RU2096483C1 - Способ восстановления металлических руд - Google Patents

Способ восстановления металлических руд Download PDF

Info

Publication number
RU2096483C1
RU2096483C1 RU9393004631A RU93004631A RU2096483C1 RU 2096483 C1 RU2096483 C1 RU 2096483C1 RU 9393004631 A RU9393004631 A RU 9393004631A RU 93004631 A RU93004631 A RU 93004631A RU 2096483 C1 RU2096483 C1 RU 2096483C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
stage
reduction
gas
ores
heating
Prior art date
Application number
RU9393004631A
Other languages
English (en)
Inventor
Бротцманн Карл
Original Assignee
Текнолоджикал Ресорсиз ПТИ.Лимитед
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
Family has litigation
First worldwide family litigation filed litigation Critical https://patents.darts-ip.com/?family=6453213&utm_source=google_patent&utm_medium=platform_link&utm_campaign=public_patent_search&patent=RU2096483(C1) "Global patent litigation dataset” by Darts-ip is licensed under a Creative Commons Attribution 4.0 International License.
Application filed by Текнолоджикал Ресорсиз ПТИ.Лимитед filed Critical Текнолоджикал Ресорсиз ПТИ.Лимитед
Application granted granted Critical
Publication of RU2096483C1 publication Critical patent/RU2096483C1/ru

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0006Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
    • C21B13/0013Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state introduction of iron oxide into a bath of molten iron containing a carbon reductant
    • C21B13/002Reduction of iron ores by passing through a heated column of carbon
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00Making pig-iron other than in blast furnaces
    • C21B11/02Making pig-iron other than in blast furnaces in low shaft furnaces or shaft furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00General methods of reducing to metals
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2100/00Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/40Gas purification of exhaust gases to be recirculated or used in other metallurgical processes
    • C21B2100/44Removing particles, e.g. by scrubbing, dedusting
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2100/00Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/60Process control or energy utilisation in the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/66Heat exchange
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)
  • Processing Of Solid Wastes (AREA)
  • Crystals, And After-Treatments Of Crystals (AREA)

Abstract

Использование: изобретение относится к способу восстановления расплава металлических руд, включающему комбинационный процесс, когда металлические руды частично восстанавливаются за один или несколько этапов, а затем полностью восстанавливаются в металл в реакторе расплава. Сущность: комбинационный процесс включает, по меньшей мере, три узла процесса, а реактор расплава формирует один узел процесса. Частичное восстановление металлических руд выполняется, по крайней мере, в двух последующих узлах процесса. Различный отработанный газ вырабатывается в каждом из этих, по меньшей мере, трех узлах процесса. Газы, полученные в стадии окончательного восстановления и расплавления (A) дожигают до степени дожигания 50-80% после чего его направляют на стадию нагрева и/или начального восстановления (B), где его подвергают полному дожиганию с последующим выводом из процесса. Степень восстановления руд в стадии (В) и стадия промежуточного восстановления (C) равна О-30% и 30-70%, соответственно. На стадии (B) и (C) используют уголь, причем в стадии (B) уголь подают в избыточном количестве, обеспечивающим получение восстановительного газа за счет сжигания одной его части и нагрев избыточной части для удаления летучих и получения кокса. Компоненты подают на стадию расплавления в нагретом состоянии. 9 з.п.ф-лы, 1 ил.

Description

Настоящее изобретение относится к способу восстановления расплава металлических руд, включающий смешанный процесс, когда металлические руды частично восстанавливаются из металлических руд в один или несколько этапов, а затем полностью восстанавливаются в металл в плавильном реакторе.
Способ восстановления металло-кислородных смесей, преимущественно металлических руд, в плавильной ванне и обеспечения необходимой энергии для плавки посредством углеродосодержащего топлива и газообразного кислорода не является новым.
Известен способ восстановления руд с помощью углерода в конверторе [1] Кислородное содержание продувочной среды служит, среди всего прочего, для получения необходимого тепла за счет окисляющей части углерода. Продувочная среда и углерод разделяются друг от друга и поступают попеременно в плавку и углерод добавляется в виде углеродистого газа.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату является способ восстановления металлических руд, включающий стадию их нагрева и частичного восстановлении, стадию промежуточного восстановления и стадию окончательного восстановления и расплавления в плавильном агрегате, отходящий газ из которого используют на предыдущих стадиях процесса восстановления [2]
Недостатком известных технологий является низкое производство металла за единицу времени. Пределы, вероятно, определяются высокоэнергетическими оборотами в реакторе расплава. Также поразительно то, что несмотря на различия в количествах газа, который должен быть удален из процесса и, остатке энергии, значительные количества газа с относительно высокой температурой должны в любом случае удаляться из процесса. Это также актуально для способов, в которых частично дожигаемые газы из сосуда с расплавом используются для предварительного восстановления железа с относительно низкой степенью металлизации. Экономия этого процесса остается условной по прибыли, полученной при продаже излишков газа.
Изобретение соответственно основывается на задаче обеспечения способа, который становится возможным с экономической точки зрения, увеличивая производительность в сосуде с расплавом, т.е. для производства значительно большего количества жидкого металла в реакторе плавления, по сравнение с известными способами, и повышая степень утилизации газа в общем процессе. Задачей изобретения, таким образом, является способствование повышению экономичности при производстве металла в процессе восстановительной плавки.
Поставленная задача решается за счет того, что в способе восстановления металлических руд, включающем стадию их нагрева и/или начального восстановления (В), стадию промежуточного восстановления (С) и стадию окончательного восстановления и расплавления (А) в плавильном агрегате, полученные на стадии расплавления и окончательного восстановления газы подвергают дожиганию до степени дожигания 50-60% после чего их направляют на стадию нагрева и/или начального восстановления, где подвергают полному дожиганию с последующим выводом из процесса. Стадию нагрева и/или начального восстановления, а также стадию предварительного восстановления осуществляют в несколько этапов, а степень восстановления руд, выходящих из стадии нагрева и/или начального восстановления, поддерживают равным 0-30% На стадии нагрева и/или начального восстановления металлические руды загружают совместно со шлакообразующими реагентами, в частности, флюсом или металлоломом, а стадию промежуточного восстановления осуществляют за счет сжигания вводимого в эту зону угля. Уголь на стадии промежуточного восстановления подают в избыточном количестве, обеспечивающем получение восстановительного газа за счет сжигания одной его части и нагрев избыточной части для удаления летучих и получения кокса. Степень восстановления руд, выходящих из зоны промежуточного восстановления, поддерживают равной 30-70% предпочтительно 35-65% Частично восстановленные руды, шлакообразующие и образующийся кокс из стадии промежуточного восстановления подают на стадию расплавления и окончательного восстановления в нагретом состоянии. Дожигание топлива на стадиях нагрева и/или начального восстановления и промежуточного восстановления, а также газа, образующегося на стадии расплавления и окончательного восстановления, осуществляют окисленным газом, в качестве которого используют или кислород, или воздух, или обогащенный кислородом воздух. Окисленный газ предварительно нагревают до температуры 1000-1600oC, предпочтительно 1300-1400oC.
Способ по настоящему изобретению представляет непредвиденный метод увеличения производительности приблизительно в два раза, по сравнению с производительностью известных способов. Более того, изобретенный способ позволяет снизить потребление угля для производства 1 тонны расплавленной ванны более, чем на 10% по сравнению с известными процессами, что возможно за счет высокой степени дожига реагирующих газов с одновременной повторной передачей тепловой энергии в ванну расплава.
Во всех прежде известных способах восстановления плавки в комбинации с предварительным восстановлением руды реагирующие газы из сосуда с расплавом используются для предварительного восстановления металлических руд. Работа может проводиться или с относительно малым дожигом реагирующих газовали в сосуде с расплавом или без него в целях обеспечения значительного количества восстанавливающего газа для металлических руд во время их предварительного восстановления. При высокой степени дожига в сосуде с расплавом отработанные газы должны быть пригодны для повышения их восстанавливающего потенциала. Обусловленные характеристики газа, используемого для этой цели, должны быть хорошо продуманы и использовать возможность охлаждения газов через пропускание CO. Очищенный газ затем снова должен быть нагрет до необходимой температуры восстановления для металлических руд. Как хорошо известно, для прямого восстановления отработанных газов из реактора расплава на пути к сосуду восстановления железа с помощью соответствующих восстанавливающих агентов, таких как углерод и природный газ, возникают определенные трудности с надежностью работы и воспроизводимостью этого этапа способа.
Способ в соответствии с изобретением раскрывает сложность нового пути, который ведет к непредсказуемо хорошим результатах. Начальным этапом является процесс соединения для восстановления плавки металлических руд, который включает множество, по меньшей мере три, узлов процесса. Термин "узел процесса" выбран в противоположность обычному этапу методики для того, чтобы стадо ясно, что эти узлы составляют относительно независимые средства, которые могут изменять конструкцию, в общем процессе соединения. Необходимо координировать данные технической конструкции процесса отдельных узлов процесса, чтобы убедиться в однородном потоке материала для изобретенного процесса соединения. Например, каждый из, по крайней мере, двух узлов частичного восстановления может составлять многоэтапную конструкцию. Можно использовать, среди других возможностей, многослойную циркулирующую (вращающуюся) флюидизированную подложку для одного или двух узлов процесса в частичном восстановлении металлических руд.
Изобретенный способ, в частности, пригоден для восстановления железной руды и руд с содержанием железа. Но он пригоден в общем случае для руд мелкой породы и подобных материалов, содержащих оксиды одного или нескольких переходных металлов, в частности, ванадия, хрома, магния, железа, кобальта, никеля, меди, цинка и свинца, предпочтительно с большим содержанием железа.
Полезная конструкция изобретенного процесса соединения для восстановительной плавки металлических руд может включать три узла процесса, причем узел процесса A является реактором расплава. Отработанные газы из реактора расплава имеют высокую способность дожига и, непосредственно достигая узла процесса B, являются средством предварительного нагрева и начального восстановления. Отработанные газы из этого узла процесса B полностью сжигаются, а их остаточное тепло может быть использовано, например, непосредственно или через теплообменник для нагрева. Нагретые металлические руды и возможно еще что-то восстановленное в узле процесса B подаются на третий узел процесса C и предварительно восстанавливаются здесь до достаточно высокой степени металлизации, а затем поступают на узел процесса A, реактор расплава.
С помощью способа, соответствующего изобретению, потоки отработанных газов в разных количествах, их состав и температура возникают в трех различных узлах процесса. Впоследствии состав газа выражается степенью дожига, которая является важной характеристикой для общей оценки способа, процесса соединения и отдельных узлов процесса. Степень дожига в процентах определяется следующим образом:
Figure 00000002

Составляющие газа (объем)
AB степень дожига (%).
Поскольку фактически только CO2 и H2 выходят из ванны расплава в виде реагирующих газов в реакторе с расплавом и затем дожигаются с помощью кислорода или воздуха в газовой области, которая располагается выше, отработанный газ для каждого узла процесса составляется только (за исключением малого количества примесей) из компонентов СО, H2, CO2, H2O и в качестве составной части N из дожигаемого воздуха. Например, состав газа из 16,3% СО, 10% CO2, 3,59% H2, 9,89% H2O и 60,23% N имеет степень дожига в 50% в соответствии с определением. В дальнейшем описании это определение степени дожига будет также сохраняться в качестве неявного количества для состава газа.
Указанная предпочтительная структура комбинированного процесса по настоящему изобретению для восстановительной плавки металлических руд определяет, что приблизительно следующие потоки отработанных газов возникают в отдельных узлах процесса при производстве 1 тонны расплава железа из высококачественной железной руды с содержанием углерода приблизительно 3,5% Из реактора расплава, узел процесса A, приблизительно 2000 Нм3 с температурой 1680oC и степенью дожига в 60% поступает как средство предварительного нагрева и начального восстановления в узел процесса B. Поток отработанного газа из этого узла процесса составляет приблизительно 2600 Нм3 при температуре приблизительно 900oC и полностью сжигается, т.е. степень дожига составляет 100% В узле процесса C восстанавливающий газ селективно вырабатывается из угля и окисляющего газа, главным образом, горячего воздуха, а выпускаемый газ из этого узла процесса составляет приблизительно 825 Нм3 высококачественного горючего газа при температуре 950oC, степени дожига в 30% и тепловым значением в 1,2 Мкал/Нм3. Этот газ может быть использован для любых целей, например, для производства горячего воздуха.
Отдельные средства или узлы процесса, в комбинации которых заключается способ восстановительной плавки по настоящему изобретению, могут быть построены и сконструированы, например, следующим образом. Узел процесса A может представлять наклонный сосуд барабанного типа, имеющий подающие желоба, опалубленные защитной средой ниже поверхности ванны, средства подачи различных твердых тел и один или более верхних выдувных желобов для кислорода или кислородосодержащих газов для дожигания реагирующих в верхней области реактора. Проверенные на практике желоба имеют обычные конструкции, состоящие из двух концентрических трубопроводов и круговых щелевых желобов, как описывается, например в патенте ФРГ N 2438142, а также простых трубопроводов для подачи дополнительного циркулирующего газа, например, для увеличения перемещения ванны в ограниченных областях реактора расплава. В данном описании изобретения также рассматривается подача циркулирующих и реагирующих газов в шлаковую область сосуда. Желоба затем устанавливаются выше на боковой стенке или на соответствующий уровень подачи сосуда или на его обкладку. Для подачи дожигаемого кислорода в газовую область реактора расплава можно использовать, во-первых, несколько простых трубопроводов или, во-вторых, так называемые блочные желоба в виде поливных газовых форсунок, выходящих из блока с металлом, имеющего несколько каналов или, что предпочтительно, верхние выводные желоба в соответствии с патентом США N 5051127. Окисляющими газами, используемыми для дожига, могут быть чистый кислород, воздух или воздух, обогащенный кислородом, и предпочтительно горячий воздух, т.е. предварительно нагретый воздух с добавлением кислорода или без него.
Все твердые составляющие могут загружаться или ниже поверхности ванны иди на поверхность ванны, желательно вносить твердые составляющие, в зависимости от их состава, размера зерна и температуры, в расплав как ниже поверхности ванны, так и через верхние подающие желоба или специальные подающие трубопроводы внутри верхних подающих желобов. Например, часто бывает, что отдельные частицы из различных мест производства повторно попадают в расплав через нижние желоба. Уголь, обычно только часть необходимого количества, и руда, в некоторых случаях также предварительно нагретая, частично восстановленные руды, одновременно подаются через нижние желоба в реактор расплава. Однако, предварительно нагретая руда обычно подается непосредственно от узла процесса C в реактор расплава сверху.
По способу, соответствующему данному изобретению, отработанный газ из реактора расплава, узел процесса A, выпускается подложку. Как известно, вращающаяся флюидизированная подложка, по существу, включает, по отношению к направлению потока, смешивающую камеру, трубопровод выпора и циклон с трубопроводом возврата твердых веществ в смешивающую камеру. При таком реакторе с флюидизированной подложкой, например, отшлаковочного типа, загружаемый материал поступает в смешивающую камеру, а трубопровод выпора содержит охлаждающие системы, главным образом теплообменники, в которых также может вырабатываться пар. Наряду со слегка восстановленной рудой при температуре около 900oC и шлакообразующими элементами от средства нагрева и начального восстановления, узел процесса C также загружается углем и кислородом, необходимым для сгорания, предпочтительно, в виде горячего воздуха. Твердые вещества, предпочтительно, в дробленом или гранулированном виде, подаются пневматически на средство частичного восстановления вместе с необходимых количеством основного газа.
Согласно изобретению, количество подаваемого угля больше, чем его может быть сожжено в узле процесса C за счет подаваемого окисленного газа для того, чтобы выработать восстанавливающий газ необходимого высокого качества, этот излишний уголь освобождается от летучих компонентов в средстве частичного восстановления, и выработанный таким образом кокс поступает вместе с предварительно восстановленной рудой, которая имеет обычно степень металлизации в диапазоне около 50% и шлакообразующими реактивами из узла процесса C в реактор расплава, узел процесса A, тем самым замыкая круг обращения материала в этом комбинационном процессе.
Вращающаяся жидкостная подложка и ее работа по селективному частичному восстановлению металлических руд, а также управляемое получение значительного количества отработанного газа с высокой энергией составляют основу изобретенного способа восстановительной плавки металлических руд. Этот узел процесса обеспечивает возможность оптимального регулирования как самого восстанавливаемого газа, так и степени предварительного восстановления руд независимо от степени дожига реагирующих газов в реакторе расплава и дальнейшей утилизации отработанных газов. Не только количественная пропорция угля и сжигаемого кислорода, но также и время нахождения руд в этой вращающейся флюидизированной подложке и количество пневматически подаваемого газа или дополнительного инертного газа могут использоваться для регулирования степени металлизации металлических руд от 30 до 70% желательно, от 35 до 65%
Благодаря дополнительному получению кокса через освобождение подаваемого угля от его летучих компонентов во вращающейся флюидизированной подложке, способ по настоящему изобретению предлагает также, в частности, экономичную загрузку реактора расплава углеродом в качестве нагревательной среды, например, примерно половина добавляемого угля в агрегат частичного восстановления подается в реактор расплава в качестве кокса вместе с частично восстановленной металлической рудой, имеющей степень металлизации около 55% и температуру 950oC. При таких условиях имеется возможность приблизительно удвоить производство железных чушек в таком же реакторе расплава, т.е. с таким же весом загрузки и с такими же геометрическими размерами, что и в известных способах. Это повышение производительности реактора расплава предлагает не только уже продемонстрированные экономические преимущества, например, расчет производства шлакоформирующих составляющих и кокса, но также другие экономические преимущества, главным образом за счет стоимости огнеупорной футеровки сосуда, тепловых потерь в агрегатах, а стоимость работ и оплата персонала не возрастает пропорционально с ростом производства железных чушек.
При прежних известных способах восстановления плавки железных руд производительность в тоннах в час, на основе среднего веса загрузки в сосуд расплава, упоминающаяся впоследствии как индекс производства составляет не более 0,6. Например, 70 тонн железных чушек производится в час в сосуде с расплавом со средним весом расплава железа в 120 т, как описано в патенте ФРГ N 3318005. При этом индекс производства составляет 0,58. "Средний вес расплава железа в реакторе расплава" определяется здесь как среднее арифметическое веса расплава в сосуде с расплавом до и после выпуска партии или какой-нибудь части. По способу, соответствующему настоящему изобретению, можно получить индекс производства более, чем 0,8, предпочтительно, более 1,0.
Хотя способ, соответствующий настоящему изобретению, уже имеет очень большую производительность и значительные экономические преимущества в описанной комбинации с тремя узлами процесса, имеется возможность добавления узлов процесса, возможно включающие существующие средства и использующие внешнюю утилизацию газа, в комбинационный процесс. Таким образом, узел процесса B может быть сконструирован в виде многоэтапной флюидизированной подложкой. Будет иметь преимущество работа узла процесса C не с одной вращающейся флюидизированной подложкой, а с двумя агрегатами вращающихся флюидизированных подложек, которые, в основном, работают раздельно, затем имеется возможность отрегулировать более высокую скорость дожига в первой вращающийся флюидизированной подложке, т.е. эксплуатировать химическую энергию добавляемого угля. С этим дополнительным узлом процесса, а именно, вторая вращающаяся флюидизированная подложка с последующим узлом процесса C, преимущества определяются энергетическим балансом комбинационного процесса при потреблении угля приблизительно на 20% меньше.
Рекомендуемая форма способа по настоящему изобретению призвана увеличить производительность и, по возможности, снизить необходимую энергию, т.е. потребление угля, сказывающуюся в повышении температуры горячего воздуха как для сжигания угля, так и для дожига реагирующих газов. Воздух нагревается обычно до температуры почти 1200oC. С помощью обработанных газов из известных процессов восстановления плавки, которые обычно используются в качестве топлива для предварительного нагрева воздуха невозможно дальше повышать температуру горячего воздуха без добавления высокоэнергетичного газа. Использование высокоэнергетичного отработанного газа из узла процесса C позволяет значительно повышать температуру горячего воздуха до значения около 1400oC. Блоком нагрева для воздуха может быть, например, галечный нагреватель, как описано в патенте ФРГ N 3841708.
Следующая полезная форма способа по настоящему изобретению с такой же задачей, как было описано выше, достигается за счет оксигенации горячего воздуха. Оксигенация горячего воздуха достигается при содержании кислорода 50% Однако, оксигенация с намного меньшим содержанием кислорода, например, до 25% также предпочтительна.
Определенно прогрессивная форма способа по настоящему изобретению может быть получена с помощью комбинации двух последних упомянутых усовершенствований, т.е. повышения температуры горячего воздуха с одновременным повышением содержания в нем кислорода. Например, при температуре горячего воздуха в 1350oC и дополнительным увеличением содержания кислорода до 25% может быть сохранено приблизительно 50 кг кокса при производстве 1 тонны жидкого чушкового железа, а производительность в реакторе расплава увеличена до непредсказуемой величины в 40%
В итоге, что можно увидеть из описания изобретения, удовлетворение энергетических требований в отдельных узлах процесса происходит за счет осуществления физического нагрева, например, посредством введения очень нагретых инертных газов. Можно использовать различные газы при температурах от 900 до 1600oC, предпочтительно от 1200 до 1400oC. Например, может быть полезен повторно поданный, полностью сожженный отработанный газ из узла процесса B, диоксид углерода и азот. Применение этих горячих газов для подогрева, конечно, не ограничивает виды газов, можно использовать похожие газы и любые их смеси.
Способ, соответствующий данному изобретению, крайне гибок в вопросе выбора топлива. Твердое, жидкое или газообразное топливо может использоваться как по отдельности, так и в виде смесей. Уголь любого качества, от газопламенного угля до антрацита, может использоваться, так же, как и трудно сжигаемые остатки графитового и алюминиевого производства. Также можно использовать остатки очистки, все тяжелые смеси нефти, любые типы масла, включая дизельное и местное масло. Пригодны газообразное топливо, природный газ, метан, этан, пропан, бутан и их смеси.
Теперь приведем более подробное описание изобретения со ссылками на чертеж и на различные примеры применения.
На чертеже приводится схематическое изображение комбинационного процесса по настоящему изобретению для восстановительной плавки металлической руды с, по меньшей мере, тремя узлами процесса.
Узел процесса A включает реактор расплава, который имеет огнеупорную обкладку (не показана) и содержит расплавленную ванну 2. Реагенты подаются с наддувом в газовое пространство 6 реактора с расплавом 1 через нижние желоба 3, средства подачи 4 выше поверхности ванны и верхний наддувочный желоб 5 для кислородсодержащего газа, предпочтительно, горячего воздуха. Реагирующие газы, исходящие из расплава 2, реагируют в газовом пространстве 6 с кислородом горячего воздуха из желоба 5, и тем самым высвобожденное тепло передается в расплав 2 с КПД свыше 80% В результате полученный отработанный газ выходит из реактора с расплавом 1 через выпуск отработанного газа, обозначенный стрелкой 7. Полученная расплавленная ванна и шлак выводятся из реактора с расплавом 1 через выпуск 8.
Узел процесса B, или средство нагрева и начального восстановления включает вращающуюся флюидизированную подложку со смесительной камерой 10, вертикальный трубопровод 11, содержащий теплообменник 12 для выработки пара, и циклон 13 с трубопроводом возврата твердых составляющих 14 и средством выгрузки 15. Через впуск 17 отработанный газ поступает от узла процесса A в смесительную камеру 10 узла процесса B. Горячий воздух для дожигания введенных газов и для руд и шлакообразующих агентов, которые должны быть прокалены, вводится в смесительную камеру 10 через окно 18. Отработанный газ выводится из этого процесса через окно 16. Выпуск 19 предназначен для предварительно нагретых твердых составляющих, которые транспортируются пневматически оттуда к узлу процесса C.
Через вспрыскивающий канал 20 все твердые составляющие проходят в смесительную камеру 21 узла процесса C. Эти твердые составляющие являются нагретыми и предварительно восстановленными металлическими рудами, прокаленными и нагретыми шлакообразующими агентами, углем и транспортирующим газом, необходимым для пневматической транспортировки. Через впрыскивающий канал 22 в смесительной камере 21 кислородосодержащие газы, обычно горячий воздух, подаются для сжигания, предпочтительно частичного сжигания, угля, введенного в смесительную камеру 21. Через выпуск 23 твердые составляющие из узла процесса C, т. е. главным образом металлические руды, восстановленные до высокой степени металлизации, а также шлакообразующие агенты и кокс, поступают в реактор с находящимся внизу расплавом, т.е. узел процесса A. Относительно высокоэнергетический отработанный газ из узла процесса C подается через окно отработанного газа 24 к потребителям, например, горелкам галечного нагревателя, для производства горячего воздуха.
Работа узла процесса C и аналогично узла процесса B, поскольку в этом примере есть еще вращающаяся флюидизированная подложка, в основном протекает следующим образом. Твердые составляющие подаются в смесительную камеру 21 через окно 20 и трубопровод возврата твердых составляющих 29 и частично сжигаются в нем с помощью окисленных газов, впрыскиваемых через впрыскивающий канал 22. Флюидизированная подложка получается из газа и твердых составляющих, которые подаются через вертикальный трубопровод 30, содержащий охладитель 25. Охладитель 25 запитывается водой через вход 26 и полученный пар выводится через выпуск 27. Затем флюидизированная подложка поступает в циклон 28 тангенциально и отработанный газ, в основном освобожденный из твердых составляющих в циклоне 28, покидает последний через окно для отработанного газа 24. Одна часть твердых составляющих проходит через трубопровод твердых составляющих 31 и выпуск 23 на реактор с расплавом, а другая часть поступает через трубопровод возврата твердых составляющих 29 обратно в смесительную камеру 21. Поток твердых составляющих делится управляющими клапанами (не показаны), например, салазками или средствами выгрузки, такими как сотовый колесный шлюз. Из смесительной камеры поток твердых составляющих рециркулирует через агрегат, как описано выше.
Здесь приводится несколько примеров с целью пояснения способа функционирования по настоящему изобретению более подробно. Все числовые данные, приведенные в примерах, относятся к производству одной метрической тонны жидкого чушкового железа из высококачественной железной руды, т.е. обычной Австралийской руды. Реактор с расплавом, а также производство чушкового железа выбираются таким образом, чтобы они были относительно малы в примерах и соответствовали опытной установке, в которой вес расплава в реакторе расплава составляет в среднем около 15 тонн. Предварительное восстановление железа, т. е. узлы процесса B и C, предназначены выполнять функции вращающейся флюидизированной подложки, например, типа флюсового потока.
Первый пример приводится для сравнения и описывает известный способ, включающий сосуд для восстановления расплава с этапом предварительного восстановления железа, как это опубликовано для непосредственной плавки второго поколения.
Приблизительно 700 кг угля и приблизительно 150 кг повторно загруженных отходов подаются в сосуд восстановления расплава через нижние желоба, а 1700 кг руды со степенью предварительного восстановления 20% и температурой 900oC выше поверхности ванны. Для дожигания приблизительно 2800 Нм горячего воздуха с температурой 1200oC вдувается в область для газа выше расплава. Из сосуда восстановления расплава 2700 Нм3 отработанного газа при температуре 1700oC и степенью дожига 50% течет потоком в агрегат предварительного восстановления руды, вращающуюся флюидизированную ванну, которая загружается 350 кг шлакоформирующими агентами и 1600 кг руды. Количество отработанного газа от этого агрегата составляет 2300 Нм3 при температуре 900oC и степенью дожига 70% Теплоемкость составляет приблизительно 0,35 Мкал. С помощью этого известного процесса можно получить производительность в 7 т/ч, которая соответствует индексу производительности, равному 0,47, а результирующее количество шлака составляет приблизительно 400 кг/т чушкового железа.
Наоборот, по способу настоящего изобретения в таком же реакторе с расплавом может быть получена производительность 13 т/ч и, таким образом, индекс производительности составит 0,87. Через нижние желоба 3 с защитной обкладкой в реактор с расплавом 1 загружается приблизительно 100 кг угля и повторно загружаемых отходов, исходя из общего производства 250 кг вместе с необходимым основным газом, через средства загрузки 4 подается в расплав 2 реактора расплава 1 250 кг кокса, приблизительно 1300 кг предварительно восстановленной руды со степенью восстановления 65% и температурой 950oC. Для дожига реакционных газов из расплава 2 приблизительно 1550 Нм3 горячего воздуха при температуре 1200oC вдувается в область для газа 6 через желоба для дожига 5.
Через отверстие для отработанного газа 17 приблизительно 2000 Нм3 отработанного газа с температурой приблизительно 1700oC и степенью дожига 60% проходит через ввод 17 в смесительную камеру 10 средства предварительного нагревания и начального восстановления. Этот узел процесса B дополнительно загружается через входной канал 350 кг шлакоформирующим агентом, 1500 кг руды и приблизительно 450 Нм3 горячего воздуха. Количество отработанного газа от этого узла процесса B составляет 2500 Нм3 при температуре 900oC и полностью сжигается, т.е. он имеет степень дожига 100% Этот отработанный газ выпускается через окно 16 к конечным пользователям, которые используют физическое тепло этого газа.
Из этого узла процесса B 1600 кг слегка восстановленной руды со степенью предварительного восстановления 11% и температурой 900oC поступает через выходной канал 19 во вращающуюся флюидизированную ванну узла процесса C. Она дополнительно загружает средство C 500 кг угля и 300 Нм3 горячего воздуха. Количество отработанного газа из этого средства составляет 800 Нм3 при температуре 950oC, а степень дожига равна 30% и теплоемкость 1,2 Мкал/Нм3. Из этого средства частичного восстановления известные количества руды и шлакоформирующих агентов, определенные в начале примера, загружаются в реактор с расплавом.
В обычном примере способа по настоящему изобретению производительность составляет приблизительно 15 т/ч, соответствующая индексу производительности в 1,0. Загрузка от средства промежуточного восстановления (узел процесса C) в реактор расплава составляет 250 кг кокса, 1300 кг предварительно восстановленной руды со степенью предварительного восстановления 65% температурой 950oC и пропорционального количества основного газа в 60 Нм3. Кроме того, 90 кг угля и около 250 кг переработанных отходов проходят через нижние желоба. Для дожига реагирующего газа в реакторе расплава используется 1500 Нм3 горячего воздуха при температуре 1200oC. Около 1800 Нм3 отработанного газа со степенью дожига 70% и температурой около 1700oC вдувается в флюидизированную ванну средства предварительного нагрева и начального восстановления (узел процесса B). Это средство также загружается 340 кг шлакоформирующих агентов, 1500 кг руды и 270 Нм3 горячего воздуха. Выходом из узла процесса B является 2300 Нм3 полностью сожженного отработанного газа (степень дожига 100%) с температурой 900oC. Как уже объяснялось, этот отработанный газ поступает к конечному потребителю для использования физического тепла.
В средстве промежуточного восстановления (узел процесса C) восстанавливающий высококачественный газ вырабатывается из 540 кг угля и 660 Нм3 горячего воздуха для восстановления 1600 кг руды с температурой 900oC и степенью предварительного восстановления 11% который поступает из руды процесса B в узел процесса C с предсказанной степенью предварительного восстановления (65% ). Выходом из узла процесса C является 1200 Нм3 высокоэнергетичного отработанного газа с температурой 950oC, степенью дожига 38% и теплоемкостью 0,9 Мкал/Нм3. Этот газ может быть использован, например, для нагрева определенного количества горячего воздуха для изобретенного комбинационного процесса в галечном нагревателе.
В конце концов, третий пример, который использует частично предпочтительную форму настоящего изобретения, а именно, подъем температуры горячего воздуха с одновременной оксигенацией горячего воздуха, показывает следующий тепловой и количественный баланс. Расплав в реактор расплава подается ниже поверхности ванны в составе 50 кг угля, приблизительно 100 кг переделанного металлолома с обычным количеством основного газа. Выше поверхности ванны 1400 кг частично восстановленной руды со степенью предварительного восстановления 65% и температурой 900oC поступает в расплав. Для дожига используется приблизительно 1000 Нм3 горячего воздуха с температурой 1350oC и содержанием кислорода в 24,5% Количество отработанного газа из узла процесса A, который подается на узел процесса B, составляет 1260 Нм3 с температурой 1720oC и степенью дожига 66% Узел процесса B загружается приблизительно 1540 кг руды, 350 кг шлакообразующего агента и около 190 Нм3 горячего воздуха с температурой 1350oC и 25,5% кислорода. Из узла процесса B выходит 1680 Нм3 полностью сожженного отработанного газа с температурой 900oC. Из этого средства предварительного нагрева и начального восстановления 1640 кг руды со степенью предварительного восстановления 11% и температурой 900oC поступает во вращающуюся флюидизированную ванну узла процесса C вместе с 530 кг угля и 530 Нм3 горячего воздуха. Количество отработанного газа из этого средства частичного восстановления составляет 1100 Нм3 и отработанный газ имеет температуру 950oC, степень дожига 40% и теплоемкость 0,9 Мкал/Нм3.
В этом примере была достигнута чрезвычайно высокая производительность, составляющая 20 т/ч, соответствующая индексу производительности 1,33.
Метод согласно изобретению, который дает возможность частичного восстановления металлической руды избирательно по отношению к степени металлизации в комбинационном процессе, включающий, по меньшей мере, три узла процесса и, для полного превращения ее в металл, реактор расплава с беспрецедентной производительностью, характеризуется высокой гибкостью. Он может быть интегрирован преимущественно в существующие металлургические производства, например, сталелитейный завод, и легко адаптирован к различным производственным условиям. Как уже объяснялось выше, как предварительный нагрев и начальное восстановление, так и процесс действительного частичного восстановления могут состоять из одного или нескольких этапов. Четвертый узел процесса, например, для одновременной загрузки соответственно сконструированного реактора расплава, может быть также добавлен к комбинационному процессу, имеющему три узла процесса, описанные выше.
Благодаря раздельным потокам отработанного газа от узлов процесса B и C, в соответствии с изобретением, может оказаться целесообразным для определенных сфер применения прерывать поток материала между этими двумя узлами процесса полностью или частично. Возможно загрузить часть или все количество высушенных и первоначально восстановленных металлических руд, полученных в промежуточном хранилище за определенное время, эта процедура неудобна с точки зрения энергетического баланса, но может быть полезна для адаптации комбинационного процесса к существующим способам производства и поэтому приводится в описании изобретения.

Claims (8)

1. Способ восстановления металлических руд, включающий стадию их нагрева и/или начального восстановления (В), стадию промежуточного восстановления (С) и стадию окончательного восстановления и расплавления (А) в плавильном агрегате, отходящий газ из которого используют на предыдущих стадиях процесса восстановления, отличающийся тем, что полученные на стадии расплавления и окончательного восстановления газы подвергают дожиганию до степени дожигания 50 80% после чего направляют на стадию нагрева и/или начального восстановления, где его подвергают полному дожиганию с последующим выводом из процесса.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что стадию нагрева и/или начального восстановления, а также стадию промежуточного восстановления осуществляют в несколько этапов.
3. Способ по п. 1 или 2, отличающийся тем, что степень восстановления руд, выходящих из стадии нагрева и/или начального восстановления, поддерживают равным 0 30%
4. Способ по любому из пп.1 3, отличающийся тем, что на стадию нагрева и/или начального восстановления металлические руды загружают совместно со шлакообразующими реагентами, в частности флюсом или металлоломом.
5. Способ по любому из пп.1 4, отличающийся тем, что стадию промежуточного восстановления осуществляют за счет сжигания вводимого в эту зону угля.
6. Способ по п.5, отличающийся тем, что уголь на стадии промежуточного восстановления подают в избыточном количестве, обеспечивающем получение восстановительного газа за счет сжигания одной его части и нагрев избыточной части для удаления летучих и получения кокса.
7. Способ по любому из пп.1 6, отличающийся тем, что степень восстановления руд, выходящих из зоны промежуточного восстановления, поддерживают равной 30 70% предпочтительно 35 65%
8. Способ по любому из пп.1 7, отличающийся тем, что частично восстановленные руды, шлакообразующие и образующийся кокс из стадии промежуточного восстановления подают на стадию расплавления и окончательного восстановления в нагретом состоянии.
9. Способ по любому из пп.1 8, отличающийся тем, что дожигание топлива на стадиях нагрева и/или начального восстановления и промежуточного восстановления, а также газа, образующегося на стадии расплавления и окончательного восстановления, осуществляют окисленным газом, в качестве которого используют или кислород, или воздух, или обогащенный кислородом воздух.
10. Способ по п.9, отличающийся тем, что окисленный газ предварительно нагревают до 1000 1600oС, предпочтительно 1200 1400oС.
RU9393004631A 1992-03-04 1993-03-04 Способ восстановления металлических руд RU2096483C1 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
DE4206828A DE4206828C2 (de) 1992-03-04 1992-03-04 Schmelzreduktionsverfahren mit hoher Produktivität
DEP4206828.2 1992-03-04

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2096483C1 true RU2096483C1 (ru) 1997-11-20

Family

ID=6453213

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU9393004631A RU2096483C1 (ru) 1992-03-04 1993-03-04 Способ восстановления металлических руд

Country Status (13)

Country Link
US (1) US5401295A (ru)
EP (1) EP0563559B1 (ru)
JP (1) JP2698525B2 (ru)
KR (1) KR0159789B1 (ru)
CN (1) CN1036471C (ru)
AT (1) ATE166669T1 (ru)
AU (1) AU658717B2 (ru)
BR (1) BR9300745A (ru)
DE (2) DE4206828C2 (ru)
ES (1) ES2115688T3 (ru)
RU (1) RU2096483C1 (ru)
TW (1) TW210356B (ru)
ZA (1) ZA931339B (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US7160353B2 (en) 2002-01-24 2007-01-09 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho (Kobe Steel, Ltd.) Process for producing molten iron
RU2470078C2 (ru) * 2007-06-04 2012-12-20 Сумитомо Хэви Индастриз, Лтд. Устройство и способ восстановительной обработки

Families Citing this family (29)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5869018A (en) 1994-01-14 1999-02-09 Iron Carbide Holdings, Ltd. Two step process for the production of iron carbide from iron oxide
US5690717A (en) * 1995-03-29 1997-11-25 Iron Carbide Holdings, Ltd. Iron carbide process
AUPN226095A0 (en) 1995-04-07 1995-05-04 Technological Resources Pty Limited A method of producing metals and metal alloys
US5804156A (en) * 1996-07-19 1998-09-08 Iron Carbide Holdings, Ltd. Iron carbide process
AUPO426096A0 (en) 1996-12-18 1997-01-23 Technological Resources Pty Limited Method and apparatus for producing metals and metal alloys
AUPO426396A0 (en) 1996-12-18 1997-01-23 Technological Resources Pty Limited A method of producing iron
US5938815A (en) * 1997-03-13 1999-08-17 The Boc Company, Inc. Iron ore refining method
AUPO944697A0 (en) * 1997-09-26 1997-10-16 Technological Resources Pty Limited A method of producing metals and metal alloys
AU750751B2 (en) 1998-03-31 2002-07-25 Iron Carbide Holdings, Ltd Process for the production of iron carbide from iron oxide using external sources of carbon monoxide
AUPP442598A0 (en) 1998-07-01 1998-07-23 Technological Resources Pty Limited Direct smelting vessel
AUPP483898A0 (en) 1998-07-24 1998-08-13 Technological Resources Pty Limited A direct smelting process & apparatus
MY119760A (en) 1998-07-24 2005-07-29 Tech Resources Pty Ltd A direct smelting process
AUPP554098A0 (en) 1998-08-28 1998-09-17 Technological Resources Pty Limited A process and an apparatus for producing metals and metal alloys
AUPP570098A0 (en) 1998-09-04 1998-10-01 Technological Resources Pty Limited A direct smelting process
AUPP647198A0 (en) 1998-10-14 1998-11-05 Technological Resources Pty Limited A process and an apparatus for producing metals and metal alloys
AUPP805599A0 (en) 1999-01-08 1999-02-04 Technological Resources Pty Limited A direct smelting process
AUPQ083599A0 (en) 1999-06-08 1999-07-01 Technological Resources Pty Limited Direct smelting vessel
AUPQ152299A0 (en) 1999-07-09 1999-08-05 Technological Resources Pty Limited Start-up procedure for direct smelting process
AUPQ205799A0 (en) 1999-08-05 1999-08-26 Technological Resources Pty Limited A direct smelting process
AUPQ213099A0 (en) 1999-08-10 1999-09-02 Technological Resources Pty Limited Pressure control
AUPQ308799A0 (en) 1999-09-27 1999-10-21 Technological Resources Pty Limited A direct smelting process
AUPQ346399A0 (en) 1999-10-15 1999-11-11 Technological Resources Pty Limited Stable idle procedure
AUPQ365799A0 (en) 1999-10-26 1999-11-18 Technological Resources Pty Limited A direct smelting apparatus and process
US6602321B2 (en) 2000-09-26 2003-08-05 Technological Resources Pty. Ltd. Direct smelting process
AT409763B (de) * 2000-11-06 2002-11-25 Voest Alpine Ind Anlagen Verfahren und anlage zum verwerten von eisen- und schwermetallhältigen reststoffen, gegebenenfalls unter zugabe von eisenerz
AP2010005222A0 (en) 2007-09-14 2010-04-30 Barrick Gold Corp Process for recovering platinum group metals usingreductants
DE102012016074A1 (de) * 2012-08-08 2014-02-13 Saarstahl Ag Verfahren zum Betrieb eines Reaktionsgefäßes zur Stahlherstellung, sowie Stahlkonverteranordnung selbst
CN104212928B (zh) * 2014-09-15 2016-11-30 郦剑飞 快速还原窑炉及采用该快速还原窑炉进行还原的方法
CN111850218B (zh) * 2020-06-23 2021-07-02 北京科技大学 一种利用HIsmelt熔融还原工艺冶炼红土镍矿的方法

Family Cites Families (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2401909C3 (de) * 1974-01-16 1985-06-27 Fried. Krupp Gmbh, 4300 Essen Verfahren zur Herstellung von Stahl
DE2428715C3 (de) * 1974-06-14 1982-09-02 Krupp Polysius Ag, 4720 Beckum Verfahren und Anlage zur Reduktion und Agglomeration von feinkörnigem Erz
US4099958A (en) * 1976-04-09 1978-07-11 Bethlehem Steel Corporation Method of producing vanadium
GB1548123A (en) * 1977-02-18 1979-07-04 Toyo Soda Mfg Co Ltd Process of producing metallic chromium
DE3318005C2 (de) * 1983-05-18 1986-02-20 Klöckner CRA Technologie GmbH, 4100 Duisburg Verfahren zur Eisenherstellung
JPS61177308A (ja) * 1985-01-31 1986-08-09 Nippon Tekko Renmei 鉱石予熱炉において石灰石の仮焼を同時に行う鉄鉱石の溶融還元方法
SE458688B (sv) * 1985-07-23 1989-04-24 Ips Interproject Service Ab Foerfarande och anlaeggning foer framstaellning av raajaern ur jaernbaerande oxidiskt material
DE3535572A1 (de) * 1985-10-03 1987-04-16 Korf Engineering Gmbh Verfahren zur herstellung von roheisen aus feinerz
DE3626027A1 (de) * 1986-08-01 1988-02-11 Metallgesellschaft Ag Verfahren zur reduktion feinkoerniger, eisenhaltiger materialien mit festen kohlenstoffhaltigen reduktionsmitteln
US5198019A (en) * 1988-12-20 1993-03-30 Cra Services Limited Manufacture of iron and steel in a duplex smelter and solid state oxide suspension prereducer
DE3905058C1 (en) * 1989-02-18 1990-07-12 Ferdinand Dipl.-Ing. Dr.Mont. 6374 Steinbach De Fink Apparatus and process for smelting pig iron and for producing useful gas from fine ore and coal screenings (small coal)
JPH03219005A (ja) * 1990-01-23 1991-09-26 Nippon Steel Corp 溶融還元製鉄法

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
1. Патент ФРГ N 605975, кл. C 21 B 13/14, 1932. 2. Заявка ФРГ N 2401909, кл. C 21 B 13/14, 1978. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US7160353B2 (en) 2002-01-24 2007-01-09 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho (Kobe Steel, Ltd.) Process for producing molten iron
RU2470078C2 (ru) * 2007-06-04 2012-12-20 Сумитомо Хэви Индастриз, Лтд. Устройство и способ восстановительной обработки

Also Published As

Publication number Publication date
EP0563559A3 (ru) 1994-01-05
ES2115688T3 (es) 1998-07-01
DE69318750D1 (de) 1998-07-02
KR930019835A (ko) 1993-10-19
DE4206828C2 (de) 1996-06-20
CN1078499A (zh) 1993-11-17
EP0563559A2 (en) 1993-10-06
ZA931339B (en) 1993-09-24
KR0159789B1 (ko) 1999-01-15
DE4206828A1 (de) 1993-09-30
ATE166669T1 (de) 1998-06-15
BR9300745A (pt) 1993-09-28
EP0563559B1 (en) 1998-05-27
DE69318750T2 (de) 1998-09-24
AU3394593A (en) 1993-09-09
TW210356B (ru) 1993-08-01
JP2698525B2 (ja) 1998-01-19
AU658717B2 (en) 1995-04-27
JPH0688143A (ja) 1994-03-29
US5401295A (en) 1995-03-28
CN1036471C (zh) 1997-11-19

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2096483C1 (ru) Способ восстановления металлических руд
KR0131266B1 (ko) 컨버터를 이용한 철의 제조방법
US4007034A (en) Method for making steel
RU2025499C1 (ru) Способ ведения плавки в электродуговой печи и электродуговая печь для ведения плавки
AU718296B2 (en) Duplex procedure for the production of metals and metal alloys from oxidic metal ores
JPH07502566A (ja) 鉄の製造方法
JPH0433841B2 (ru)
JP2001500243A (ja) 金属溶融物の製造のためのプラントおよびプロセス
EP1292713B1 (en) Direct smelting process and apparatus
KR940008926B1 (ko) 일시저장 용기를 갖춘 제강장치 및 이를 이용하는 제강법
MXPA96005042A (en) Method for the direct use of chromium mineral in the production of stainless steel
KR100764042B1 (ko) 직접제련 방법 및 장치
US6458181B1 (en) Method for producing pig iron
JPH08504937A (ja) コークス燃焼キュポラで鉄系金属材料を溶解する方法及び装置
AU716617B2 (en) Process for making pig iron
RU2143006C1 (ru) Способ монтажа агрегата для способа восстановительной плавки для производства передельного чугуна, агрегат для осуществления способа восстановительной плавки, способ производства передельного чугуна
US1944874A (en) Reduction of ores
JP2600732B2 (ja) 溶融還元法及び装置
US4985068A (en) Method and apparatus for smelting iron oxide
US6273934B1 (en) Method and an apparatus for producing metals and metal alloys
US4324390A (en) Apparatus for manufacturing steel from iron ore dust by direct reduction
US4318736A (en) Method for manufacturing steel from iron ore dust by direct reduction
RU2319749C2 (ru) Способ прямого получения железа, в частности стали, и установка для его осуществления
AU725946B2 (en) A method and an apparatus for producing metals and metal alloys
AU2001237131B2 (en) Direct smelting process and apparatus