеродсодержащего материала, пустой породы железорудного сырья и золы углеродсодержащего материала, отводом из печи образующихся технологических газов и выпуском жидкого металла и шлака, при этом частицы углеродсодержащего материала или вещества и железорудного сырья вводят непосредственно в объем металлической ванны и производят в ней восстановление оксидов железа углеродом с получением монооксида углерода по эндотермической реакции 3[С]+(Fe2O3)=2[Fe]+3{СО}, сопровождающейся окислением углерода, причем в металлическую ванну параллельно и одновременно с подачей исходных материалов и восстановлением железа вдувают газообразный кислород с удельной интенсивностью 0,1-5м3/(т·мин) и осуществляют окисление (сжигание) вводимого углерода по экзотермической реакции [С]+1/2{O3}={СО}, за исключением его части, идущей на восстановление железа из Fe2O3, при этом удельные расходы углерода и кислорода выбирают из соотношения1. The method of liquid-phase production of direct reduction iron in an electric arc furnace, characterized by using a molten bath as a reaction medium and a reduction zone, further supplying carbon-containing material, iron ore, flux into the bath volume, blowing oxidizing gas into it, and oxidizing carbon in the bath volume to CO by transferring the released heat of decarburization to the molten bath, by heating the carbon-containing material, by gasification of its organic part, by transferring carbon to the solution with iron, heating the iron ore particles to a molten state, the interaction of liquid iron oxides with carbon, to obtain iron and CO, bubbling the molten bath with gas bubbles, boiling and stirring, floating gas bubbles on the surface of the bath, burning CO and H 2 over the surface with oxidizing gas by transferring the heat of afterburning to the bath, by melting and / or dissolving flux of mineral components of carbon-containing material, waste iron ore and ash of carbon-containing material in slag la, by removing from the furnace the resulting process gases and the release of liquid metal and slag, while particles of a carbon-containing material or substance and iron ore are injected directly into the volume of the metal bath and iron oxides are reduced with carbon to produce carbon monoxide by endothermic reaction 3 [C] + (Fe 2 O 3) = 2 [Fe] +3 {CO} accompanied by the oxidation of carbon, the metal bath in parallel and simultaneously with the starting materials and the reduced iron is injected gaseous sour with genus specific intensity 0,1-5m 3 / (min · m), and carried out the oxidation (combustion) of carbon introduced by the exothermic reaction [C] +1/2 {O} 3} = {SB except its portion extending to reduction of iron from Fe 2 O 3 , while the specific consumption of carbon and oxygen is selected from the ratio (mC-321)/ m O 2
Figure 00000001
=0,5÷1,5, где
(m C -321) / m O 2
Figure 00000001
= 0.5 ÷ 1.5, where
mc - удельный расход углерода, вводимого с углеродсодержащим материалом на одну тонну железа, кг/т;m c is the specific consumption of carbon introduced with the carbon-containing material per ton of iron, kg / t; 321 - удельный расход углерода на восстановление из Fe2O3 одной тонны железа, кг/т;321 — specific carbon consumption for reduction from Fe 2 O 3 of one ton of iron, kg / t; m O 2
Figure 00000002
- удельный расход газообразного кислорода, вводимого с дутьем на одну тонну железа, кг/т,
m O 2
Figure 00000002
- specific consumption of gaseous oxygen introduced with blast per ton of iron, kg / t,
а за 0,5-10,0 мин до выпуска из печи полученного железа прямого восстановления из него удаляют 5-95% углерода, путем его дополнительного окисления, вдуваемым в металл газообразным кислородом с удельной интенсивностью 0,1-5,0 нм3/(т·мин).and for 0.5-10.0 minutes before the direct reduction iron obtained from the furnace is removed, 5-95% of carbon is removed from it by additional oxidation by gaseous oxygen injected into the metal with a specific intensity of 0.1-5.0 nm 3 / (caraway).
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что для восстановления железа используют углерод одновременно в растворенном и свободном состояниях при его суммарной концентрации в металлической ванне 3-15%, при этом соотношение концентраций растворенного и свободного углерода по ходу восстановительной плавки поддерживают в пределах 1:(0,1÷3).2. The method according to claim 1, characterized in that for the reduction of iron, carbon is used simultaneously in the dissolved and free states with its total concentration in the metal bath of 3-15%, while the ratio of the concentrations of dissolved and free carbon in the course of reduction smelting is maintained within 1: (0.1 ÷ 3). 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что в металлической ванне поддерживают температуру, равную или большую 1400°С.3. The method according to claim 1, characterized in that in a metal bath maintain a temperature equal to or greater than 1400 ° C. 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что для восстановления железа используют электродуговую печь с удельной электрической мощностью, равной или большей 0,8 мВт на одну тонну вместимости печи.4. The method according to claim 1, characterized in that for the reduction of iron using an electric arc furnace with a specific electric power equal to or greater than 0.8 mW per ton of furnace capacity. 5. Способ по п.4, отличающийся тем, что по ходу восстановления железа в электропечь дополнительно подают электроэнергию в количестве 30-200 мВт в минуту на одну тонну железорудного сырья.5. The method according to claim 4, characterized in that, in the course of reducing iron, an additional electric power is supplied to the electric furnace in an amount of 30-200 mW per minute per ton of iron ore. 6. Способ по п.1, отличающийся тем, что горючие компоненты технологических газов направляют за пределы печи в энергетическую установку для выработки электрической и/или тепловой энергии.6. The method according to claim 1, characterized in that the combustible components of the process gases are sent outside the furnace to a power plant to generate electrical and / or thermal energy. 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что горючие компоненты технологических газов дожигают над поверхностью расплавленной металлической ванны со степенью дожигания не более 20%. 7. The method according to claim 1, characterized in that the combustible components of the process gases are burned above the surface of the molten metal bath with a degree of afterburning of not more than 20%.
RU2012135608/02A 2012-08-21 2012-08-21 Method for liquid-phase obtaining of direct-reduced iron RU2511419C2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012135608/02A RU2511419C2 (en) 2012-08-21 2012-08-21 Method for liquid-phase obtaining of direct-reduced iron

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2012135608/02A RU2511419C2 (en) 2012-08-21 2012-08-21 Method for liquid-phase obtaining of direct-reduced iron

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2012135608A true RU2012135608A (en) 2014-02-27
RU2511419C2 RU2511419C2 (en) 2014-04-10

Family

ID=50151542

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2012135608/02A RU2511419C2 (en) 2012-08-21 2012-08-21 Method for liquid-phase obtaining of direct-reduced iron

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2511419C2 (en)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2610975C2 (en) * 2015-08-10 2017-02-17 Генрих Алексеевич Дорофеев Method of steel production in electric arc furnace
RU2757772C2 (en) * 2020-01-27 2021-10-21 Адель Талгатович Мулюков Method for direct extraction of metals from oxide forms of metal-containing raw materials, various types of ores, man-made waste and a device for direct extraction of metals from various forms into metal or other oxide phases

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE19744151C5 (en) * 1997-10-07 2004-08-26 Outokumpu Oyj Process for melting fine-grained, directly reduced iron in an electric arc furnace
AUPP554098A0 (en) * 1998-08-28 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited A process and an apparatus for producing metals and metal alloys
DE102006004532B4 (en) * 2006-02-01 2014-10-09 Sms Siemag Aktiengesellschaft Process for producing a foamed slag in a metallic melt

Also Published As

Publication number Publication date
RU2511419C2 (en) 2014-04-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP5364091B2 (en) Method for producing a chromium metal block from chromite or concentrate
PL116930B1 (en) Process for manufacture of steel of iron oxide
RU2002126266A (en) METHOD FOR DIRECT Smelting And A DEVICE FOR ITS IMPLEMENTATION
JP2010265485A (en) Method for operating arc-furnace
KR101376138B1 (en) Apparatus for manufacturing molten iron and method for manufacturing thereof
RU2012135608A (en) METHOD FOR LIQUID PHASE OF IRON OF DIRECT RECOVERY
RU2008117144A (en) METHOD FOR PRODUCING HYDROGEN AND / OR OTHER GASES FROM STEEL PRODUCTION WASTE AND WASTE HEAT
US3734717A (en) Production of phosphorus and steel from iron-containing phosphate rock
JP6085005B2 (en) Generation method of foamed slag in arc furnace steelmaking
US9005570B2 (en) Method for treating a carbon dioxide-containing waste gas from an electrofusion process
UA113295C2 (en) Starting a smelting process
JP2006516676A (en) Improved smelting process to produce iron
JP5617666B2 (en) Method of melting cold iron source by combined arc melting furnace and combined arc melting furnace
RU2541239C1 (en) Processing method of iron-containing materials in two-zone furnace
RU2639396C1 (en) Method for pyrometallurgical processing of oxidized nickel ore
RU2448164C2 (en) Melting method of oxide materials in fluidised slag bed
WO2018073891A1 (en) Ferronickel production method
RU2000129627A (en) METHOD FOR PROCESSING RAW MATERIALS CONTAINING NON-FERROUS METALS AND IRON
Badr et al. Plasma Reduction of Iron Oxide by Methane Gas and its Process Up‐scaling
RU2644866C2 (en) Method for producing cast iron
AU2018218183A1 (en) Process for recovering phosphorus from phosphoritic materials
CN203824321U (en) Device for processing laterite nickel ore
CN114854924B (en) Method and device for preparing low-phosphorus molten iron from high-phosphorus iron ore
JPS60145307A (en) Reducing method of iron ore by melting
JP2666385B2 (en) Hot metal production method

Legal Events

Date Code Title Description
PC41 Official registration of the transfer of exclusive right

Effective date: 20190219