RU2109070C1 - Способ производства жидкого передельного чугуна из железной руды и устройство для его осуществления - Google Patents
Способ производства жидкого передельного чугуна из железной руды и устройство для его осуществления Download PDFInfo
- Publication number
- RU2109070C1 RU2109070C1 RU96102421A RU96102421A RU2109070C1 RU 2109070 C1 RU2109070 C1 RU 2109070C1 RU 96102421 A RU96102421 A RU 96102421A RU 96102421 A RU96102421 A RU 96102421A RU 2109070 C1 RU2109070 C1 RU 2109070C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- coal
- cyclone
- converter
- melting
- metallurgical
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/14—Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/12—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in electric furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0006—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/40—Gas purification of exhaust gases to be recirculated or used in other metallurgical processes
- C21B2100/44—Removing particles, e.g. by scrubbing, dedusting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/60—Process control or energy utilisation in the manufacture of iron or steel
- C21B2100/62—Energy conversion other than by heat exchange, e.g. by use of exhaust gas in energy production
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/60—Process control or energy utilisation in the manufacture of iron or steel
- C21B2100/66—Heat exchange
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
- Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Refinement Of Pig-Iron, Manufacture Of Cast Iron, And Steel Manufacture Other Than In Revolving Furnaces (AREA)
- Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Сущность: на стадии предварительного восстановления железную руду предварительно восстанавливают в плавильном циклоне посредством восстановительного технологического газа, полученного со стадии конечного восстановления. Для того чтобы железная руда в плавильном циклоне расплавилась, по крайней мере, частично, происходит последующее сгорание восстановительного технологического газа в плавильном циклоне. Частично расплавленная железная руда поступает вниз в металлургический конвертер, расположенный ниже циклона, в котором происходит конечное восстановление при подаче угля и кислорода, вследствие чего образуется восстановительный технологический газ. В металлургическом конвертере посредством подаваемого в него кислорода происходит частичное последующее сгорание восстановительного технологического газа. Коэффициент последующего сгорания газа на выходе металлургического конвертера, определяемый как (CO2 + H2O) / (CO2 + CO + H2O + H2) составляет не более, чем 0,55. Уголь подают непосредственно в слой шлака для того, чтобы частичное последующее сгорание в металлургическом конвертере, по крайней мере, частично происходило в слое шлака. В устройстве плавильный металлургический агрегат выполнен в виде конвертера и образует с расположенным над ним плавильным циклоном единый реактор. Отверстие, посредством которого циклон соединен с конвертером, служит одновременно для прохода частично расплавленной руды из циклона в конвертер и технологического газа из конвертера в циклон. Устройство снабжено генерирующим пар котлом и средством обеспыливания газа, расположенными последовательно в трубопроводе отвода технологического газа из плавильного циклона. 2 с. и 14 з.п.ф-лы, 4 ил.
Description
Изобретение относится к способу производства жидкого передельного чугуна прямым восстановлением железной руды, включающему стадию предварительного восстановления и стадию конечного восстановления, и к устройству для осуществления способа.
Способы вышеописанного типа являются известными.
В одном известном способе железную руду восстанавливают предварительно в псевдоожиженном состоянии в восстановительной шахте. В другом способе железную руду предварительно восстанавливают в форме гранул в восстановительной шахте. В обоих этих способах для предотвращения размягчения железной руды и блокирования восстановительной шахты необходимо поддерживать в восстановительной шахте низкую температуру. Поэтому предварительно восстановленную железную руду направляют в твердом состоянии при температуре 600 - 900oC в металлургический конвертер. До сих пор эти способы в промышленности не использовались. Проблема состоит в том, что последующее сгорание технологического газа, которое происходит в металлургическом конвертере на стадии конечного восстановления, должно быть в металлургическом конвертере высоким, т. е. по крайней мере равным 0.4, для того чтобы генерировать тепло, необходимое на стадии конечного восстановления, при умеренном расходе угля и кислорода. Это тепло, которое выделяется над расплавом, представляет только частичную пользу для расплава. Если последующее сгорание составляет менее, чем 0.4, это приводит к большому расходу угля и к необходимости использования дорогостоящего угля с малым выходом летучих. В этих известных способах при выходе из восстановительной шахты технологический газ содержит много физического тепла и химической энергии. Физическое тепло в технологическом газе может быть использовано различным образом. Технологический газ, содержащий химическую энергию, с этого момента будет называться отходящий газ.
В статье "The cyclone converter furnace", van Zangen et al. (Revue de metallurgie, 90 (1993), N 3, 363-368) представлен способ, в котором железную РУДУ предварительно восстанавливают в плавильном циклоне посредством восстановительного технологического газа, полученного на стадии конечного восстановления. Плавильный циклон установлен над металлургическим конвертером, с которым он непосредственно связан и в котором происходит стадия конечного восстановления. В плавильный циклон подают кислород и уголь. Предварительно восстановленная железная руда протекает из плавильного циклона вниз в металлургический конвертер. В металлургическом конвертере в верхней части ванны передельного чугуна находится слой шлака.
В EP-A-236802 описан подобный способ, в котором через донные фурмы конвертера в ванну передельного чугуна подают уголь. В конвертер задувают горячий воздух при 1200oC, что вызывает в нем последующее горение для того, чтобы технологический газ, выходящий из конвертера, имел степень окисления, равную 40%. Горячий воздух при 1200oC задувают также в плавильный циклон, где происходит второе последующее сгорание до степени окисления, равной 80%.
В EP-A-237811 описан способ, подобный способу, представленному в EP-A-236802, в котором только половина технологического газа из металлургического конвертера проходит через отверстие в плавильный циклон, в который вдувают горячий воздух для того, чтобы вызвать второе последующее сгорание с тем, чтобы газы поступили в плавильный циклон при 2500oC. Расплавленная железная руда проходит из плавильного циклона в конвертер через отдельное отверстие.
В патенте NL-B-257692 также описано предварительное восстановление в плавильном циклоне, но при этом не обсуждается последующее горение в конвертере.
Целью изобретения является обеспечение способа производства жидкого передельного чугуна, включающего стадию предварительного восстановления в плавильном циклоне и стадию конечного восстановления в металлургическом конвертере, в котором, несмотря на низкую степень последующего сгорания в металлургическом конвертере, расход угля является низким.
Другой целью изобретения является обеспечение способа производства жидкого передельного чугуна прямым восстановлением, в котором можно выбрать степень получения отходящего газа относительно его использования.
В соответствии с изобретением по одному аспекту представлен способ производства жидкого передельного чугуна прямым восстановлением железной руды на стадии предварительного восстановления, после которой следует стадия конечного восстановления, включающий стадии:
(а) подачи железной руды в плавильный циклон и предварительного восстановления ее на стадии предварительного восстановления посредством восстановительного технологического газа, полученного со стадии конечного восстановления;
(в) осуществления последующего сгорания восстановительного технологического газа в плавильном циклоне путем подачи в него кислорода с тем, чтобы железная руда в плавильном циклоне, по крайней мере, частично расплавилась;
(c) обеспечения возможности предварительно восстановленной и, по крайней мере, частично расплавленной железной руде проходить из плавильного циклона вниз в металлургический конвертер, расположенный ниже его, в котором происходит конечное восстановление;
(d) осуществления конечного восстановления в металлургическом конвертере в слое шлака, имеющемся здесь, путем подачи в металлургический конвертер угля и кислорода и образования вследствие этого восстановительного технологического газа, и осуществления частичного последующего сгорания восстановительного технологического газа в металлургическом конвертере посредством подаваемого туда кислорода, при этом уголь непосредственно подают в слой шлака;
(е) отличающийся тем, что коэффициент последующего сгорания, определенный как
где
CO2, CO, H2O и H2 представляют концентрации в процентах по объему этих газов на выходе металлургического конвертера, составляет не более, чем 0.55, и
(f) и отличающийся тем, что частичное последующее сгорание в металлургическом конвертере, по крайней мере, частично происходит в слое шлака.
(а) подачи железной руды в плавильный циклон и предварительного восстановления ее на стадии предварительного восстановления посредством восстановительного технологического газа, полученного со стадии конечного восстановления;
(в) осуществления последующего сгорания восстановительного технологического газа в плавильном циклоне путем подачи в него кислорода с тем, чтобы железная руда в плавильном циклоне, по крайней мере, частично расплавилась;
(c) обеспечения возможности предварительно восстановленной и, по крайней мере, частично расплавленной железной руде проходить из плавильного циклона вниз в металлургический конвертер, расположенный ниже его, в котором происходит конечное восстановление;
(d) осуществления конечного восстановления в металлургическом конвертере в слое шлака, имеющемся здесь, путем подачи в металлургический конвертер угля и кислорода и образования вследствие этого восстановительного технологического газа, и осуществления частичного последующего сгорания восстановительного технологического газа в металлургическом конвертере посредством подаваемого туда кислорода, при этом уголь непосредственно подают в слой шлака;
(е) отличающийся тем, что коэффициент последующего сгорания, определенный как
где
CO2, CO, H2O и H2 представляют концентрации в процентах по объему этих газов на выходе металлургического конвертера, составляет не более, чем 0.55, и
(f) и отличающийся тем, что частичное последующее сгорание в металлургическом конвертере, по крайней мере, частично происходит в слое шлака.
В способе изобретения получают большее количество отходящего газа с большим содержанием химической энергии, при этом устанавливают пониженный коэффициент последующего сгорания. В некоторых случаях желательно получить большее или меньшее количество отходящего газа. Этот способ предоставляет такую возможность.
В способе в соответствии с изобретением уголь непосредственно подают в слой шлака. Это означает, что уголь подступает в слой шлака в форме твердых частиц, а не через раствор в ванне передельного чугуна, как происходит в способе EP-A-236802.
Прямое вдувание угля в слой шлака, последствием которого является то, что первое частичное последующее сгорание происходит, по крайней мере, частично в слое шлака, приводит в результате к тому, что эффективность переноса тепла в шлак и ванну передельного чугуна является высокой.
Кроме того, может быть получен толстый слой шлака, глубиной предпочтительно от 1 до 3 мм, в котором происходит частичное последующее сгорание и восстановление FeO углеродом. Для того чтобы регулировать пенообразование шлака желательно, чтобы по крайней мере 25% угля подали в форме относительно крупных частиц, т.е. частиц со средним размером 6 мм или более.
Уголь предпочтительно подают непосредственно в слой шлака посредством, по крайней мере, одного из:
(i) пневмотранспортирования тонкоизмельченного угля с помощью по крайней мере одной фурмы;
(ii) пневмотранспортирования тонкоизмельченного угля посредством по крайней мере одной боковой фурмы металлургического конвертера, выгружаемого непосредственно в слой шлака, и
(iii) падения частиц угля, имеющих средний размер не менее 6 мм, в слой шлака. Тонкоизмельченный уголь представляет уголь, имеющий размер частиц менее, чем 6 мм, предпочтительно менее, чем 1 мм.
(i) пневмотранспортирования тонкоизмельченного угля с помощью по крайней мере одной фурмы;
(ii) пневмотранспортирования тонкоизмельченного угля посредством по крайней мере одной боковой фурмы металлургического конвертера, выгружаемого непосредственно в слой шлака, и
(iii) падения частиц угля, имеющих средний размер не менее 6 мм, в слой шлака. Тонкоизмельченный уголь представляет уголь, имеющий размер частиц менее, чем 6 мм, предпочтительно менее, чем 1 мм.
В способе в соответствии с изобретением расход угля находится предпочтительно в диапазоне от 500 до 1000 кг/т полученного передельного чугуна.
В способе кислород можно подать в виде воздуха или другой смеси кислорода и другого газа, но предпочтительно кислород, подаваемый в плавильный циклон, вдувают в циклон в виде по существу чистого кислорода. Подачу можно осуществлять при низкой температуре, например ниже 100oC. Аналогично кислород, подаваемый в металлургический конвертер, находится предпочтительно в форме, по существу, чистого кислорода и при температуре не более, чем 100oC.
Коэффициент последующего сгорания восстановительного технологического газа на выходе металлургического конвертера находится предпочтительно в диапазоне от 0.20 до 0.55, и более предпочтительно от 0.30 до 0.45. Коэффициент последующего сгорания (который определен выше) технологического газа на выходе плавильного циклона составляет по крайней мере 0,60, более предпочтительно по крайней мере 0.70, и расход угля находится в диапазоне от 600 до 800 кг, более предпочтительно от 650 до 750 кг угля на тонну полученного передельного чугуна. Этим способом можно получать передельный чугун при низком расходе угля. При выходе из плавильного циклона технологический газ уже не имеет так много химической энергии и имеет высокий коэффициент последующего сгорания.
В способе предпочтительно используют уголь с высоким выходом летучих. Он гораздо дешевле, чем уголь с малым выходом летучих. Было найдено, что в способе в соответствии с изобретением может быть вполне использован уголь с высоким выходом летучих. В известных способах, в которых используют восстановительную шахту, невозможно использовать уголь с высоким выходом летучих из-за высокого коэффициента последующего сгорания, необходимого в этих способах в металлургическом конвертере.
Степень предварительного восстановления (PRD) железной руды на выходе плавильного циклона, определенная как
1-[O]A/[O]
находится предпочтительно в диапазоне от 0.15 до 0.30, где [O]A представляет содержание кислорода в молях фракции предварительно восстановленной железной руды из плавильного циклона и [O] - представляет содержание кислорода в молях фракции железной руды, подаваемой в плавильный циклон. Желательно, чтобы температура предварительно восстановленной железной руды на выходе плавильного циклона находилась в диапазоне от 1200 до 1600oC, и предпочтительно восстановительный технологический газ не охлаждают, не обеспыливают и не реформируют между металлургическим конвертером и плавильным циклоном. Таким образом, этот газ может непосредственно протекать из конвертера в плавильный циклон через то же самое отверстие, что и расплавленная частично восстановленная руда.
1-[O]A/[O]
находится предпочтительно в диапазоне от 0.15 до 0.30, где [O]A представляет содержание кислорода в молях фракции предварительно восстановленной железной руды из плавильного циклона и [O] - представляет содержание кислорода в молях фракции железной руды, подаваемой в плавильный циклон. Желательно, чтобы температура предварительно восстановленной железной руды на выходе плавильного циклона находилась в диапазоне от 1200 до 1600oC, и предпочтительно восстановительный технологический газ не охлаждают, не обеспыливают и не реформируют между металлургическим конвертером и плавильным циклоном. Таким образом, этот газ может непосредственно протекать из конвертера в плавильный циклон через то же самое отверстие, что и расплавленная частично восстановленная руда.
При таких условиях процесса может быть достигнут очень низкий расход угля.
Особой выгоды достигают посредством способа, в котором концентрацию соединений железа FexOy в слое шлака поддерживают низкой путем подачи угля в слой шлака, по крайней мере, частично в тонкоизмельченном состоянии, т.е. при размере частиц менее, чем 6 мм. При конечном восстановлении соединений железа FexOy в шлаке в передельный чугун уголь окисляется в CO и CO2. Конечное восстановление происходит в соответствии с формулой вида
R = k • A • C
Здесь R представляет скорость реакции конечного восстановления, k является константой, которая, однако, при первоначальном приближении обратно пропорциональна характеристике, линейному размеру частиц угля. A представляет удельную поверхность частиц угля, и C является концентрацией соединений железа FexOy в шлаке.
R = k • A • C
Здесь R представляет скорость реакции конечного восстановления, k является константой, которая, однако, при первоначальном приближении обратно пропорциональна характеристике, линейному размеру частиц угля. A представляет удельную поверхность частиц угля, и C является концентрацией соединений железа FexOy в шлаке.
Из-за тонкоизмельченного состояния угля как константа k, так и удельная поверхность A становятся больше. Это приводит к тому, что конечное восстановление предварительно восстановленных соединений железа FexOy, поступающих из плавильного циклона, происходит более быстро с тем, чтобы концентрация FexOy в шлаке оставалась низкой. Выгода, полученная при этом, состоит в том, что шлак более медленно воздействует на огнеупорную футеровку металлургического конвертера. Благодаря низкому износу огнеупорной футеровки срок ее службы становится большим.
Уголь предпочтительно, по крайней мере, частично, подают в шлак к форме порошкового угля. Это очень тонкоизмельченное состояние угля поддерживает срок службы футеровки металлургического конвертера на максимальном уровне.
По другому аспекту изобретение включает устройство для производства жидкого передельного чугуна посредством прямого восстановления железной руды, содержащее:
(a) металлургический конвертер;
(b) средства подачи для подачи угля непосредственно в слой шлака, образованный при работе устройства над ванной расплавленного передельного чугуна в металлургическом конвертере;
(c) средства подачи для подачи кислорода в металлургический конвертер;
(d) разгрузочные средства для выгрузки жидкого передельного чугуна и шлака из металлургического конвертера;
(e) плавильный циклон, расположенный над металлургическим конвертером и связанный с ним через отверстие так, что образуется единый реактор, при этом технологический газ поступает при работе устройства из металлургического конвертера непосредственно в плавильный циклон и по крайней мере частично расплавленная, предварительно восстановленная железная руда поступает из плавильного циклона непосредственно в металлургический конвертер:
(f) средства подачи для подачи железной руды в плавильный циклон;
(g) средства подачи для подачи кислорода в плавильный циклон;
(h) разгрузочные средства для выпуска технологического газа в струе потока из плавильного циклона;
(i) генерирующий пар котел в разгрузочных средствах для выпуска технологического газа из плавильного циклона для генерирования водяного пара из физического тепла технологического газа;
(j) средства обеспыливания, расположенные ниже по течению относительно генерирующего пар котла в струе потока, для обеспыливания технологического газа.
(a) металлургический конвертер;
(b) средства подачи для подачи угля непосредственно в слой шлака, образованный при работе устройства над ванной расплавленного передельного чугуна в металлургическом конвертере;
(c) средства подачи для подачи кислорода в металлургический конвертер;
(d) разгрузочные средства для выгрузки жидкого передельного чугуна и шлака из металлургического конвертера;
(e) плавильный циклон, расположенный над металлургическим конвертером и связанный с ним через отверстие так, что образуется единый реактор, при этом технологический газ поступает при работе устройства из металлургического конвертера непосредственно в плавильный циклон и по крайней мере частично расплавленная, предварительно восстановленная железная руда поступает из плавильного циклона непосредственно в металлургический конвертер:
(f) средства подачи для подачи железной руды в плавильный циклон;
(g) средства подачи для подачи кислорода в плавильный циклон;
(h) разгрузочные средства для выпуска технологического газа в струе потока из плавильного циклона;
(i) генерирующий пар котел в разгрузочных средствах для выпуска технологического газа из плавильного циклона для генерирования водяного пара из физического тепла технологического газа;
(j) средства обеспыливания, расположенные ниже по течению относительно генерирующего пар котла в струе потока, для обеспыливания технологического газа.
Средства для подачи угля включают предпочтительно по крайней мере одно из:
(i) по крайней мере одну фурму для пневмотранспортирования угля в тонкоизмельченной форме;
(ii) по крайней мере одну боковую фурму металлургического конвертера для пневмотранспортирования угля в тонкоизмельченной форме, и
(iii) средство для гравитационного падения угля в слой.
(i) по крайней мере одну фурму для пневмотранспортирования угля в тонкоизмельченной форме;
(ii) по крайней мере одну боковую фурму металлургического конвертера для пневмотранспортирования угля в тонкоизмельченной форме, и
(iii) средство для гравитационного падения угля в слой.
На фиг. 1 представлена карта технологического процесса, схематически изображающая способ и устройство в соответствии с изобретением; на фиг. 2 - в качестве примера соотношение между, с одной стороны, физическим теплом и химической энергией в технологическом газе, который выходит из плавильного циклона, и, с другой стороны, расходом угля; на фиг. 3 - график, показывающий в качестве примера одно рабочее окно способа изобретения; на фиг. 4 - другой график, показывающий другое рабочее окно способа изобретения.
Фиг.1 показывает плавильный циклон 1, в который с газом- носителем через систему подачи 2 подают железорудный концентрат. В то же самое время в плавильный циклон 1 через систему подачи 3 подают по существу чистый кислород. Термин "чистый кислород" используют здесь так, как это обычно понимают в области производства стали. Непосредственно под плавильным циклоном и при открытой связи с ним через отверстие расположен металлургический конвертер 4. Железную руду предварительно восстанавливают в плавильном циклоне 1 и расплавляют посредством восстановительного технологического газа, поступающего из металлургического конвертера 4. В этом технологическом газе последующее сгорание поддерживают кислородом в плавильном циклоне 1. От 15 до 30% предварительно восстановленной и расплавленной железной руды стекает при температуре предпочтительно 1400 - 1600oC вниз по стенке 5 плавильного циклона 1 непосредственно в металлургический конвертер 4.
В металлургическом конвертере 4 во время работы в его верхней части находится расплав 6 передельного чугуна со слоем шлака 7. Обычно слой шлака 7 имеет толщину 2 м. В фурму 12 в металлургическом конвертере 4 посредством системы подачи 16 подают по существу чистый кислород и посредством системы подачи 9 - уголь. Предварительно восстановленную железную руду окончательно восстанавливают углем, поданным непосредственно в слой шлака 7, вследствие чего образуется технологический газ, содержащий CO2 и CO, который также содержит H2O и H2 из водорода, полученного из угля. Технологический газ вместе с кислородом, поданным в металлургический конвертер 4, подвергают последующему сгоранию в металлургическом конвертере 4 до максимального коэффициента последующего сгорания предпочтительно 40%. Во время этого действия с пользой для слоя шлака выделяется тепло при определенной эффективности теплопередачи (HTE). Технологический газ перетекает непосредственно в плавильный циклон, где затем подвергается последующему сгоранию, как упоминалось выше, и выходит из плавильного циклона 1 с определенным коэффициентом последующего сгорания. Расплавленное черновое железо и шлак выпускают в 10.
Фиг. 1 также показывает, что для перемешивания расплава 6 инертный газ можно подать через донную часть металлургического конвертера в положение 11.
Плавильный циклон 1 и металлургический конвертер 4 вместе образуют единое целое, т.е. они связаны вместе непосредственно с помощью отверстия, через которое проходят как расплавленная железная руда, так и технологический газ, при этом не используется соединительная система трубопроводов, потому что плавильный циклон 1 размещен непосредственно на вершине металлургического конвертера 4.
Фиг. 1 показывает в качестве примера подачу кислорода и угля в металлургический конвертер 4 посредством расположенной в центре фурмы 12, которые выгружают в слой шлака 7 или прямо над ним. Для этого может быть рассмотрено много вариантов. Для подачи угля не в виде крупнокускового угля, а в довольно тонкоизмельченном состоянии предпочтение отдают одной или нескольким фурмам 17, например, через боковую стенку металлургического конвертера 4, посредством которой тонкоизмельченный уголь, предпочтительно порошковый уголь, вдувают непосредственно в слой шлака. Это ускоряет окончательное восстановление предварительно восстановленной железной руды в слое шлака 7, что способствует сохранению огнеупорной футеровки 13 металлургического конвертера на уровне слоя шлака.
Как описывалось выше, часть угля может быть в виде крупных кусков, т.е. размером > 6 мм. Их можно подать гравитационно, через соответствующие отверстия в конвертере.
Технологический газ выходит из плавильного циклона 1 при температуре 1200-1800oC. Это физическое тепло превращают в паровом котле 14 в водяной пар, из которого можно генерировать электричество. Электрическая мощность, полученная таким образом, более чем достаточна для производства необходимого кислорода. После первого котла 14 технологический газ все еще содержит химическую энергию, посредством которой может быть также генерировано электричество.
Способ можно осуществлять под повышенным давлением, например 3 бара, в плавильном циклоне 1 и металлургическом конвертере 4.
Фиг. 1 также показывает, что технологический газ после парового котла 14 обеспыливают в скруббере с трубами Вентури 15.
Технологический газ, который называют отходящим газом после парового котла, все еще содержит химическую энергию, называемую с этого момента отходящей энергией, количество которой может быть выбрано в соответствии с необходимостью, путем установления расхода угля в способе сверх минимального расхода угля, который необходим для производства передельного чугуна.
Фиг. 2 показывает в качестве примера соотношение между, с одной стороны, физическим теплом и химической энергией в технологическом газе, который выходит из плавильного циклона, и, с другой стороны, расходом угля. Пример фиг.2 относится к случаю, когда коэффициент последующего сгорания в металлургическом конвертере составляет 25% и эффективность теплопереноса в металлургическом конвертере равна 80%. Фиг.2 показывает, что при таких условиях в первом случае физическое тепло в технологическом газе является фактически постоянным и не зависит от расхода угля. Однако химическая энергия в отходящем газе по мере увеличения расхода угля возрастает. Физическое тепло в технологическим газе около 5 ГДж на тонну чернового железа, которое является неизбежным, может быть превращено в паровом котле в водяной пар, и затем в электричество, которое может быть использовано для производства необходимого кислорода. Однако количество химической энергии в отходящем газе может быть выбрано путем регулирования коэффициента последующего сгорания. Минимальный расход угля при данных условиях составляет приблизительно 640 кг на тонну чернового железа. Эта фигура показывает, что в противоположность известным способам, в которых используют восстановительную шахту, способ в соответствии с изобретением не приводит к высокому нежелательному количеству отходящей энергии, но при этом способ в соответствии с изобретением можно по желанию использовать при минимальном расходе угля без чрезмерного количества отходящей энергии.
Фиг. 3 показывает в качестве примера одно рабочее окно способа в соответствии с изобретением. Пример фиг.3 относится к случаю, когда железную руду предварительно восстанавливают в плавильном циклоне на 20% и когда предварительно восстановленная железная руда поступает в металлургический конвертер при температуре 1500oC. На фиг. 3 приняты в расчет потери тепла в холодильнике, равные 500 МДж на тонну передельного чугуна, и отсутствие потерь угля и оксида железа. Пример фиг.3 показывает соотношение между эффективностью теплопередачи из металлургического конвертера и коэффициентом последующего сгорания в металлургическом конвертере при использовании в качестве параметра расхода угля. При низкой эффективности теплопередачи температура технологического газа в металлургическом конвертере является слишком высокой; с другой стороны, имеются пределы для самого высокого значения эффективности теплопереноса технологического газа в слой шлака и расплав. Когда коэффициент последующего сгорания является слишком высоким, технологический газ в плавильном циклоне становится слишком бедным; и тогда в технологическом газе для достижения 20% предварительного восстановления в плавильном циклоне количество CO является недостаточным. Когда коэффициент последующего сгорания является слишком низким, расход угля становится слишком высоким и образуется слишком много технологического газа. Для минимального расхода угля коэффициент последующего сгорания должен быть высоким. В примере фиг.3 минимальный расход угля составляет приблизительно 640 кг на тонну передельного чугуна при эффективности теплопереноса приблизительно 80%. Это означает, что коэффициент последующего сгорания в плавильном циклоне является также высоким (по крайней мере, 70%). При оптимизации расход угля может уменьшиться до 500 кг на тонну чернового железа. Как показано на фиг.2, если необходимо большее количество отходящей энергии, тогда способ в соответствии с изобретением дает возможность генерирования отходящей энергии до приблизительно 10 ГДж на тонну чернового железа при расходе угля 900 кг на тонну чернового железа.
Фиг. 4 показывает другое рабочее окно способа изобретения, в котором коэффициент последующего сгорания может находиться в диапазоне от 0.25 до 0.55. На фиг.4 приняты в расчет потери тепла в холодильнике, равные 1000 МДж на тонну передельного чугуна, которые обычно могут иметь место, и также потери угля и оксида железа, например, в виде пыли, при этом потери каждого из указанных веществ составляли 60 кг на тонну передельного чугуна. Как на фиг. 3, так и на фиг.4, использовали уголь со средним выходом летучих при 32 МДж/кг, и расход угля при этом составлял 500 -1000 кг/тонну передельного чугуна.
Claims (16)
1. Способ производства жидкого передельного чугуна из железной руды, включающий подачу ее в плавильный циклон, в котором осуществляют предварительное восстановление восстановительным технологическим газом, полученным на стадии окончательного восстановления, и по крайней мере частичное расплавление за счет сгорания восстановительного технологического газа, осуществляемого путем подачи в циклон кислородсодержащего газа, подачу предварительно восстановленной и частично расплавленной железной руды в металлургический плавильный агрегат, расположенный ниже плавильного циклона, окончательное восстановление в слое шлака путем подачи в агрегат угля и кислородсодержащего газа, одновременное получение технологического восстановительного газа и частичное его сгорание подаваемым в агрегат кислородсодержащим газом, отличающийся тем, что в качестве металлургического агрегата, в котором осуществляют окончательное восстановление, используют конвертер, уголь подают непосредственно в слой шлака, а частичное сгорание технологического восстановительного газа по крайней мере частично осуществляют в слое шлака, поддерживая коэффициент сгорания, определяемый как
(СО2 + Н2О)/(СО2 + СО + Н2О + Н2), не более 0,55,
где СО, СО2, Н2О и Н2 - концентрации этих газов на выходе из металлургического конвертера, об. %.
(СО2 + Н2О)/(СО2 + СО + Н2О + Н2), не более 0,55,
где СО, СО2, Н2О и Н2 - концентрации этих газов на выходе из металлургического конвертера, об. %.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что подачу угля непосредственно в слой шлака осуществляют вневмотранспортированием с помощью по крайней мере одной вертикальной фурмы или пневмотранспортированием угля в тонкоизмельченном виде с помощью по крайней мере одной боковой фурмы, выходное отверстие которой расположено на уровне шлакового слоя, или путем падения частиц угля со средним размером не менее 6 мм в слой шлака.
3. Способ по п.1 или 2, отличающийся тем, что уголь, подаваемый непосредственно в слой шлака, содержит по крайней мере 25 мас.% частиц, имеющих размер не менее 6 мм.
4. Способ по любому из пп. 1 - 3, отличающийся тем, что расход угля составляет 500 - 1000 кг/т получаемого чугуна.
5. Способ по любому из пп.1 - 4, отличающийся тем, что в качестве кислородсодержащего газа, подаваемого в плавильный циклон, используемый чистый кислород.
6. Способ по любому из пп.1 - 5, отличающийся тем, что в качестве кислородсодержащего газа, подаваемого в металлургический конвертер, используют чистый кислород с температурой не более 100oС.
7. Способ по любому из пп.1 - 6, отличающийся тем, что коэффициент сгорания восстановительного технологического газа на выходе из металлургического конвертера поддерживают в пределах 0,20 - 0,55, предпочтительно 0,30 - 0,45.
8. Способ по любому из пп.1 - 7, отличающийся тем, что в плавильном циклоне осуществляют сгорание восстановительного технологического газа, поддерживая коэффициент его сгорания аналогично коэффициенту сгорания технологического восстановительного газа в металлургическом конвертере, на выходе из плавильного циклона по крайней мере 0,60, предпочтительно по крайней мере 0,70, при этом расход угля составляет 600 - 800 кг, предпочтительно 650 - 750 кг на 1 т получаемого чугуна.
9. Способ по любому из пп.1 - 8, отличающийся тем, что подаваемый уголь представляет уголь с высоким выходом летучих.
10. Способ по любому из пп.1 - 9, отличающийся тем, что степень предварительного восстановления на выходе из плавильного циклона, определяемую как (О)А/(О)в, поддерживают в интервале от 0,15 до 0,30, где (О)А - содержание кислорода в предварительно востановленной железной руде, выходящей из плавильного циклона, моль; (О)В - содержание кислорода в железной руде, подаваемого в плавильный циклон, моль.
11. Способ по любому из пп.1 - 10, отличающийся тем, что температуру предварительно восстановленной железной руды на выходе из плавильного циклона поддерживают в диапазоне 1200 - 1600oС.
12. Способ по любому из пп.1 - 11, отличающийся тем, что технологический восстановительный газ подают непосредственно в плавильный циклон.
13. Способ по любому из пп.1 - 12, отличающийся тем, что уголь по крайней мере частично подают в слой шлака в порошкообразном виде.
14. Способ по любому из пп.1 - 13, отличающийся тем, что уголь подают в слой шлака с газом-носителем посредством по крайней мере одной фурмы, погруженной в слой шлака, или путем выгрузки над слоем шлака.
15. Устройство для производства жидкого передельного чугуна из железной руды, содержащее плавильный циклон, оборудованный средствами для загрузки железной руды, подачи кислородсодержащего газа и трубопроводом отвода технологического газа, расположенный под циклоном плавильный металлургический агрегат, связанный с циклоном посредством отверстия и оборудованный средствами для подачи угля, кислородсодержащего газа и средствами для отвода жидких передельного чугуна и шлака, отличающееся тем, что плавильный металлургический агрегат выполнен в виде конвертера и образует с расположенным над ним плавильным циклоном единый реактор, причем отверстие, посредством которого циклон соединен с конвертером, служит одновременно для прохода частично расплавленной руды из циклона в конвертер и технологического газа из конвертера в циклон, а средства для подачи угля в конвертер выполнены с возможностью его подачи непосредственно в слой образующегося в процессе шлака, при этом устройство снабжено генерирующим пар котлом и средством обеспыливания газа, расположенными последовательно в трубопроводе отвода технологического газа из плавильного циклона.
16. Устройство по п.15, отличающееся тем, что средства для подачи в шлак угля выполнены в виде по крайней мере одной вертикальной фурмы для пневмотранспортирования угля в тонкоизмельченной форме, или в виде одной расположенной на уровне шлакового расплава боковой фурмы для пневмотранспортирования угля в тонкоизмельченной форме, или в виде узлов, обеспечивающих гравитационное падение угля в слой шлака.
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| NL9500264 | 1995-02-13 | ||
| NL9500264A NL9500264A (nl) | 1995-02-13 | 1995-02-13 | Werkwijze voor het produceren van vloeibaar ruwijzer. |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2109070C1 true RU2109070C1 (ru) | 1998-04-20 |
| RU96102421A RU96102421A (ru) | 1998-04-27 |
Family
ID=19865575
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU96102421A RU2109070C1 (ru) | 1995-02-13 | 1996-02-12 | Способ производства жидкого передельного чугуна из железной руды и устройство для его осуществления |
Country Status (14)
| Country | Link |
|---|---|
| US (2) | US5800592A (ru) |
| EP (1) | EP0726326B1 (ru) |
| KR (1) | KR0178445B1 (ru) |
| CN (1) | CN1046960C (ru) |
| AT (1) | ATE208426T1 (ru) |
| BR (1) | BR9600707A (ru) |
| CA (1) | CA2169020C (ru) |
| DE (1) | DE69616607T2 (ru) |
| ES (1) | ES2166858T3 (ru) |
| NL (1) | NL9500264A (ru) |
| PL (1) | PL180334B1 (ru) |
| RU (1) | RU2109070C1 (ru) |
| UA (1) | UA29482C2 (ru) |
| ZA (1) | ZA96967B (ru) |
Families Citing this family (43)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| NL9500264A (nl) * | 1995-02-13 | 1996-09-02 | Hoogovens Staal Bv | Werkwijze voor het produceren van vloeibaar ruwijzer. |
| AUPN226095A0 (en) | 1995-04-07 | 1995-05-04 | Technological Resources Pty Limited | A method of producing metals and metal alloys |
| NL1000838C2 (nl) * | 1995-07-19 | 1997-01-21 | Hoogovens Staal Bv | Werkwijze en inrichting voor het produceren van ruwijzer door smelting reduction. |
| US5980606A (en) * | 1996-03-22 | 1999-11-09 | Steel Technology Corporation | Method for reducing sulfuric content in the offgas of an iron smelting process |
| US6171364B1 (en) | 1996-03-22 | 2001-01-09 | Steel Technology Corporation | Method for stable operation of a smelter reactor |
| US5885322A (en) * | 1996-03-22 | 1999-03-23 | Steel Technology Corporation | Method for reducing iron losses in an iron smelting process |
| AT405944B (de) * | 1996-04-19 | 1999-12-27 | Holderbank Financ Glarus | Verfahren zum reduzieren von oxidischen schlacken |
| 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 |
| IT1291118B1 (it) * | 1997-03-25 | 1998-12-29 | Sviluppo Materiali Spa | Procedimento per la produzione diretta di ghisa a partire da minerale ferrifero fine e da carbone fossile ed apparecchiatura idonea per |
| NL1006553C2 (nl) * | 1997-07-11 | 1999-01-12 | Hoogovens Staal Bv | Werkwijze voor het sturen (control) van een smelting reduction process. |
| US6214084B1 (en) * | 1997-09-03 | 2001-04-10 | The Boc Group, Inc. | Iron manufacturing process |
| AUPO944697A0 (en) * | 1997-09-26 | 1997-10-16 | Technological Resources Pty Limited | A method of producing metals and metal alloys |
| US6193781B1 (en) * | 1997-12-09 | 2001-02-27 | The Boc Group, Inc. | Method of smelting iron ore |
| AUPP442598A0 (en) | 1998-07-01 | 1998-07-23 | Technological Resources Pty Limited | Direct smelting vessel |
| AUPP442698A0 (en) * | 1998-07-01 | 1998-07-23 | Technological Resources Pty Limited | A direct smelting process |
| 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 |
| EP1431403A1 (en) * | 2002-07-10 | 2004-06-23 | Corus Technology BV | Direct smelting furnace and process therefor |
| CN100455678C (zh) * | 2006-01-25 | 2009-01-28 | 中冶赛迪工程技术股份有限公司 | 熔融还原炉喷吹煤粉工艺 |
| BRPI0810043B1 (pt) * | 2007-04-04 | 2016-09-27 | Corus Technology Bv | processo para produção de um metal fundido pela redução direta de minério metálico, equipamento para a produção de ferro fundido pela redução direta do minério de ferro e uso do equipamento |
| JP5166804B2 (ja) * | 2007-09-19 | 2013-03-21 | 株式会社神戸製鋼所 | 溶鉄製造方法 |
| CN101445848B (zh) * | 2008-12-22 | 2010-08-11 | 莱芜钢铁集团有限公司 | 一种含铁物料连续炼钢工艺方法及装置 |
| CN103534363B (zh) * | 2011-03-21 | 2017-08-01 | 技术资源有限公司 | 用于高硫进料的直接熔炼方法 |
| WO2013091847A1 (en) | 2011-12-19 | 2013-06-27 | Tata Steel Nederland Technology Bv | Smelting cyclone and apparatus provided with such a smelting cyclone |
| CN103924024B (zh) * | 2013-01-10 | 2016-02-24 | 宝山钢铁股份有限公司 | 一种铁浴熔融还原炉预还原方法 |
| EP3084013B1 (en) | 2013-12-19 | 2020-04-15 | Tata Steel Nederland Technology B.V. | Method to operate a smelt cyclone |
| CN113286900A (zh) | 2019-03-22 | 2021-08-20 | 塔塔钢铁荷兰科技有限责任公司 | 在冶金容器中制造铁的方法 |
| EP4028562B1 (en) | 2019-09-12 | 2023-09-06 | Tata Steel IJmuiden B.V. | Method of introducing a metalliferous feed in an ironmaking process |
| WO2021105400A1 (en) | 2019-11-28 | 2021-06-03 | Tata Steel Ijmuiden B.V. | Apparatus for the production of molten iron |
| AU2021208412A1 (en) | 2020-01-14 | 2022-07-07 | Tata Steel Ijmuiden B.V. | Liquid feed for a basic oxygen furnace |
Family Cites Families (14)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE1508075A1 (de) * | 1965-11-08 | 1969-02-20 | Shell Int Research | Verfahren zur Gewinnung von Eisen und Stahl |
| DE1508076A1 (de) * | 1965-11-08 | 1969-02-20 | Shell Int Research | Verfahren zur Gewinnung von Eisen und Stahl |
| DE3607774A1 (de) * | 1986-03-08 | 1987-09-17 | Kloeckner Cra Tech | Verfahren zur zweistufigen schmelzreduktion von eisenerz |
| DE3607775A1 (de) * | 1986-03-08 | 1987-09-17 | Kloeckner Cra Tech | Verfahren zur schmelzreduktion von eisenerz |
| JPS62280315A (ja) * | 1986-05-29 | 1987-12-05 | Nippon Kokan Kk <Nkk> | 溶融還元法 |
| JPH079017B2 (ja) * | 1986-05-29 | 1995-02-01 | 日本鋼管株式会社 | 溶融還元法 |
| JPS6338506A (ja) * | 1986-07-31 | 1988-02-19 | Nippon Steel Corp | 溶融還元炉への粉状炭材添加方法 |
| JPH0826378B2 (ja) * | 1986-10-30 | 1996-03-13 | 住友金属工業株式会社 | クロム含有溶鉄の製造方法 |
| FI84841C (sv) * | 1988-03-30 | 1992-01-27 | Ahlstroem Oy | Förfarande och anordning för reduktion av metalloxidhaltigt material |
| FI83670C (sv) * | 1988-03-30 | 1991-08-12 | Ahlstroem Oy | Förreduktion av metalloxidhaltigt material |
| US5228901A (en) * | 1991-02-25 | 1993-07-20 | Idaho Research Foundation, Inc. | Partial reduction of particulate iron ores and cyclone reactor |
| NL9400936A (nl) * | 1994-06-09 | 1996-01-02 | Hoogovens Groep Bv | Werkwijze voor het behandelen van zinkhoudend stof. |
| NL9500264A (nl) * | 1995-02-13 | 1996-09-02 | Hoogovens Staal Bv | Werkwijze voor het produceren van vloeibaar ruwijzer. |
| NL9500600A (nl) * | 1995-03-29 | 1996-11-01 | Hoogovens Staal Bv | Inrichting voor het produceren van vloeibaar ruwijzer door directe reductie. |
-
1995
- 1995-02-13 NL NL9500264A patent/NL9500264A/nl not_active Application Discontinuation
-
1996
- 1996-02-05 AT AT96200246T patent/ATE208426T1/de active
- 1996-02-05 DE DE69616607T patent/DE69616607T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1996-02-05 EP EP96200246A patent/EP0726326B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-02-05 US US08/596,607 patent/US5800592A/en not_active Expired - Lifetime
- 1996-02-05 ES ES96200246T patent/ES2166858T3/es not_active Expired - Lifetime
- 1996-02-07 CA CA002169020A patent/CA2169020C/en not_active Expired - Fee Related
- 1996-02-07 ZA ZA96967A patent/ZA96967B/xx unknown
- 1996-02-12 CN CN96104008A patent/CN1046960C/zh not_active Expired - Fee Related
- 1996-02-12 RU RU96102421A patent/RU2109070C1/ru not_active IP Right Cessation
- 1996-02-13 BR BR9600707A patent/BR9600707A/pt not_active IP Right Cessation
- 1996-02-13 PL PL96312776A patent/PL180334B1/pl not_active IP Right Cessation
- 1996-02-13 UA UA96020531A patent/UA29482C2/uk unknown
- 1996-02-13 KR KR1019960003680A patent/KR0178445B1/ko not_active IP Right Cessation
-
1998
- 1998-04-13 US US09/058,958 patent/US5968448A/en not_active Expired - Lifetime
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Revue de Metallurgie 90, 1993, N 3, р. 363 - 368. * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| UA29482C2 (uk) | 2000-11-15 |
| CA2169020A1 (en) | 1996-08-14 |
| EP0726326B1 (en) | 2001-11-07 |
| CA2169020C (en) | 2000-05-02 |
| ATE208426T1 (de) | 2001-11-15 |
| KR960031629A (ko) | 1996-09-17 |
| ES2166858T3 (es) | 2002-05-01 |
| DE69616607T2 (de) | 2002-08-01 |
| ZA96967B (en) | 1996-08-19 |
| AU692344B2 (en) | 1998-06-04 |
| BR9600707A (pt) | 1997-12-30 |
| KR0178445B1 (ko) | 1999-02-18 |
| US5800592A (en) | 1998-09-01 |
| EP0726326A2 (en) | 1996-08-14 |
| PL312776A1 (en) | 1996-08-19 |
| NL9500264A (nl) | 1996-09-02 |
| DE69616607D1 (de) | 2001-12-13 |
| EP0726326A3 (en) | 1996-12-27 |
| CN1141345A (zh) | 1997-01-29 |
| US5968448A (en) | 1999-10-19 |
| PL180334B1 (pl) | 2001-01-31 |
| AU4339696A (en) | 1996-08-29 |
| CN1046960C (zh) | 1999-12-01 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2109070C1 (ru) | Способ производства жидкого передельного чугуна из железной руды и устройство для его осуществления | |
| US4566904A (en) | Process for the production of iron | |
| US4045214A (en) | Method for producing steel | |
| AU2009254062B2 (en) | Process and device for producing pig iron or liquid steel precursors | |
| US4849015A (en) | Method for two-stage melt reduction of iron ore | |
| CA1050765A (en) | Method for making steel | |
| JP4837856B2 (ja) | 直接製錬法 | |
| CZ299875B6 (cs) | Zpusob výroby kovu prímým tavením z oxidu kovu | |
| RU96102421A (ru) | Способ производства жидкого передельного чугуна и устройство для его осуществления | |
| US9512496B2 (en) | Method and device for introducing fine particle-shaped material into the fluidised bed of a fluidised bed reduction unit | |
| EP0864658B1 (en) | Refining iron ore | |
| CA1240520A (en) | Apparatus and process for reduction of metal oxides | |
| US6251162B1 (en) | Process for the production of liquid pig iron or liquid intermediate products of steel | |
| JP5033302B2 (ja) | 直接製錬法および装置 | |
| US5135572A (en) | Method for in-bath smelting reduction of metals | |
| US5069716A (en) | Process for the production of liquid steel from iron containing metal oxides | |
| KR100240810B1 (ko) | 용융선철 또는 강 시제품의 제조방법 및 이를 수행하기 위한 플랜트 | |
| CZ301945B6 (cs) | Zpusob prímého tavení | |
| CA2039940A1 (en) | Process for the production of liquid steel from iron containing metal oxides | |
| WO1997027338A1 (en) | Direct iron and steelmaking | |
| AU704090B2 (en) | Process and apparatus for the manufacture of steel from iron carbide | |
| RU2086657C1 (ru) | Устройство для восстановления окислов металлов углеродом и плавления металлов в доменной печи | |
| MXPA00002928A (en) | Direct smelting process for producing metals from metal oxides | |
| EP0840807A1 (en) | Direct iron and steelmaking | |
| MXPA00012893A (en) | A direct smelting process |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140213 |