RU2302450C2 - Способ производства обогащенного угля для применения в металлургии и способ производства восстановленного металла и шлака, содержащего окисленный цветной металл, с использованием этого угля - Google Patents
Способ производства обогащенного угля для применения в металлургии и способ производства восстановленного металла и шлака, содержащего окисленный цветной металл, с использованием этого угля Download PDFInfo
- Publication number
- RU2302450C2 RU2302450C2 RU2005134656/02A RU2005134656A RU2302450C2 RU 2302450 C2 RU2302450 C2 RU 2302450C2 RU 2005134656/02 A RU2005134656/02 A RU 2005134656/02A RU 2005134656 A RU2005134656 A RU 2005134656A RU 2302450 C2 RU2302450 C2 RU 2302450C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- coal
- reduced
- metal
- mixture
- slag
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C10—PETROLEUM, GAS OR COKE INDUSTRIES; TECHNICAL GASES CONTAINING CARBON MONOXIDE; FUELS; LUBRICANTS; PEAT
- C10L—FUELS NOT OTHERWISE PROVIDED FOR; NATURAL GAS; SYNTHETIC NATURAL GAS OBTAINED BY PROCESSES NOT COVERED BY SUBCLASSES C10G, C10K; LIQUEFIED PETROLEUM GAS; ADDING MATERIALS TO FUELS OR FIRES TO REDUCE SMOKE OR UNDESIRABLE DEPOSITS OR TO FACILITATE SOOT REMOVAL; FIRELIGHTERS
- C10L9/00—Treating solid fuels to improve their combustion
- C10L9/02—Treating solid fuels to improve their combustion by chemical means
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B11/00—Making pig-iron other than in blast 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
- C21B13/006—Starting from ores containing non ferrous metallic oxides
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0066—Preliminary conditioning of the solid carbonaceous reductant
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
- C21B13/105—Rotary hearth-type furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
-
- 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
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Combustion & Propulsion (AREA)
- Oil, Petroleum & Natural Gas (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Coke Industry (AREA)
- Solid Fuels And Fuel-Associated Substances (AREA)
- Production Of Liquid Hydrocarbon Mixture For Refining Petroleum (AREA)
Abstract
Изобретение относится к обогащению низкокачественного угля, не пригодного для производства восстановленного металла обычным углеродно-композитным способом, с получением обогащенного угля, подходящего для этого углеродно-композитного способа. В настоящем изобретении также предложен способ производства высококачественного восстановленного металла с использованием в качестве добавляемого углеродсодержащего материала упомянутого обогащенного угля. Для этого уголь сначала выдерживают при нагревании в органическом растворителе с получением обогащенного угля для металлургии, который имеет более высокую термопластичность по сравнению с исходным углем. Затем смесь обогащенного угля и исходного материала, содержащего оксиды металлов, подвергают агломерированию в агломераторе, получающийся агломерат восстанавливают при нагреве в печи с движущимся подом, а затем расплавляют путем дальнейшего нагрева с получением восстановленного расплава. Восстановленный расплав охлаждают и отверждают в печи с движущимся подом с получением восстановленного твердого материала, после чего этот восстановленный твердый материал выгружают из печи. Затем, используя грохот, удаляют шлак, чтобы извлечь металл в виде восстановленного металла. Техническим результатом является получение угля, пригодного для использования в металлургии, и производство высококачественного восстановленного металла с использованием обогащенного угля. 6 н. и 15. з.п. ф-лы, 9 ил., 10 табл.
Description
Область техники
Настоящее изобретение относится к области технологии производства восстановленного металла, такого как восстановленное железо, и шлака, содержащего окисленный цветной металл, с использованием угля в качестве восстановителя. Более конкретно - настоящее изобретение относится к способу обогащения низкокачественного угля, такого как уголь с высоким выходом летучих, и способу производства восстановленного металла и шлака, содержащего окисленный цветной металл, с использованием обогащенного угля.
Уровень техники
Применяемый в качестве альтернативы процессу на основе доменной печи процесс прямого восстановления с использованием угля представляет собой процесс (так называемый углеродно-композитный способ), в котором агломераты оксида железа, смешанные с углеродсодержащим материалом, нагревают при помощи излучения в печи с вращающимся подом (карусельной печи) для получения восстановленного железа, причем данный процесс в настоящее время уже успешно применяется на практике в промышленном масштабе. Однако этот процесс обладает тем недостатком, что прочность агломератов и теплопередача в эти агломераты являются недостаточными, что определяется свойствами угля, используемого в качестве восстановителя, и это влияет на свойства получаемого восстановленного железа.
Авторы настоящего изобретения, совершенствуя упомянутый выше углеродно-композитный способ, разработали способ, в котором агломераты оксида железа, смешанные с углеродсодержащим материалом, нагревают при помощи излучения в печи с вращающимся подом для получения восстановленного железа, после чего восстановленное железо плавят за счет последующего нагрева при высокой температуре для разделения металла и шлака и извлечения металла. Кроме того, предложен вариант применения данного способа на практике в промышленном масштабе. Однако этот способ обладает тем недостатком, что упомянутые металл и шлак не могут быть разделены удовлетворительным образом, что определяется свойствами угля, используемого в качестве восстановителя, и в результате металл остается в шлаке, что снижает степень извлечения металла.
Обычно в области цветной металлургии в качестве способа производства шлака, содержащего оксид титана, путем выделения железосодержащего компонента из исходного материала, например ильменитовой руды, содержащей оксид титана и оксид железа, используется способ, в котором ильменитовую руду подают в электрическую печь вместе с углеродсодержащим восстановителем, в результате чего железо из оксида восстанавливается, плавится и затем выгружается в расплавленном виде, а шлак, содержащий оксид титана, извлекается в качестве промежуточного продукта, используемого в качестве исходного материала для рафинирования титана. Однако при применении данного способа температура в печи понижается за счет протекания реакции восстановления оксида железа, которая является эндотермической, что приводит к увеличению расхода электроэнергии на поддержание заданной температуры в печи. Кроме того, данный способ обладает тем недостатком, что в процессе обработки возникает большое количество расплавленного FeO, который наносит значительный ущерб огнеупору печи. Таким образом, трудно эффективно производить шлак, содержащий оксид титана, используя электрическую печь. Еще одним недостатком является то, что внутри печи необходимо поддерживать сильно восстановительную атмосферу для восстановления оксида железа, в результате чего в такой атмосфере также происходит восстановление оксида титана.
Поэтому авторы настоящего изобретения провели исследования и разработали вариант реализации на практике описанного выше способа, предложенного ими с учетом того, что в качестве альтернативы применению электрической печи этот способ может главным образом применяться при производстве шлака, содержащего окисленный цветной металл, который является промежуточным продуктом для цветной металлургии. Данный способ по существу не требует затрат электроэнергии и не наносит вреда огнеупору, так как при этом не возникает расплавленного FeO. При этом по-прежнему остается проблема того, что содержащаяся в используемом угле зола переходит в шлак, как и в описанном выше способе, основанном на применении электрической печи, что снижает ценность получаемого продукта. Еще одним недостатком является то, что металл и шлак не разделяются удовлетворительным образом, что определяется свойствами угля, используемого в качестве восстановителя, в результате чего металлическое железо переходит в шлак, уменьшая содержание в шлаке окисленного цветного металла, что дополнительно снижает ценность получаемого продукта.
С другой стороны, была предпринята попытка провести обогащение низкокачественного угля, например угля с высоким выходом летучих, путем обработки растворителем с целью получения углеродсодержащего материала для использования в металлургии. При обработке угля с высоким выходом летучих, который не обладает термопластичностью, в растворителе при температуре приблизительно 400°С происходит разделение угля на экстракт с растворителем и остаток. Как известно, экстракт обладает термопластичностью, которая отсутствует у необработанного угля. Кроме того, было отмечено, что с использованием смеси экстракта и необработанного угля можно получать обладающий высокой прочностью кокс, применимый для доменной печи, и литейный кокс.
Так как предполагается, что обычный способ обогащения угля с использованием растворителя должен применяться в вертикальной печи, такой как доменная печь или тому подобное, требуется, чтобы углеродсодержащий материал обладал сопротивлением нагрузкам, и должна быть добавлена операция по приданию этому материалу других, необходимых для коксования, свойств, кроме термопластичности. Кроме того, в обычном способе обогащения угля в качестве растворителя используется вещество-донор водорода, такое как тетралин или тому подобное, для увеличения способности растворять уголь, либо азотсодержащий растворитель, такой как N-метилпирролидинон или каменноугольная смола, в результате чего данный способ нецелесообразно использовать в промышленном производстве по следующим причинам.
Так как растворитель-донор водорода утрачивает свое свойство отдачи водорода при экстрагировании, то для рециркулирования этого растворителя он должен быть повторно гидрогенизирован. Однако водород очень дорог, и, по существу, не известны примеры его промышленного применения в металлургии. Азотсодержащий растворитель обладает избыточно высокой совместимостью с углем, и поэтому растворитель и экстрагированный уголь образуют устойчивую связь, в результате чего извлечь растворитель не удается. Это приводит к невозможности повторного использования упомянутого растворителя.
Настоящее изобретение создано с учетом описанных выше проблем, и его задачей является разработка способа обогащения низкокачественного угля, такого как уголь с высоким выходом летучих, являющегося непригодным для использования в обычном углеродно-композитном способе, для получения обогащенного угля для металлургии, который пригоден для использования в упомянутом углеродно-композитном способе. Другой задачей настоящего изобретения является разработка способа производства высококачественного восстановленного металла и шлака, содержащего окисленный цветной металл, с использованием упомянутого обогащенного угля для металлургии.
Раскрытие изобретения
Согласно одному из аспектов настоящего изобретения предложен способ производства обогащенного угля для металлургии путем экстрагирования угля органическим растворителем, включающий в себя
этап приготовления суспензии, на котором смешивают упомянутые уголь и органический растворитель с получением исходной суспензии;
этап экстрагирования, на котором выдерживают упомянутую исходную суспензию при нагревании для экстрагирования растворимого компонента угля упомянутым органическим растворителем и получения экстракционной суспензии; и
этап удаления растворителя, на котором удаляют упомянутый органический растворитель из упомянутой экстракционной суспензии путем выпаривания с получением обогащенного угля для металлургии в твердой форме.
В настоящем изобретении упомянутый этап удаления растворителя предпочтительно включает в себя
этап седиментации, на котором осаждают нерастворимый компонент угля, давая упомянутой экстракционной суспензии отстояться, для разделения надосадочной жидкости, содержащей экстрагированный уголь, т.е. экстрагированный растворимый компонент, и остаточной угольной суспензии, содержащей остаточный уголь, т.е. осажденный нерастворимый компонент; и
первый этап удаления растворителя, на котором удаляют органический растворитель из упомянутой надосадочной жидкости путем выпаривания для получения упомянутого экстрагированного угля в качестве обогащенного угля для металлургии.
В альтернативном варианте упомянутый этап удаления растворителя предпочтительно включает в себя
этап седиментации, на котором осаждают нерастворимый компонент угля, давая упомянутой экстракционной суспензии отстояться, для разделения надосадочной жидкости, содержащей экстрагированный уголь, т.е. экстрагированный растворимый компонент, и остаточной угольной суспензии, содержащей остаточный уголь, т.е. осажденный нерастворимый компонент;
первый этап удаления растворителя, на котором удаляют органический растворитель из упомянутой надосадочной жидкости путем выпаривания для получения упомянутого экстрагированного угля в твердой форме; и
второй этап удаления растворителя, на котором удаляют органический растворитель из упомянутой остаточной угольной суспензии путем выпаривания для получения упомянутого остаточного угля в твердой форме.
Соответствующий настоящему изобретению способ производства предпочтительно дополнительно включает в себя следующий этап:
этап компаундирования, на котором смешивают упомянутые экстрагированный уголь и остаточный уголь для получения обогащенного угля для металлургии, имеющего контролируемую термопластичность.
При компаундировании процентное содержание остаточного угля в обогащенном угле для металлургии предпочтительно составляет от 0% до 70% по массе. На этапе экстрагирования температура нагрева составляет предпочтительно от 250°С до 400°С, а время выдерживания составляет предпочтительно от 5 до 120 минут. На этапе экстрагирования выдерживание предпочтительно выполняют в атмосфере азота под давлением 0,5 МПа или более.
Органический растворитель, используемый при осуществлении способа согласно настоящему изобретению, предпочтительно содержит в качестве основного компонента ароматическое соединение с двумя кольцами и имеет температуру кипения от 200°С до 300°С при нормальном давлении. Данный способ предпочтительно дополнительно включает в себя этап извлечения растворителя, на котором извлекают упомянутый органический растворитель, удаленный путем выпаривания, и подают его для повторного использования на упомянутый этап приготовления суспензии. Извлеченный органический растворитель повторно по существу не гидрогенизируют. В качестве предпочтительного средства (способа) извлечения органического растворителя может быть использована вакуумная перегонка или распылительная сушка.
Настоящее изобретение далее включает в себя в качестве объекта охраны обогащенный уголь для металлургии, полученный описанным выше способом.
Согласно другому аспекту настоящего изобретения предложен способ производства восстановленного металла с применением обогащенного угля для металлургии, полученного путем экстрагирования угля органическим растворителем, включающий в себя:
этап обогащения угля, на котором выдерживают упомянутый уголь при нагревании в упомянутом органическом растворителе с получением обогащенного угля для металлургии, имеющего более высокую термопластичность по сравнению с термопластичностью упомянутого угля;
этап смешивания, на котором смешивают упомянутый обогащенный уголь для металлургии и металлооксидный исходный материал, содержащий оксид металла, с получением смеси; и
этап восстановления, на котором восстанавливают упомянутую смесь путем нагрева в печи с движущимся подом с получением восстановленного металла в виде восстановленной смеси.
Способ производства согласно настоящему изобретению предпочтительно дополнительно включает в себя следующий этап:
1) этап последующего нагрева упомянутой восстановленной смеси в печи с движущимся подом для агломерирования упомянутого восстановленного металла в этой восстановленной смеси;
2) этап плавления, на котором расплавляют упомянутую восстановленную смесь путем нагрева в плавильной печи для разделения металла и шлака, и этап извлечения, на котором выгружают упомянутый металл наружу из печи и извлекают его в виде упомянутого восстановленного металла;
3) этап восстановления и плавления, на котором восстанавливают упомянутую смесь путем нагрева в печи с движущимся подом для получения упомянутой восстановленной смеси, после чего расплавляют упомянутую восстановленную смесь путем дальнейшего нагрева для получения упомянутого восстановленного металла в виде восстановленного расплава; или
4) этап восстановления и плавления, на котором восстанавливают упомянутую смесь путем нагрева в печи с движущимся подом для получения упомянутой восстановленной смеси, после чего расплавляют упомянутую восстановленную смесь путем дальнейшего нагрева для получения упомянутого восстановленного металла в виде восстановленного расплава, этап затвердевания, на котором отверждают упомянутый восстановленный расплав путем охлаждения в печи с движущимся подом для получения восстановленного твердого материала, и этап разделения и извлечения, на котором выгружают упомянутый восстановленный твердый материал наружу из печи для разделения металла и шлака и извлечения металла в виде упомянутого восстановленного металла.
Согласно еще одному аспекту настоящего изобретения предложен способ производства шлака, содержащего окисленный цветной металл, с применением обогащенного угля для металлургии, который получают путем экстрагирования угля органическим растворителем, включающий в себя:
этап обогащения угля, на котором выдерживают упомянутый уголь при нагревании в упомянутом органическом растворителе для получения обогащенного угля для металлургии, который имеет более высокую термопластичность по сравнению с термопластичностью упомянутого угля;
этап смешивания, на котором смешивают упомянутый обогащенный уголь для металлургии и металлооксидный исходный материал, содержащий оксид железа и окисленный цветной металл, с получением смеси;
этап восстановления и плавления, на котором выполняют восстановление упомянутого оксида железа в упомянутой смеси путем ее нагрева в печи с движущимся подом для получения восстановленной смеси, содержащей металлическое железо, после чего расплавляют упомянутое металлическое железо путем нагрева упомянутой восстановленной смеси для разделения металлического железа и шлака с окисленным цветным металлом;
этап затвердевания, на котором выполняют отверждение смеси, содержащей упомянутый шлак с окисленным цветным металлом и упомянутое расплавленное металлическое железо, путем охлаждения в печи с движущимся подом для получения восстановленного твердого материала; и
этап разделения и извлечения, на котором выгружают упомянутый твердый материал из печи для разделения металла и шлака и извлечения шлака в виде упомянутого шлака с окисленным цветным металлом.
Настоящее изобретение далее включает в себя в качестве объекта охраны упомянутый восстановленный металл и упомянутый шлак с окисленным цветным металлом, полученные при помощи описанных выше способов.
Краткое описание чертежей
Фиг.1 - схема технологического процесса, иллюстрирующая способ производства обогащенного угля для металлургии согласно одному из вариантов реализации настоящего изобретения; Фиг.2 - схема технологического процесса, иллюстрирующая способ производства обогащенного угля для металлургии согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения; и Фиг.3 - схема технологического процесса согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения.
Фиг.4 - технологическая схема, иллюстрирующая этап восстановления хромосодержащего исходного материала в способе производства восстановленного металла углеродно-композитным способом с применением обогащенного угля для металлургии согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения; Фиг.5 - технологическая схема, иллюстрирующая этап восстановления хромосодержащего исходного материала в способе производства восстановленного металла углеродно-композитным способом с применением обогащенного угля для металлургии согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения; и Фиг.6 - технологическая схема, иллюстрирующая этап восстановления титаносодержащего исходного материала в способе производства шлака, содержащего окисленный цветной металл, углеродно-композитным способом с применением обогащенного угля для металлургии согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения.
Фиг.7 - график, показывающий зависимость между температурой экстрагирования и степенью экстрагирования угля; Фиг.8 - график, показывающий зависимость между временем экстрагирования и степенью экстрагирования угля; и Фиг.9 - график, показывающий зависимость между числом повторных использований растворителя и степенью экстрагирования угля.
1 - уголь (необработанный уголь); 2 - органический растворитель; 3 - емкость для приготовления суспензии; 4 - исходная суспензия; 5 - насос для подачи суспензии; 6 - теплообменник; 7 - нагреватель; 8 - емкость для выдерживания; 9 - емкость для седиментации; 12, 13 - устройство удаления растворителя (устройство извлечения растворителя); 14 - экстрагировавшийся уголь; 16 - циркулированный растворитель; 17 - остаточный уголь; 23 - емкость для растворителя; 24 - насос для подачи растворителя; 25 - обработанная суспензия; 26 - надосадочная жидкость; 27 - остаточная угольная суспензия; 32 - обогащенный уголь для металлургии (смесь); 101, 111 - исходный материал, содержащий оксид металла; 102, 112 - обогащенный уголь для металлургии; 103, 113 - агломератор; 104, 114 - агломерат (смесь исходных материалов или просто смесь); 105, 115 - печь с движущимся подом; 106 - восстановленный агломерат (восстановленная смесь); 107 - плавильная печь; 108, 118 - металл; 109, 119 - шлак; 116 - восстановленный твердый материал; 117 - грохот; 211 - титаносодержащий исходный материал; 212 - обогащенный уголь для металлургии; 213 - агломератор; 214 - агломерат (смесь); 215 - печь с движущимся подом; 216 - восстановленные твердые материалы; 217 - грохот; 218 - металл; 219 - шлак.
Предпочтительные варианты реализации изобретения
Далее со ссылкой на упомянутые чертежи будут подробно описаны варианты реализации настоящего изобретения.
[Первый вариант реализации]
На Фиг.1 показан пример технологической схемы способа производства обогащенного угля для металлургии согласно одному из вариантов реализации настоящего изобретения. В качестве угля (необработанного угля) 1, применяемого в качестве исходного материала (сырья), может быть использован низкокачественный уголь, не обладающий термопластичностью или имеющий низкую термопластичность, например битуминозный уголь, антрацитовый уголь, полубитуминозный уголь или лигнит.
[Этап приготовления суспензии]: Сначала в емкости 3 для приготовления суспензии смешивают уголь 1 и органический растворитель 2 (далее называемый просто "растворитель") с получением исходной суспензии 4.
[Этап экстрагирования]: Исходную суспензию 4 подают в нагреватель 7 при помощи насоса 5 для подачи суспензии и нагревают там. Температура нагрева составляет от 250°С до 400°С, а предпочтительно - от 350°С до 420°С. Чтобы уменьшить тепловую нагрузку на нагреватель 7, в предпочтительном случае выше по потоку относительно нагревателя 7 устанавливают теплообменник 6 для предварительного нагрева исходной суспензии 4 с использованием скрытой теплоты циркулирующего растворителя 16, что будет описано ниже.
Нагретую исходную суспензию 4 перемещают в емкость 8 для выдерживания и выдерживают, поддерживая в описанном выше диапазоне температур. Причина задания температуры нагрева (температуры выдерживания) в диапазоне от 250°С до 400°С состоит в следующем: при температуре ниже 250°С степень экстрагирования угля 1 в растворитель 2 снижается; при температуре выше 400°С уголь разрушается из-за термического разложения, и в результате степень экстрагирования угля 1 в растворитель 2 снижается; кроме того, термическое разложение угля (экстрагированного угля), который уже был экстрагирован, происходит с ускорением образования газообразных углеводородов, таких как метан, этан и т.п., что снижает выход экстрагированного угля. Время выдерживания исходной суспензии 4 в емкости 8 для выдерживания составляет от 5 до 120 минут, а предпочтительно - от 30 до 80 минут.
Давление в емкости 8 для выдерживания в предпочтительном случае является как можно более высоким для предотвращения испарения растворителя, при этом рекомендованное давление является приблизительно на 50-500 кПа более высоким, чем давление паров растворителя при температуре выдерживания (температуре нагрева), так как высокое давление приводит к увеличению стоимости оборудования. Если говорить более конкретно, - давление составляет приблизительно 1 МПа (от 0,5 до 1,5 МПа) в зависимости от типа угля и типа растворителя. В емкости 8 для выдерживания растворимый компонент угля 1 в исходной суспензии 4 растворяется в виде экстракта (экстрагированного угля) в растворителе 2, а нерастворимый компонент остается твердым в виде остаточного угля, таким образом сохраняя состояние суспензии.
[Этап удаления растворителя]: Обработанную суспензию (далее называемую "экстракционную суспензию") 25 перемещают в устройство удаления растворителя (устройство извлечения растворителя) 12, в котором растворитель удаляют путем выпаривания с получением смеси 32 в виде твердофазной смеси, содержащей экстрагированный (экстрагировавшийся) уголь и остаточный уголь. Экстракционная суспензия 25 имеет определенные температуру и давление, поэтому растворитель испаряется благодаря скрытой теплоте при пониженном давлении. Однако смесь 32 экстрагированного угля и остаточного угля остается в твердом состоянии, так как она не имеет давления паров. Поэтому в устройстве удаления растворителя (устройстве извлечения растворителя) 12 может быть применена вакуумная перегонка, распылительная сушка или тому подобное.
Описанная выше обработка растворителем не вызывает эффекта усиления термопластичности остаточного угля, но она придает термопластичность экстрагированному углю благодаря эффекту усиления термопластичности, при том, что уголь (необработанный уголь) 1 не обладает термопластичностью или имеет более низкую термопластичность. Таким образом, смесь 32 экстрагированного угля и остаточного угля обладает более высокой термопластичностью по сравнению с термопластичностью необработанного угля 1 и может быть использована в качестве обогащенного угля для металлургии (далее называемого просто "обогащенным углем").
Недостатком этого варианта реализации настоящего изобретения является то, что он имеет ограничение по типу угля, используемого для получения обогащенного угля 32, имеющего заранее определенную термопластичность. При этом данный вариант выгоден тем, что не только экстрагированный уголь, но также и остаточный уголь полностью извлекается и используется, емкость 9 для седиментации, необходимая во втором и третьем вариантах реализации настоящего изобретения (что будет описано ниже), не требуется, и можно использовать только одно устройство удаления растворителя (устройство извлечения растворителя) 12, что снижает стоимость оборудования.
[Этап извлечения растворителя]: Растворитель 16, удаленный устройством удаления растворителя (устройством извлечения растворителя) 12, в предпочтительном случае используется повторно. Другими словами, растворитель (циркулирующий растворитель) 16 может подаваться через теплообменник 6 с тем, чтобы использовать скрытую теплоту этого растворителя для предварительного нагрева исходной суспензии 4, а затем может рециркулироваться в качестве растворителя 2 посредством емкости 23 для растворителя и насоса 24 для подачи растворителя.
Используемый органический растворитель 2 в предпочтительном случае содержит в качестве основного компонента ароматическое соединение с двумя кольцами, аналогичное структурному элементу угля, и имеет температуру кипения приблизительно от 200°С до 300°С, так как давление в системе может поддерживаться на уровне приблизительно 1 МПа, пригодном для экстрагирования, и растворитель 2 может быть легко извлечен из жидкости после экстрагирования. Конкретные примеры органического растворителя 2 включают такие ароматические соединения с двумя кольцами, как метилнафталин, диметилнафталин и нафталин, смесь, основным компонентом которой является любое из упомянутых ароматических соединений, а также используемые для карбонизации масла и нефти, которые имеют температуры кипения, находящиеся в описанном выше диапазоне. Циркулирующий растворитель 16 не нуждается в гидрогенизации для поддержания растворяющей способности растворителя 2 до тех пор, пока растворитель 2, выбранный согласно описанному выше, применяется в ходе обработки при указанных выше температуре и давлении. Кроме того, растворитель 16 не связывается с экстрагированным углем, что позволяет провести его извлечение (удаление), поэтому растворитель 16 может без каких-либо проблем использоваться повторно. В дополнение к этому, вследствие тепловой обработки на этапе экстрагирования, из угля 1 выделяется небольшое количество масла. Данное масло в качестве основного компонента содержит ароматическое соединение с двумя кольцами, и поэтому возникает эффект дополнения циркулирующего растворителя 16 самопроизвольно выделяющимся маслом.
[Второй вариант реализации]
Эффект усиления термопластичности не может в общем случае ожидаться для остаточного угля, который представляет собой не растворимый в растворителе компонент. Таким образом, когда смесь экстрагированного угля и остаточного угля после обработки растворителем используется напрямую в качестве обогащенного угля, как это делается в первом варианте реализации настоящего изобретения, этот обогащенный уголь может быть недостаточно подходящим для производства восстановленного металла углеродно-композитным способом, так как термопластичность обогащенного угля может оказаться недостаточной, что зависит от типа применяемого необработанного угля. В этом случае экстрагированный уголь и остаточный уголь могут выгружаться по отдельности, а не в виде смеси, а затем надлежащие количества экстрагированного угля и остаточного угля могут быть смешаны для достижения термопластичности, подходящей для производства восстановленного металла углеродно-композитным способом.
На Фиг.2 показан пример технологической схемы способа производства обогащенного угля для металлургии согласно другому варианту реализации настоящего изобретения, который основан на описанной выше технической идее. В этом варианте реализации настоящего изобретения описание операций, общих с первым вариантом реализации, опущено, и будут описаны только отличающиеся операции.
[Этап седиментации]: Экстракционную суспензию 25, выдержанную в емкости 8 для выдерживания, перемещают в емкость 9 для седиментации и затем дают отстояться в течение заранее определенного времени. В результате остаточный уголь, который находится в твердом состоянии, под действием силы тяжести оседает на дне этой емкости. Время осаждения зависит от типа угля 1, но предпочтительно оно находится в диапазоне приблизительно от 30 до 120 минут. В процессе седиментации из экстракционного раствора угля 1 в растворителе 2 выделяется осадок. Экстракционный раствор угля 1 в растворителе 2 может легко выгружаться в непрерывном режиме в виде надосадочной жидкости 26. Однако в общем случае затруднительно в непрерывном режиме выгружать только остаточный уголь в виде осадка со дна емкости. Поэтому остаточный уголь выгружают в виде остаточной угольной суспензии 27, содержащей растворитель.
[Первый и второй этапы удаления растворителя]: Надосадочную жидкость 26 и остаточную угольную суспензию 27 выгружают по отдельности, и растворитель из них удаляют путем выпаривания с использованием отдельных устройств удаления растворителя (устройств извлечения растворителя) 12 и 13 соответственно, чтобы по отдельности извлечь экстрагировавшийся уголь 14 и остаточный уголь 17. Как и в случае устройства удаления растворителя (устройствах извлечения растворителя) 12, применяемого в первом варианте реализации настоящего изобретения, в устройствах удаления растворителя (устройствах извлечения растворителя) 12 и 13 может быть применена вакуумная перегонка, распылительная сушка или тому подобное.
[Этап компаундирования]: Соотношение компаундирования экстрагировавшегося угля 14 и остаточного угля 17, извлеченных по отдельности так, как описано выше, регулируют для получения обогащенного угля 32, имеющего требуемую термопластичность, но в то же время эффективно используя остаточный уголь 17. Содержание остаточного угля 17 в обогащенном угле 32 составляет от более 0% до 70% по массе, предпочтительно - 60% по массе или менее.
[Этап извлечения растворителя]: Как и в первом варианте реализации, растворители 15 и 16, удаленные устройствами удаления растворителя (устройствами извлечения растворителя) 12 и 13 соответственно, в предпочтительном случае используются повторно.
[Третий вариант реализации]
Например, когда обогащенный уголь используется для производства шлака, содержащего окисленный цветной металл, при помощи углеродно-композитного способа, смешивание получаемого шлака и угольной золы снижает ценность продукта, и поэтому в качестве обогащенного угля используется только экстрагированный уголь, не содержащий упомянутой золы, без его смешивания с остаточным углем, который эту золу содержит.
На Фиг.3 показан пример технологической схемы способа производства обогащенного угля для металлургии согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения, основанному на описанной выше технической идее. В этом варианте реализации этап компаундирования, имеющийся во втором варианте реализации, не требуется, а все прочие операции аналогичны упомянутому второму варианту реализации. А именно: в этом варианте реализации в качестве обогащенного угля 14 используют только экстрагированный уголь 14, полученный на выходе устройства удаления растворителя (устройства извлечения растворителя) 12, в том виде, как он есть, и поэтому необходимо предусмотреть способ отдельного применения остаточного угля 17. Однако при этом может быть получен обогащенный уголь 14, имеющий высокую термопластичность и совсем не содержащий золы.
[Четвертый вариант реализации]
На Фиг.4 показан этап восстановления хромосодержащего исходного материала, который используется в качестве металлооксидного исходного материала в способе производства восстановленного металла углеродно-композитным способом с применением обогащенного угля для металлургии, согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения. В этом варианте реализации металлооксидный исходный материал не ограничивается исходным материалом, содержащим оксиды металлов Fe и Cr, и может быть использован исходный материал, содержащий оксид металла Ni, Mn и т.п. По своему виду исходный материал может представлять собой любое из руды, пыли от рафинирования и т.п. Разумеется, продуктом может быть восстановленное железо, жидкий чугун, жидкая сталь либо кусковое железо (т.е. металлизированные железные окатыши).
На Фиг.4 ссылочным номером 101 обозначен хромосодержащий исходный материал (далее называемый просто "исходным материалом"), который содержит оксид хрома и оксид железа; ссылочным номером 102 - обогащенный уголь для металлургии; ссылочным номером 103 - агломератор; ссылочным номером 104 - агломераты (смесь); ссылочным номером 105 - печь с движущимся подом; ссылочным номером 106 - восстановленные агломераты (восстановленная смесь); ссылочным номером 107 - плавильная печь; ссылочным номером 108 - металл; и ссылочным номером 109 - шлак.
В качестве хромосодержащего исходного материала 101 может использоваться хромовая руда или отходы процесса по производству феррохрома, такие как пыль, шлак или тому подобное. Если требуется, для регулирования содержания компонентов может добавляться железная руда или вторичная окалина. Если исходный материал 101 содержит большое количество воды, то в предпочтительном случае этот исходный материал 101 предварительно высушивают. Степень сушки может определяться с учетом средств смешивания, используемых на последующем этапе смешивания (в данном варианте реализации - агломератор 103).
Размеры зерен хромосодержащего исходного материала 101 и обогащенного угля 102 в предпочтительном случае являются как можно более малыми, так как при этом увеличивается вероятность контакта в ходе реакции восстановления, как будет описано ниже. Однако, если размеры зерен чересчур малы, затрудняется гранулирование. Поэтому как хромосодержащий исходный материал 101, так и обогащенный уголь 102 предпочтительно содержат приблизительно 75% зерен с размером 200 меш или менее (75 мкм или менее). Хромосодержащий исходный материал 101 и обогащенный уголь 102 в предпочтительном случае предварительно измельчают согласно требованиям.
Процентное содержание обогащенного угля 102 в агломератах (смеси) 104 может определяться количеством углерода, требующегося для восстановления оксида хрома и оксида железа, содержащихся в исходном материале 101, в печи 105 с движущимся подом, количеством углерода, расходуемого при восстановлении остаточного оксида хрома, содержащегося в восстановленных агломератах (восстановленной смеси) 106, в плавильной печи 107, и количеством углерода, который должен остаться в металле 108. Принимая во внимание, что восстановление оксида хрома является твердофазной реакцией, важно, чтобы количество углерода, введенного при компаундировании в агломераты (смесь) 104, превышало теоретически требующееся количество углерода, которое будет указано ниже, чтобы увеличить степень восстановления хрома. Даже если процентное содержание углерода при компаундировании превышает упомянутое теоретически требующееся количество углерода, прочность агломератов 104 и восстановленных агломератов 106 сохраняется благодаря тому факту, что обогащенный уголь 102 обладает термопластичностью и при нагреве работает как связующее.
[Этап смешивания]: Исходный материал 101 и обогащенный уголь 102 могут быть смешаны при помощи смесителя, не показанного на чертеже. Результирующая смесь может быть загружена непосредственно в печь 105 с движущимся подом, но в предпочтительном случае эта смесь подвергается агломерированию в агломераторе 103. Это связано с тем, что агломерирование снижает количество пыли, образующейся в печи 105 с движущимся подом и плавильной печи 107, а также улучшает эффективность теплопередачи в агломераты (смесь) 104, что приводит к увеличению степени восстановления. В частности, в настоящем изобретении в качестве углеродсодержащего материала применяется обогащенный уголь 102, имеющий высокую термопластичность, и этот углеродсодержащий материал переходит в жидкую фазу во время нагрева, что повышает компактность зерен, образующих агломераты 104, в результате чего достигается высокая эффективность теплопередачи. Агломераты (смесь) 104 могут (может) содержать дополнительный материал, такой как флюс или тому подобное. В качестве агломератора 103 могут быть использованы установка для прессования в пресс-форме, такая как пресс для брикетирования, устройство окомкования при вращении, такое как тарельчатый гранулятор, либо установка для прессования выдавливанием. Если агломераты (смесь) 104 после гранулирования имеют высокое содержание воды, то они могут быть просушены перед загрузкой в печь 105 с движущимся подом.
[Этап восстановления]: После гранулирования агломераты (смесь) 104 загружают в печь 105 с движущимся подом и нагревают при помощи излучения. В качестве печи 105 с движущимся подом может быть использована печь с вращающимся подом (карусельная печь), линейная печь, многозонная печь или тому подобное. Радиационный нагрев может осуществляться с использованием горелки или тому подобного.
Агломераты (смесь) 104 быстро нагреваются при помощи радиационного нагрева, вследствие чего в этих агломератах (смеси) 104 оксид железа и оксид хрома, содержащиеся в хромосодержащем исходном материале 101, большей частью восстанавливаются связанным углеродом, содержащимся в углеродсодержащем восстановителе (обогащенном угле) 102 в соответствии с реакциями, формулы (1) и (2) которых приведены ниже (см. "Tekko Binran (Справочник по чугуну и стали)", под редакцией Японского института чугуна и стали, третье издание, т.2, изд. Японский институт чугуна и стали, 15 октября 1976):
Температура начала реакции по формуле (1) составляет 712°С, а температура начала реакции по формуле (2) - 1114°С. Fe, получаемое в результате реакции по уравнению (1), возможно, частично растворяется в Cr7O3, образующемся согласно уравнению (2), с получением (Cr·Fe)7O3.
Радиационный нагрев предпочтительно осуществляют при средней скорости нагрева 13,6°С/с или более в течение периода времени от начала радиационного нагрева агломератов (смеси) 104 до момента времени, когда температура агломератов (смеси) 104 достигает 1114°С, которая является температурой начала реакции восстановления оксида хрома. Термин "начало радиационного нагрева агломератов (смеси) 104" означает момент времени, когда агломераты (смесь) 104 поступают в зону (зону радиационного нагрева), нагреваемую за счет излучения горелкой или тому подобным в печи 105 с движущимся подом, исключая время от подачи агломератов (смеси) 104 на под печи до входа в зону радиационного нагрева. Причина исключения этого времени от подачи агломератов (смеси) 104 на под печи до входа в зону радиационного нагрева заключается в том, что в этот период времени агломераты (смесь) 104 главным образом нагреваются только за счет теплопроводности от пода печи, и температура не повышается до температуры начала реакции восстановления FeO, составляющей 712°С, в связи с тем, что время пребывания (время прохождения) в общем случае является небольшим, в результате чего по существу не происходит расхода связанного углерода из добавленного углеродсодержащего материала на реакцию восстановления.
Температура атмосферы в зоне радиационного нагрева (на этапе восстановления) агломератов (смеси) 104 предпочтительно составляет от 1250°С до 1400°С. Это связано с тем, что при температуре ниже 1250°С скорость нагрева агломератов (смеси) 104 до 1114°С оказывается недостаточной, в то время как при температуре выше 1400°С, восстанавливаемые агломераты (восстанавливаемая смесь) 104 размягчаются и легко соединяются вместе или прилипают к поду печи.
Например, если температура атмосферы составляет 1300°С, время пребывания агломератов (смеси) 104 в зоне радиационного нагрева (на этапе восстановления) предпочтительно составляет от 5,3 до 42,7 мин.
Кроме того, чтобы предотвратить повторное окисление Fe и Cr7O3, получаемых в результате реакции, атмосфера в зоне радиационного нагрева (на этапе восстановления) агломератов (смеси) 104 по составу может быть восстановительной атмосферой, образуемой за счет управления топливо-воздушным коэффициентом в горелке или вдувания восстановительного газа в печь 105 с движущимся подом.
Восстановленные агломераты (восстановленную смесь) 106, полученные при восстановлении в печи 105 с движущимся подом, в общем случае охлаждают до температуры приблизительно 1000°С с использованием панели радиационного охлаждения, установленной в упомянутой печи 105 с движущимся подом, или устройства распыления охладителя, а затем выгружают при помощи выгружающего устройства.
Указанное выше теоретически требующееся количество углерода представляет собой количество углерода, которое теоретически требуется для получения (Cr·Fe)7O3 посредством реакций оксида железа и оксида хрома, содержащихся в агломератах (смеси) 104, согласно формулам (1) и (2), и определяется по следующей формуле:
Теоретически требующееся количество углерода=(Число молей Cr2O3)х27/7 + (Число молей О, связанного с Fe) + (Число молей Fe)х3/7.
На описанном выше этапе восстановления рекомендуется, чтобы на под печи 105 с движущимся подом вместе с агломератами (смесью) 104 загружался регулирующий атмосферу углеродсодержащий материал. В частности, в особенно предпочтительном случае регулирующий атмосферу материал загружают в виде подушки (слоя) перед загрузкой на под этой печи агломератов (смеси) 104. Однако определенный эффект может быть достигнут, даже если этот регулирующий атмосферу материал загружают одновременно с загрузкой агломератов (смеси) 104 или после такой загрузки.
Результаты загрузки регулирующего атмосферу углеродсодержащего материала заключаются в следующем:
1) возле агломератов (смеси) 104 поддерживается восстановительная атмосфера для предотвращения повторного окисления восстановленных агломератов (восстановленной смеси) 106;
2) летучие компоненты, газообразный СО и т.п., получаемые из регулирующего атмосферу материала, могут быть использованы в качестве топлива для печи 105 с движущимся подом, в результате чего снижается потребление топлива этой печью 105;
3) может быть предотвращено возникновение настыли на поде печи для снижения нагрузки на выгружающее устройство и абразивного износа рабочего элемента, такого как кромка лопатки или тому подобное;
4) регулирующий атмосферу материал, выгружаемый после удаления летучих компонентов вместе с восстановленными агломератами (восстановленной смесью) 106, может использоваться в качестве восстановителя и/или источника тепла на последующем этапе плавления.
В качестве регулирующего атмосферу углеродсодержащего материала предпочтительными являются уголь, отходы пластмассы, использованные автомобильные шины или биомасса. Например, когда используется уголь или биомасса, материал обжигается в печи 105 с движущимся подом, и летучие компоненты становятся топливом для этой печи 105. При этом обожженный (полукоксовый) компонент может быть использован в качестве восстановителя и/или источника тепла в плавильной печи. В качестве альтернативы, могут применяться кокс, древесный уголь, нефтяной кокс, полукокс или тому подобное. Такой материал имеет низкое содержание летучих, и поэтому эффект снижения потребления топлива печью 105 с движущимся подом меньше, чем в случае с использованием угля.
Размер (размер частиц регулирующего атмосферу) материала специально не ограничивается, но рекомендуемый средний размер частиц предпочтительно составляет 5 мм или менее, а более предпочтительно - 2 мм или менее.
Кроме того, толщина регулирующего атмосферу материала, укладываемого на под печи, предпочтительно составляет приблизительно от 1 до 50 мм.
В дополнение к регулирующему атмосферу материалу, для предотвращения образования настыли на поде может подаваться материал, защищающий под. В этом случае регулирующий атмосферу материал предпочтительно загружается на материал, защищающий под. В качестве защищающего под материала предпочтительным является материал, содержащий вещество с высокой температурой плавления, а более предпочтительным - материал, в состав которого входит углеродсодержащее вещество. В качестве вещества с высокой температурой плавления рекомендуется оксид, содержащий оксид алюминия и/или оксид магния, либо вещество, содержащее карбид кремния.
[Этап агломерирования]: Восстановленные агломераты (восстановленная смесь) 106, прошедшие восстановление на этапе восстановления, могут далее подвергаться нагреву в печи с движущимся подом для агломерирования восстановленного металла (Fe и Cr7O3), содержащихся в упомянутых восстановленных агломератах (восстановленной смеси) 106. Температура нагрева может быть той же самой или чуть выше, чем температура на этапе восстановления, так что восстановленный металл не плавится, а временем нагрева можно соответствующим образом управлять в зависимости от температуры нагрева. В этом случае восстановленный металл агломерируется в восстановленных агломератах (восстановленной смеси) 106 с увеличением размера частиц (зерен) в агломератах. В результате достигаются эффект улучшения разделяемости металла и шлака по сравнению с восстановленными агломератами (восстановленной смесью) 106, прошедшими этап восстановления, но не подвергнутыми этапу агломерирования, эффект уменьшения площади поверхности агломерированных, состоящих из восстановленного металла, и эффект предотвращения повторного окисления и т.п.
[Этап плавления]: Восстановленные агломераты (восстановленную смесь) 106, выгружаемые из печи 105 с движущимся подом, в предпочтительном случае загружают при высокой температуре в плавильную печь 107 без охлаждения. Плавильная печь 107 может быть непосредственно соединена с зоной выгрузки печи 105 с движущимся подом посредством лотка или тому подобного, либо транспортирующего устройства, такого как конвейер, либо может использоваться резервуар для хранения агломератов 106 до их загрузки в плавильную печь 107. Если плавильная печь 107 не является смежной по отношению к печи 105 с движущимся подом, либо работа плавильной печи 107 остановлена, восстановленные агломераты (восстановленная смесь) 106 могут быть охлаждены до комнатной температуры и могут храниться или транспортироваться в виде полупродукта (исходного материала для получения феррохрома путем рафинирования). В качестве альтернативы, восстановленные агломераты (восстановленная смесь) 106 могут подвергаться горячему прессованию при высокой температуре без охлаждения для уменьшения площади поверхности, после чего прессованный продукт может охлаждаться и храниться или транспортироваться в качестве полупродукта, обладающего высоким сопротивлением повторному окислению, а затем использоваться. В качестве плавильной печи 107 может использоваться электрическая печь, но может также применяться плавильная печь, использующая энергию полезных ископаемых, таких как уголь, тяжелая нефть, природный газ или тому подобное. Если требуется, в плавильную печь 107 может загружаться флюсующий материал или тому подобное, и при этом восстановленные агломераты (восстановленную смесь) 106 плавят при высокой температуре, составляющей от 1400°С до 1700°С, чтобы разделить металл 108 и шлак 109. Металл 108 непосредственно используется в качестве завалки хрома или подвергается вторичному рафинированию для получения феррохрома в соответствии с потребностями.
Как описано выше, в настоящем изобретении компактность агломератов 104 увеличивается за счет перехода углеродсодержащего материала в жидкую фазу при нагреве, следовательно, компактность восстановленных агломератов 106 также увеличивается, приводя к повышению насыпной плотности. Поэтому восстановленные агломераты 106 могут легко погружаться в расплавленный металл, не оставаясь плавать на его поверхности, в результате чего повышается скорость плавления и достигается высокая производительность.
[Пятый вариант реализации]
На Фиг.5 показан этап восстановления хромосодержащего исходного материала, который представляет собой содержащий оксиды металлов исходный материал, в способе производства восстановленного металла углеродно-композитным способом с применением обогащенного угля для металлургии согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения. На Фиг.5 ссылочным номером 111 обозначен хромосодержащий исходный материал (далее называемый просто "исходным материалом"), который содержит оксид хрома и оксид железа; ссылочным номером 112 - углеродсодержащий восстановитель; ссылочным номером 113 - агломератор; ссылочным номером 114 - агломераты (смесь); ссылочным номером 115 - печь с движущимся подом; ссылочным номером 116 - восстановленный твердый материал; ссылочным номером 117 - грохот; ссылочным номером 118 - металл; и ссылочным номером 119 - шлак.
В пятом варианте реализации исходный материал 111, углеродсодержащий восстановитель 112, агломератор 113 и агломераты (смесь) 114 являются такими же самыми, что и исходный материал 101, углеродсодержащий восстановитель 102, агломератор 103 и агломераты (смесь) 104 соответственно в четвертом варианте реализации. Кроме того, этап смешивания аналогичен этапу смешивания в четвертом варианте реализации, поэтому его описание опущено.
[Этап восстановления и плавления]: Агломераты (смесь) 114, полученные в результате гранулирования, загружают в печь 115 с движущимся подом и нагревают при помощи излучения при температуре атмосферы, составляющей от 1250°С до 1400°С. Как и в четвертом варианте реализации, средняя скорость нагрева агломератов (смеси) 114 при помощи радиационного нагрева может составлять 13,6°С/с или более от начала радиационного нагрева агломератов (смеси) 114 до момента времени, когда температура агломератов (смеси) 114 достигает температуры начала реакции восстановления оксида хрома, составляющей 1114°С. Время пребывания агломератов (смеси) 114 в этой зоне предпочтительно составляет от 5,3 до 42,7 мин.
Восстановленные агломераты (восстановленную смесь) затем плавят при нагреве с получением восстановленного расплава в печи 115 с движущимся подом при температуре атмосферы, составляющей от 1350°С до 1700°С, предпочтительно - от 1350°С до 1650°С, а более предпочтительно - от 1350°С до 1600°С, которая превышает температуру атмосферы (1250°С - 1400°С) в зоне восстановления. Причиной задания нижнего предела температуры плавления нагревом на уровне 1350°С является то, что температура ниже этого значения легко вызывает затруднения при расплавлении восстановленных агломератов (восстановленной смеси). Причиной задания верхнего предела температуры плавления нагревом на уровне 1700°С является то, что температура выше этого значения легко вызывает проблемы теплового сопротивления восстановительной печи. Время пребывания восстановленных агломератов (восстановленной смеси) в данной области температур может подходящим образом регулироваться в диапазоне от 0,5 до 10 мин, так что восстановленные агломераты (восстановленная смесь) достаточным образом расплавляются для разделения металла и шлака. Причиной задания нижнего предела упомянутого времени пребывания восстановленных агломератов (восстановленной смеси) на уровне 0,5 мин является то, что время пребывания меньше указанного легко приводит к недостаточному разделению упомянутых металла и шлака. Причиной задания верхнего предела упомянутого времени пребывания на уровне 10 мин является то, что время пребывания больше указанного оказывается избыточным с точки зрения разделения упомянутых металла и шлака и скорее повышает вероятность повторного окисления.
В настоящем изобретении в качестве углеродсодержащего материала используется обогащенный уголь для металлургии, имеющий высокую термопластичность, поэтому склонность металла к агломерированию повышается, способствуя разделению металла и шлака, что показано в примерах, приведенных ниже.
Вместо указанного выше нагрева в печи 115 с движущимся подом, при котором температура атмосферы изменяется в два этапа, восстановление и плавление могут выполняться одновременно путем нагрева в один этап с самого начала до температуры атмосферы, составляющей от 1350°С до 1700°С. В этом случае упомянутый восстановленный расплав может быть получен за более короткое время.
Нет необходимости в том, чтобы плавились как металл, так и шлак, и поэтому плавиться может только один из них, при условии, что они могут быть разделены.
Могут использоваться те же регулирующий атмосферу материал и материал, защищающий под, что и в четвертом варианте реализации.
[Этап затвердевания]: Восстановленный расплав отверждают путем охлаждения до приблизительно 100°С в печи 115 с движущимся подом с получением восстановленного твердого материала 116. В качестве средства охлаждения до затвердевания в печи 115 с движущимся подом может применяться панель радиационного охлаждения или устройство распыления охладителя, указанные в четвертом варианте реализации. Восстановленный твердый материал 116, выгруженный из печи 115 с движущимся подом, может далее охлаждаться при помощи средства охлаждения до затвердевания. В качестве такого средства охлаждения до затвердевания могут применяться такие средства, как мокрая грануляция, косвенное водяное охлаждение, распыление охладителя или тому подобное.
[Этап разделения]: Восстановленный твердый материал 116 в случае необходимости измельчают, а затем просеивают с использованием грохота 117, чтобы разделить металл (необработанный феррохром) 118 и шлак 119. Если требуется, из отделенного шлака 119 может быть дополнительно извлечен металл, например, посредством магнитной сепарации, флотации или тому подобного. Если требуется, отделенный металл (необработанный феррохром) 118 подвергают вторичному рафинированию для получения конечного продукта в виде феррохрома. Альтернативно, металл (необработанный феррохром) 118 может использоваться в качестве полупродукта (исходного материала для получения феррохрома путем рафинирования), т.е. в качестве плавящегося исходного материала для плавильной печи. Когда металл 118 используется в качестве полупродукта, энергии для плавления шлака в плавильной печи не требуется, так как этот шлак был удален из упомянутого металла 118, полученного в виде продукта, с помощью способа согласно пятому варианту реализации, и поэтому потребление энергии плавильной печью значительно снижается по сравнению со способом согласно четвертому варианту реализации, в котором шлак остается в восстановленных агломератах, полученных в виде полупродукта. Кроме того, количество шлака, образующегося в плавильной печи, существенно снижается, что значительно повышает производительность плавильной печи. Более того, металл (необработанный феррохром) 118 может использоваться в качестве исходного материала (сырья) для получения феррохрома и может применяться непосредственно в качестве исходного материала для производства хромсодержащих сплавов. Также, благодаря удалению шлака, снижается масса полупродукта, поэтому могут быть снижены затраты на хранение и транспортировку. Следовательно, настоящее изобретение предпочтительно реализовывать в месте добычи хромовых руд. Если требуется, металл может подвергаться агломерированию для удобства хранения и транспортировки.
В настоящем изобретении на этапе восстановления и плавления металл 118 и шлак 119 разделяются достаточным образом, поэтому на этапе разделения металл может быть легко извлечен с высоким выходом с помощью операции механического разделения.
Регулирующий атмосферу материал может быть извлечен и повторно использован или может быть загружен в плавильную печь вместе с металлом. Материал, защищающий под, в предпочтительном случае извлекают и используют повторно.
[Шестой вариант реализации]
На Фиг.6 показан этап восстановления титаносодержащего исходного материала, который представляет собой содержащий оксиды металлов исходный материал, в способе производстве шлака, содержащего окисленный цветной металл, углеродно-композитным способом с применением угля улучшенного качества для металлургии, согласно еще одному варианту реализации настоящего изобретения. Металлооксидный исходный материал не ограничивается исходным материалом, содержащим оксиды Fe и Ti, применяемые в данном варианте реализации настоящего изобретения, и поэтому может использоваться исходный материал, содержащий оксиды металлов V, Nb и т.п. По своему виду этот исходный материал может представлять собой любой из руды, пыли от рафинирования и т.п. На Фиг.6 ссылочным номером 211 обозначен титаносодержащий исходный материал (далее называемый просто "исходным материалом"); ссылочным номером 212 - обогащенный уголь для металлургии; ссылочным номером 213 - агломератор; ссылочным номером 214 - агломераты (смесь); ссылочным номером 215 - печь с движущимся подом; ссылочным номером 216 - восстановленный твердый материал; ссылочным номером 217 - грохот; ссылочным номером 218 - металл; и ссылочным номером 219 - шлак.
Примеры титаносодержащего исходного материала 211 включают в себя, не ограничиваясь перечисленным, природные руды, такие как титаномагнетит, ильменит и псевдобрукит; а также побочные продукты при производстве оксида титана или титана, такие как осадок в центробежном сепараторе и осадок после фильтрации в процессе производства оксида титана с сернокислотным способом, а также осадок после хлорирования - при хлорном способе. Исходный материал может быть подготовлен в соответствии с требованиями. Например, для управления количеством оксида железа может быть добавлена железная руда или пыль, образующаяся при производстве чугуна, либо для управления количеством оксида титана может быть добавлен рутил, анатаз или синтетический рутил. Хотя в качестве иллюстративного примера ниже будет описана смесь 214 исходных материалов, содержащая ильменит в качестве титаносодержащего исходного материала 211 и обогащенный уголь 212 для металлургии, ильменит 211 может быть природной рудой, и при этом процентные соотношения титана и железа конкретным образом не ограничиваются.
Ильменит 211 обычно содержит от 40% до 60% по массе оксида титана и от 30% до 50% по массе оксида железа. Для эффективного получения титанового шлака содержание оксида железа в смеси 214 исходных материалов предпочтительно составляет 1/20 или более, а в более предпочтительном случае - 3/20 или более от содержания оксида титана.
Природный ильменит 211 содержит значительное количество SiO2 и т.п. в качестве пустопородных компонентов, при этом содержания этих пустопородных компонентов в смеси 214 исходных материалов в предпочтительном случае являются как можно более низкими, так как эти пустопородные компоненты, такие как Al2O3, CaO, MgO и т.п., переходят в титановый шлак, снижая чистоту титана.
В качестве обогащенного угля 212 для металлургии может использоваться уголь согласно любому из вариантов реализации с первого по третий, но в предпочтительном случае используется уголь согласно третьему варианту реализации, содержащий только экстрагированный уголь, так как при этом зола не попадает в шлаковый продукт. Процентное содержание примешиваемого угля 212 в смеси 214 исходных материалов конкретным образом не ограничивается, но в предпочтительном случае его регулируют таким образом, чтобы количества обогащенного угля 212 было достаточно для восстановления оксида железа. Например, процентное содержание в предпочтительном случае определяется так, чтобы число молей связанного углерода в смеси 214 исходных материалов было по меньшей мере равно числу молей кислорода, соединенного с железом в виде оксида железа. Так как степень расходования углерода зависит от исходного материала и углерода, то процентное содержание угля 212 предпочтительно соответствующим образом контролируют. Углерод, избыточный для реакции восстановления, науглероживает восстановленное железо, и поэтому может использоваться как компонент в передельном чугуне. Углеродсодержащий восстановитель может загружаться в печь вместе со смесью 214 или размещаться на ее поде предварительно. В этом случае преимуществом является то, что оксид железа во время восстановления может быть окружен сильно восстановительной атмосферой, что подавляет его повторное окисление.
[Этап смешивания]: Смесь (агломераты) 214 исходных материалов может быть приготовлена путем перемешивания порошков исходного материала 211 и обогащенного угля 212 при помощи любого смешивающего средства (на чертеже не показано), такого как смеситель или тому подобное. Способ перемешивания конкретным образом не ограничивается. Результирующая смесь 214 может использоваться непосредственно в порошковом состоянии, но в предпочтительном случае ее формуют в агломераты, такие как брикеты, гранулы, пластины или тому подобное, при помощи любого из способов прессования, такого как прессование брикетов, гранулирование при вращении или прессование выдавливанием, с использованием агломератора 213 для повышения удобства манипулирования. В этом варианте реализации в качестве иллюстративного примера описываются агломераты 214 в форме брикетов.
При получении агломератов 214 их предпочтительно смешивают с соответствующим количеством источника оксида кальция (например, гидроксидом кальция, оксидом кальция или тому подобным), для управления составом компонентов титанового шлака (оксид титана, пустопородные компоненты в руде, применяемой в качестве исходного материала, и компоненты шлака, содержащиеся в виде золы в углеродсодержащем материале, такие как SiO2, Al2O3 и СаО), содержащихся в агломерате 214. В этом случае преимуществом является то, что температура плавления титанового шлака, получаемого при плавлении восстановленного железа, снижается, а термопластичность титанового шлака повышается, что улучшает разделяемость титанового шлака и расплавленного железа. Например, агломераты 214, содержащие оксид кальция, могут быть получены путем гранулирования, либо агломераты 214 могут быть покрыты источником оксида кальция, а затем окислены таким образом, чтобы упомянутый источник оксида кальция присутствовал во время плавления.
При получении агломератов 214 с помощью гранулирования при необходимости могут использоваться бентонит, крахмал, гидроксид кальция или связующее, такое как органическое связующее вещество.
[Этап восстановления и плавления]: Тип печи 215 с движущимся подом в настоящем изобретении не ограничивается при условии, что эта печь содержит движущийся под. Например, по конструкции печь может представлять собой печь с движущейся колосниковой решеткой или печь с вращающимся подом (карусельную печь).
Печь 215 с движущимся подом является предпочтительной по тем соображениям, что температурой в ней легко управлять, и оксид железа может избирательно подвергаться восстановлению с высокой эффективностью в течение короткого периода времени при более низкой температуре, чем в обычной электрической печи, т.е. при температуре ниже температуры начала восстановления оксида титана. В частности, печь с вращающимся подом является предпочтительной по той причине, что оборудование занимает относительно мало дополнительного пространства, атмосферу в такой печи можно легко контролировать, а степень восстановления оксида железа можно увеличивать, одновременно подавляя восстановление диоксида титана.
Как иллюстративный пример будет описано использование в качестве печи 215 с движущимся подом печи с вращающимся подом, но в способе согласно настоящему изобретению не предполагается, что печь 215 с движущимся подом ограничивается печью с вращающимся подом.
Восстановление предпочтительно выполняют в печи при температуре, поддерживаемой в диапазоне от 1200°С до 1500°С, а более предпочтительно - от 1200°С до 1400°С. Это связано с тем, что в диапазоне от 1200°С до 1500°С только оксид железа может избирательно восстанавливаться с высокой эффективностью без восстановления оксида титана.
При температуре нагрева ниже 1200°С реакция восстановления оксида железа протекает медленно, поэтому время пребывания в печи должно быть увеличено, что снижает производительность. С другой стороны, при температуре в печи, превышающей 1500°С, протекает реакция восстановления оксида титана, что снижает степень извлечения титана в шлак. Кроме того, при температуре выше 1500°С во время восстановления выделяется содержащий FeO шлак с низкой температурой плавления, и становится значительной потеря огнеупора пода за счет растворения, что создает проблемы при продолжительной работе. Хотя упомянутое выделение может происходить в диапазоне температур от 1400°С до 1500°С в зависимости от состава агломератов и процентного содержания в них исходных материалов, частота и вероятность такого выделения являются относительно низкими. Поэтому температура в период восстановления предпочтительно находится в диапазоне от 1200°С до 1500°С, а более предпочтительно - от 1200°С до 1400°С. Разумеется, в условиях реальной работы температуру в печи можно устанавливать равной 1200°С или менее на ранней стадии периода восстановления, а затем повышать до 1200°С-1500°С для способствования восстановлению.
В общем случае восстановление оксида железа может быть завершено в течение приблизительно 5-20 минут, что слегка зависит от соотношения между оксидом железа и оксидом титана в агломератах 214 и типа углеродсодержащего материала (обогащенного угля).
В процессе описанного выше восстановления смеси (агломератов) 214 получают восстановленную смесь, в которой оксид железа большей частью восстановлен до металлического железа, но при этом практически не происходило восстановления оксида титана.
Затем температуру в печи повышают до 1300°С-1500°С для восстановления оставшегося оксида железа и плавления полученного восстановленного железа. При использовании такого двухстадийного способа нагрева можно гарантированно получать как металлическое железо, так и оксид титана с высокой эффективностью процесса. Поэтому, если применяется такой двухстадийный способ нагрева, желательно, чтобы печь с вращающимся подом имела такую конструкцию, при которой ее внутреннее пространство разделено при помощи перегородок на по меньшей мере две секции в направлении перемещения пода печи таким образом, чтобы секция выше по ходу пода могла использоваться в качестве секции восстановления, а секция ниже по ходу пода - в качестве секции плавления нагревом, и при этом температурой и составом газовой атмосферы в этих секциях можно было управлять раздельно. Внутреннее пространство печи может быть разделено на по меньшей мере три секции при помощи двух или более перегородок, чтобы температурой и составом газовой атмосферы можно было управлять более четко. Число отдельных секций можно выбирать свободным образом в соответствии с габаритами и конструкцией печи с движущимся подом.
Чтобы беспроблемно и эффективно проводить восстановление и плавление, температура плавления в печи должна предпочтительно устанавливаться на уровне приблизительно 100°С-300°С, а более предпочтительно - на 120°С-250°С выше температуры восстановления.
Нет необходимости в том, чтобы титановый шлак плавился. Когда выгружаемый продукт извлекается в виде смеси кускового железа (т.е. металлизированных железных окатышей) 218 и частиц шлака 219, смесь, выгруженную из печи, подвергают измельчению с последующей сортировкой с использованием любого подходящего средства, такого как магнитная сепарация или тому подобное, с получением титаносодержащего шлака 219, как описано ниже для этапа разделения и извлечения. В настоящем изобретении в качестве углеродсодержащего материала используется обогащенный уголь 212, имеющий высокую термопластичность, и поэтому способность расплавленного железа к агломерированию может быть повышена, что облегчает разделение кускового железа 218 и гранул шлака 219. Кроме того, металлическое железо в небольшой степени переходит в частицы шлака, с получением титаносодержащего шлака 219 высокого качества.
[Этап затвердевания]: Когда в печи дополнительно предусмотрен участок охлаждения с каким-либо охлаждающим средством, расплавленное железо охлаждается и затвердевает с получением восстановленного твердого материала 216, после чего этот восстановленный твердый материал 216 может быть легко «выгребен» из печи при помощи выгружающего устройства, установленного далее по ходу технологического процесса.
[Этап разделения и извлечения]: Восстановленный твердый материал 216 измельчают в соответствии с потребностью, а затем просеивают при помощи грохота 217. Кроме того, если требуется, металл (кусковое железо) 218 и шлак (частицы шлака) 219 разделяют при помощи магнитной сепарации или тому подобного (не показано), с получением титанового шлака 219 высокого качества.
Примеры
Ниже настоящее изобретение будет описано более подробно со ссылкой на примеры, которые его не ограничивают, и могут быть выполнены соответствующие модификации, не выходящие за пределы объема описанной выше и ниже сущности настоящего изобретения. Эти модификации также входят в техническую сущность настоящего изобретения.
[Пример 1]
Два типа угля, приведенные в Таблице 1, были обработаны бициклическим органическим растворителем 1-метилнафталином при каждой из температур экстрагирования (температур нагрева) и в течение каждого из времен экстрагирования (времен выдерживания), приведенных в Таблице 2. Полученные в результате выходы экстрагированного угля и остаточного угля приведен в Таблице 2.
Таблица 1 | ||||||||
Тип угля |
Класс | Состав (% по массе, в сухом состоянии) | Термопластичность | |||||
Зола | Углерод | Кислород | Азот | Сера | Летучие | |||
Уголь 1 |
Полубитуминозный уголь | 11,6 | 69,2 | 5,0 | 1,7 | 1,3 | 41,5 | Нет |
Уголь 2 |
Битуминозный уголь |
10,3 | 78,9 | 4,9 | 2,1 | 0,6 | 28,8 | Есть |
Таблица 2 | ||||||
Тип угля |
Температура экстрагирования (°С) |
Время экстрагирования (мин) |
Выход (% по массе) | |||
Экстрагированный уголь | Остаточный уголь | Масло+ вода | Газ | |||
Уголь 1 |
400 | 40 | 41,8 | 54,5 | 2,3 | 1,4 |
Уголь 2 |
300 | 60 | 61,7 | 35,8 | 1,5 | 1,0 |
Экстрагированный уголь и остаточный уголь, полученные при обработке растворителем угля 1 (полубитуминозного угля, угля с высоким выходом летучих), приведенного в Таблице 1, были смешаны в различных соотношениях для получения обогащенного угля. В Таблице 8 приведены результаты, полученные при испытании обогащенного угля на термопластичность по Гизелеру. Из Таблицы 8 видно, что при использовании способа согласно настоящему изобретению уголь, первоначально демонстрирующий отсутствие термопластичности, может быть обогащен с получением угля, обладающего термопластичностью, при этом термопластичность может быть изменена путем регулирования соотношения экстрагированного угля и остаточного угля при компаундировании.
Таблица 3 | ||||
№ испытания | Содержание примешиваемого остаточного угля (% по массе) |
Температура появления термопластичности (°С) |
Логарифм максимальной термопластичности (MFD*) |
Термопластичность |
1 | 0 (только экстрагированный уголь) | 275 | >4,8 | Очень высокая |
2 | 50 | 176 | >4,8 | Очень высокая |
3 | 58 | 215 | 1 | Высокая |
* MFD - максимальная текучесть (Maximum Fluidity) |
Кроме того, из угля 1 был получен обогащенный уголь только путем тепловой обработки (400°С) в растворителе без проведения разделения экстрагированного угля и остаточного угля. Этот обогащенный уголь продемонстрировал термопластичность, приведенную в Таблице 4.
Таблица 4 | ||||
№ испытания | Содержание примешиваемого остаточного угля (% по массе) |
Температура появления термопластичности (°С) |
Логарифм максимальной термопластичности (MFD) |
Термопластичность |
4 | Операция разделения не проводилась |
275 | 0,5 | Некоторая |
Из Таблицы 4 видно, что уголь, не обладающий термопластичностью, может быть обогащен с получением угля, имеющего термопластичность, путем тепловой обработки растворителем без проведения операции разделения. Однако обнаружено, что при разделении угля на экстрагированный уголь и остаточный уголь (Испытание № 3 в Таблице 3) термопластичность еще более улучшается по сравнению со случаем (Испытание № 4 в Таблице 4), в котором в тех же условиях выполняется только тепловая обработка. Возможно, это объясняется тем, что даже в том случае, когда агломерирование молекул угля облегчается при нагреве, приводя к экстрагированию компонента, обладающего термопластичностью, одновременное существование компонента остаточного угля вызывает повторное агломерирование с молекулами компонента остаточного угля, не имеющего термопластичности вследствие охлаждения, или полимеризацию части пиролитических радикалов с упомянутым остаточным углем, приводя к стабилизации этих радикалов, что в результате снижает термопластичность по сравнению со случаем, когда операция разделения осуществляется. Поэтому, чтобы обеспечить более высокую термопластичность или управлять содержанием золы в обогащенном угле и его термопластичностью, желательно использовать способ разделения экстрагированного угля и остаточного угля, а затем соответствующим образом регулировать степень примешивания остаточного угля.
Также было подтверждено, что в случае угля 2, который в исходном состоянии обладает термопластичностью, экстрагированный уголь продемонстрировал более высокую термопластичность. При этом остаточные угли, входящие в состав как угля 1, так и угля 2, не продемонстрировали термопластичности.
[Пример 2]
Как уголь 1, так и уголь 2 были обработаны бициклическим ароматическим растворителем 1-метилнафталином, который применялся в Примере 1, в течение постоянного времени экстрагирования (времени выдерживания), составлявшего 40 минут, при различных температурах экстрагирования (температурах нагрева). На Фиг.7 показана зависимость между температурой экстрагирования и степенью экстрагирования угля. Как изображено на Фиг.7, уголь переходит в раствор при приблизительно 200°С, и степень экстрагирования растет с температурой. Однако, начиная с определенной температуры, степень экстрагирования, наоборот, начинает снижаться. Это объясняется тем, что резко проявляется пиролиз угля, и молекулы становятся более крупными, чем первоначальные молекулы, из-за реакции полимеризации пиролитических молекул или тому подобного. Поэтому нагрев предпочтительно осуществлять в соответствующих условиях при оптимальной температуре для каждого типа угля. Результаты испытаний множества типов угля показали, что температура тепловой обработки предпочтительно составляет приблизительно от 350°С до 420°С.
[Пример 3]
Как уголь 1, так и уголь 2 были обработаны бициклическим ароматическим растворителем 1-метилнафталином, который применялся в Примере 1, при постоянной температуре экстрагирования (температуре нагрева) в течение разных времен экстрагирования (времени выдерживания). На Фиг.8 показана зависимость между временем экстрагирования и степенью экстрагирования угля. Как изображено на Фиг.8, степень экстрагирования является по существу постоянной и демонстрирует «насыщенное состояние» при времени экстрагирования, составляющем приблизительно от 40 до 120 минут, вне зависимости от температуры экстрагирования. Однако обнаружено, что при столь высокой температуре экстрагирования, как 420°С, адекватное время экстрагирования составляет приблизительно 10 минут.
[Пример 4]
Уголь 1 повторно экстрагировали с использованием в качестве исходного растворителя бициклического ароматического растворителя 1-метилнафталина, который применялся в Примере 1 и который впоследствии повторно извлекали. На Фиг.9 показана зависимость между числом повторных использований растворителя и степенью экстрагирования угля. Из Фиг.9 видно, что даже при повторном использовании растворителя степень экстрагирования является по существу постоянной, поэтому бициклический ароматический растворитель может стабильно использоваться повторно.
[Пример 5]
Было проведено испытание по восстановлению, имитирующее производство восстановленного металла (восстановленного железа) углеродно-композитным способом. В качестве оксида металла использовали железную руду и применяли следующие три типа углеродсодержащего материала: (1) уголь с высоким выходом летучих (уголь 1), необработанный растворителем; (2) обогащенный уголь (Испытание № 4 в Примере 1), полученный только при помощи обработки растворителем угля с высоким выходом летучих (угля 1) без проведения разделения экстрагированного угля и остаточного угля; (3) обогащенный уголь (Испытание № 3 в Примере 1), полученный при помощи обработки растворителем угля с высоким выходом летучих (угля 1) с проведением разделения экстрагированного угля и остаточного угля и последующего обратного смешивания экстрагированного угля и остаточного угля в том же соотношении, что и соотношение при операции разделения. В таблицах с 8 по 10 приведены составы и размеры частиц железной руды и углеродсодержащих материалов, использованных в этом примере. Железную руду смешивали с каждым углеродсодержащим материалом для получения смеси исходных материалов, после чего 5 г этой смеси было загружено в цилиндр диаметром 20 мм. Затем была приложена нагрузка 20 тонн для формирования таблетки, и было проведено восстановление сформированной таблетки при 1300°С в атмосфере азота в небольшой нагревательной печи. Процентное содержание примешиваемого углеродсодержащего материала в смеси исходных материалов регулировали таким образом, чтобы количество остаточного углерода в восстановленном железе составляло 6% по массе.
В Таблице 5 приведена прочность на раздавливание восстановленного железа, полученного при проведении этого испытания на восстановление. Как показано в Таблице 5, в случае использования угля 1 (уголь с высоким выходом летучих), не обладающего термопластичностью, прочность восстановленного железа становится очень низкой (Испытание № 1-1), в то время как в случае, когда уголь 1 (уголь с высоким выходом летучих), первоначально не имеющий термопластичности, подвергали обогащению путем обработки растворителем, у него проявляется склонность к мягкому плавлению. Также обнаружено, что при использовании такого обогащенного угля в качестве добавляемого углеродсодержащего материала прочность восстановленного железа значительно повышается (Испытания №№ 1-2 и 1-3). Выход обогащенного угля из необработанного угля 1 (угля с высоким выходом летучих) составлял 96%, а степень металлизации восстановленного железа во всех испытаниях составляла приблизительно 90%.
Таблица 5 | |||||
№ испытания |
Тип углерод- содержащего материала |
Логарифм максимальной термопластичности углеродсодержащего материала по Гизелеру (MFD) |
Прочность на раздавливание восстановленного железа (Н/кусок DRI*) |
Оценка | Примечания |
1-1 | Уголь с высоким выходом летучих (необогащенный уголь) |
0 | 25 | Плохо | Сравнительный пример |
1-2 | Обогащенный уголь (без операции разделения) |
0,5 | 118 | Хорошо | Пример по этому изобретению |
1-3 | Обогащенный уголь (приготовлен повторным смешиванием после операции разделения) |
1 | 157 | Отлично | Пример по этому изобретению |
* DRI - железо прямого восстановления (Direct Reduced Iron) |
[Пример 6]
В отличие от Примера 5, испытание на восстановление проводили в условиях, в которых температуру восстановления повышали до 1450°С для плавления и разделения металла и шлака. Процентное содержание примешиваемого углеродсодержащего материала в смеси исходных материалов регулировали таким образом, чтобы количество остаточного углерода в металле (кусковом железе) составляло 4,5% по массе.
Полученный при проведении испытания на восстановление металл охлаждали до получения твердого материала, и полученный твердый материал измельчали, а затем разделяли на кусковое железо (металл) и шлак при помощи магнитной сепарации. В Таблице 6 приведено содержание кускового железа с размером частиц 0,5 мм или более в кусковом железе, извлеченном после сепарации. Как показано в Таблице 6, когда используется уголь 1 (уголь с высоким выходом летучих), не обладающий термопластичностью, получаемое кусковое железо главным образом содержит частицы с размером 0,5 мм или менее (Испытание № 2-1), в то время как в случае, когда используется обогащенный уголь, имеющий термопластичность, доля частиц размером 0,5 мм или менее значительно снижается, и кусковое железо главным образом содержит частицы размером 0,5 мм или более (Испытания №№ 2-2 и 2-3). Возможно, это объясняется тем, что при обогащении угля путем обработки растворителем термопластичность улучшается, и применение такого обогащенного угля в качестве добавляемого углеродсодержащего материала улучшает свойство агломерируемости расплавленного железа и увеличивает размер частиц кускового железа. Когда использовался уголь 1 (уголь с высоким выходом летучих) (Испытание № 2-1), выход обогащенного угля из необработанного угля составлял 96%, в то время в случае, когда использовался уголь 2 (битуминозный уголь) (Испытание № 2-3), выход составлял 97%. При проведении всех испытаний степени металлизации кускового железа составляли приблизительно 100%.
Таблица 6 | |||||
№ испытания | Тип углеродсодержащего материала | Логарифм максимальной термопластичности углеродсодержащего материала по Гизелеру (MFD) |
Содержание частиц ≥ 0,5 мм в кусковом железе (% по массе) |
Оценка | Примечания |
2-1 | Уголь с высоким выходом летучих (необогащенный уголь) |
0 | 3 | Плохо | Сравнительный пример |
2-2 | Обогащенный уголь из угля с высоким выходом летучих (без операции разделения) |
0,5 | 70 | Хорошо | Пример по этому изобретению |
2-3 | Обогащенный уголь из битуминозного угля (без операции разделения) |
4 | 98 | Отлично | Пример по этому изобретению |
[Пример 7]
Было проведено испытание на восстановление, имитирующее производство шлака (титаноксидного шлака), содержащего окисленный цветной металл, углеродно-композитным способом. В качестве оксида металла использовали ильменит и использовали следующие три типа углеродсодержащего материала: (1) битуминозный уголь (уголь 2), не обработанный растворителем; (2) экстрагированный уголь, полученный при помощи обработки растворителем битуминозного угля (угля 2); и (3) экстрагированный уголь (Испытание № 1 в Примере 1), полученный при помощи обработки растворителем угля с высоким выходом летучих (угля 1). Когда использовался углеродсодержащий материал (2), для приготовления смеси исходных материалов углеродсодержащий материал смешивался только с ильменитом. Кроме того, к смеси исходных материалов также добавляли оксид кальция с тем, чтобы соотношение CaO/SiO2 в шлаке составляло 0,4, и к смеси исходных материалов также добавляли реагент FeO таким образом, чтобы общее содержание Fe в смеси исходных материалов составляло 40% по массе. Эти приготовленные смеси исходных материалов использовали при проведении испытания на восстановление. В Таблицах 8-10 приведены покомпонентные составы и размеры частиц ильменита и каждого из углеродсодержащих материалов, использованных в данном варианте реализации. Для приготовления смеси исходных материалов ильменитовую железную руду смешивали с каждым из углеродсодержащих материалов и 5 г такой смеси исходных материалов загружали в цилиндр диаметром 20 мм. Затем для формирования таблетки была приложена нагрузка 20 тонн, и было проведено восстановление сформированной таблетки при 1500°С в атмосфере азота в небольшой нагревательной печи. Процентное содержание примешиваемого углеродсодержащего материала в каждой смеси исходных материалов регулировали таким образом, чтобы количество остаточного углерода в металле (кусковом железе) составляло 2% по массе.
Расплав, полученный при проведении этого испытания на восстановление, был охлажден до получения твердого материала, этот полученный твердый материал измельчали, а затем проводили его разделение на кусковое железо (металл) и шлак при помощи магнитной сепарации. В Таблице 7 приведена доля кускового железа с размером частиц 0,5 мм или более, извлеченного после разделения, а также покомпонентный состав шлака.
Когда используется уголь 2 (битуминозный уголь), в исходном состоянии обладающий некоторой степенью термопластичности, но не обработанный растворителем, полученное кусковое железо главным образом содержит частицы размером 0,5 мм или менее (Испытание №3-1), в то время как в случае, когда используется обогащенный уголь, имеющий существенно улучшенную термопластичность, доля частиц с размером 0,5 мм или менее значительно снижается, и кусковое железо главным образом содержит частицы размером 0,5 мм или более (Испытания №№ с 3-2 по 3-5). В частности, когда основностью шлака управляют путем добавления оксида кальция (Испытание № 3-4), чистота TiO2 в шлаке слегка снижается, но при этом не только металл, но также и шлак плавится во время восстановления, что облегчает агломерирование металла, в результате чего в кусковом железе значительно увеличивается доля частиц с размером 0,5 мм или более. Когда содержание железа в смеси исходных материалов повышают путем добавления реагента FeO (Испытание № 3-5), во время восстановления шлак расплавляется в небольшой степени, и в результате эффект агломерирования металла оказывается меньшим по сравнению со случаем, когда исходный материал имеет контролируемую основность (Испытание № 3-4). При этом агломерирование металла ускоряется при увеличении количества металла (расплавленного железа), и поэтому доля частиц с размером 0,5 мм или более в кусковом железе слегка повышается. В этом случае чистота TiO2 в шлаке не снижается.
Когда в качестве обогащенного угля (Испытания №№ с 3-2 по 3-5) используется экстрагированный уголь, не содержащий золу, доля компонента (чистота) TiO2 в шлаке повышается по сравнению с тем случаем, когда используется уголь с высоким выходом летучих, который содержит золу (Испытание № 3-1).
Когда используется обогащенный уголь (экстрагированный уголь), полученный из угля с высоким выходом летучих (Испытание № 3-3), содержание летучих веществ в экстрагированном угле повышается, а количество связанного углерода, вносящего вклад в восстановление и науглероживание, является небольшим. Следовательно, количество необходимого углеродсодержащего материала является большим, чем в случае использования обогащенного угля (экстрагированного угля), полученного из битуминозного угля (Испытания №№ 3-2, 3-4 и 3-5).
При использовании угля с высоким выходом летучих (Испытание № 3-2) выход обогащенного угля (экстрагированного угля) из необработанного угля составлял 62%, в то время как при использовании битуминозного угля (Испытания №№ с 3-3 по 3-5) выход составлял 42%. При проведении всех испытаний степени металлизации кускового железа составляли приблизительно 100%.
Промышленная применимость
Как подробно описано выше, настоящее изобретение может предложить способ обогащения низкокачественного угля, такого как уголь с высоким выходом летучих, который является непригодным для использования в обычном углеродно-композитном способе, с получением обогащенного угля для металлургии, подходящего для использования в этом углеродно-композитном способе. Кроме того, настоящее изобретение может предложить способ производства высококачественного восстановленного металла и шлака, содержащего окисленный цветной металл, в котором используется такой обогащенный уголь для металлургии.
Claims (21)
1. Способ производства обогащенного угля для использования в металлургии, включающий
этап приготовления суспензии, на котором смешивают исходный уголь и органический растворитель с получением исходной суспензии;
этап экстрагирования, на котором выдерживают исходную суспензию при нагревании для экстрагирования растворимого компонента угля в органический растворитель с получением экстракционной суспензии; и
этап удаления растворителя, на котором удаляют органический растворитель из экстракционной суспензии путем выпаривания с получением обогащенного угля в твердой форме для использования в металлургии.
2. Способ по п.1, в котором этап удаления растворителя включает
этап седиментации, на котором осаждают нерастворимый компонент угля экстракционной суспензии путем отстаивания для разделения надосадочной жидкости, содержащей экстрагированный уголь, который является экстрагированным растворимым компонентом, и остаточной угольной суспензии, содержащей остаточный уголь, который является осажденным нерастворимым компонентом; и
первый этап удаления растворителя, на котором удаляют органический растворитель из надосадочной жидкости путем выпаривания с получением экстрагированного угля в качестве обогащенного угля для использования в металлургии.
3. Способ по п.1, в котором этап удаления растворителя включает
этап седиментации, на котором осаждают нерастворимый компонент угля экстракционной суспензии путем отстаивания для разделения надосадочной жидкости, содержащей экстрагированный уголь, который является экстрагированным растворимым компонентом, и остаточной угольной суспензии, содержащей остаточный уголь, который является осажденным нерастворимым компонентом;
первый этап удаления растворителя, на котором удаляют органический растворитель из надосадочной жидкости путем выпаривания с получением экстрагированного угля в твердой форме; и
второй этап удаления растворителя, на котором удаляют органический растворитель из остаточной угольной суспензии путем выпаривания с получением остаточного угля в твердой форме.
4. Способ по п.3, который дополнительно включает
этап компаундирования, на котором смешивают экстрагированный уголь и остаточный уголь с получением обогащенного угля для использования в металлургии, имеющего контролируемую термопластичность.
5. Способ по п.4, в котором при компаундировании процентное содержание остаточного угля в обогащенном угле для использования в металлургии составляет по массе до 70%.
6. Способ по п.1, в котором на этапе экстрагирования температура нагрева составляет от 250 до 400°С.
7. Способ по п.1, в котором на этапе экстрагирования время выдержки составляет от 5 до 120 мин.
8. Способ по п.1, в котором на этапе экстрагирования выдержку выполняют в атмосфере азота под давлением 0,5 МПа или более.
9. Способ по п.1, в котором органический растворитель содержит в качестве основного компонента ароматическое соединение с двумя кольцами и имеет температуру кипения от 200 до 300°С при нормальном давлении.
10. Способ по п.1, который дополнительно включает этап извлечения растворителя, на котором извлекают органический растворитель, удаленный путем выпаривания, и подают его для повторного использования на этап приготовления суспензии.
11. Способ по п.10, в котором извлеченный органический растворитель используют повторно без гидрогенизации.
12. Способ по п.10, в котором извлечение органического растворителя включает вакуумную перегонку или распылительную сушку.
13. Обогащенный уголь для использования в металлургии, полученный способом по п.1.
14. Способ производства металла с применением обогащенного угля для использования в металлургии, полученного путем экстрагирования исходного угля органическим растворителем, включающий
этап обогащения угля, на котором выдерживают исходный уголь при нагревании в органическом растворителе и удаляют органический растворитель путем выпаривания с получением обогащенного угля для использования в металлургии, имеющего более высокую термопластичность по сравнению с термопластичностью исходного угля;
этап смешивания, на котором смешивают обогащенный уголь и металлооксидный исходный материал, содержащий оксид металла, с получением смеси; и
этап восстановления, на котором восстанавливают смесь путем нагрева в печи с движущимся подом с получением восстановленного металла в виде восстановленной смеси.
15. Способ по п.14, который дополнительно включает
этап последующего нагрева восстановленной смеси в печи с движущимся подом для коагуляции восстановленного металла в восстановленной смеси.
16. Способ по п.14, который дополнительно включает
этап плавления, на котором расплавляют восстановленную смесь путем нагрева в плавильной печи для разделения металла и шлака, и
этап извлечения, на котором выгружают восстановленный металл из печи.
17. Способ по п.14, который дополнительно включает
этап восстановления и плавления, на котором восстанавливают упомянутую смесь путем нагрева в печи с движущимся подом для получения восстановленной смеси, после чего расплавляют упомянутую восстановленную смесь путем дальнейшего нагрева для получения восстановленного металла.
18. Способ по п.14, который дополнительно включает
этап восстановления и плавления, на котором восстанавливают упомянутую смесь путем нагрева в печи с движущимся подом для получения восстановленной смеси, после чего расплавляют восстановленную смесь путем дальнейшего нагрева для получения расплавленного металла;
этап затвердевания, на котором отверждают расплавленный металл путем охлаждения в печи с движущимся подом для получения восстановленного твердого материала; и
этап разделения и извлечения, на котором выгружают упомянутый восстановленный твердый материал из печи для разделения металла и шлака и извлечения металла в виде восстановленного металла.
19. Способ производства шлака, содержащего окисленный цветной металл, с использованием обогащенного угля для металлургии, который получают путем экстрагирования угля органическим растворителем, включающий
этап обогащения угля, на котором выдерживают исходный уголь при нагревании в органическом растворителе и удаляют отрганический растворитель выпариванием для получения обогащенного угля для использования в металлургии, который имеет более высокую термопластичность по сравнению с термопластичностью исходного угля;
этап смешивания, на котором смешивают обогащенный уголь и металлооксидный исходный материал, содержащий оксид железа и окисленный цветной металл, с получением смеси;
этап восстановления и плавления, на котором восстанавливают оксид железа в смеси путем ее нагрева в печи с движущимся подом для получения восстановленной смеси, содержащей металлическое железо, после чего расплавляют металлическое железо путем нагрева восстановленной смеси для разделения металлического железа и шлака с окисленным цветным металлом;
этап затвердевания, на котором отверждают металлическое железо в смеси, содержащей шлак с окисленным цветным металлом и расплавленное металлическое железо, путем охлаждения в печи с движущимся подом для получения восстановленного твердого материала; и
этап разделения и извлечения, на котором выгружают твердый материал из печи для разделения железа и шлака и извлечения шлака в виде шлака с окисленным цветным металлом.
20. Металл, полученный способом по п.14.
21. Шлак, содержащий окисленный цветной металл и полученный способом по п.19.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
JP2003105454A JP4295544B2 (ja) | 2003-04-09 | 2003-04-09 | 冶金用改質炭の製造方法、ならびに冶金用改質炭を用いた還元金属および酸化非鉄金属含有スラグの製造方法 |
JP2003-105454 | 2003-04-09 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2005134656A RU2005134656A (ru) | 2006-03-10 |
RU2302450C2 true RU2302450C2 (ru) | 2007-07-10 |
Family
ID=33156880
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2005134656/02A RU2302450C2 (ru) | 2003-04-09 | 2004-03-05 | Способ производства обогащенного угля для применения в металлургии и способ производства восстановленного металла и шлака, содержащего окисленный цветной металл, с использованием этого угля |
Country Status (10)
Country | Link |
---|---|
US (2) | US7799100B2 (ru) |
EP (3) | EP2243845B1 (ru) |
JP (1) | JP4295544B2 (ru) |
KR (1) | KR100730820B1 (ru) |
CN (3) | CN1771340B (ru) |
AT (1) | ATE510030T1 (ru) |
AU (1) | AU2004227214B2 (ru) |
CA (1) | CA2520070C (ru) |
RU (1) | RU2302450C2 (ru) |
WO (1) | WO2004090175A1 (ru) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US10392678B2 (en) | 2014-12-09 | 2019-08-27 | Elkem Asa | Energy efficient integrated process for production of metals or alloys |
Families Citing this family (27)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP4109686B2 (ja) * | 2005-07-19 | 2008-07-02 | 株式会社神戸製鋼所 | コークスの製造方法、及び、銑鉄の製造方法 |
JP4284314B2 (ja) * | 2005-12-15 | 2009-06-24 | 株式会社神戸製鋼所 | 改質石炭の製造方法 |
JP4950527B2 (ja) * | 2006-03-15 | 2012-06-13 | 株式会社神戸製鋼所 | コークスの製造方法、及び、銑鉄の製造方法 |
JP4061351B1 (ja) * | 2006-10-12 | 2008-03-19 | 株式会社神戸製鋼所 | 無灰炭の製造方法 |
JP5280072B2 (ja) * | 2008-03-10 | 2013-09-04 | 株式会社神戸製鋼所 | コークスの製造方法 |
JP5384175B2 (ja) * | 2008-04-10 | 2014-01-08 | 株式会社神戸製鋼所 | 粒状金属鉄製造用酸化チタン含有塊成物 |
US8518146B2 (en) | 2009-06-29 | 2013-08-27 | Gb Group Holdings Limited | Metal reduction processes, metallurgical processes and products and apparatus |
EP2572005B1 (en) * | 2010-05-18 | 2020-11-18 | Tata Steel Limited | Direct smelting process |
CN101824503B (zh) * | 2010-05-28 | 2011-07-20 | 攀枝花钢城集团有限公司 | 采用含钒转炉钢渣生产含钒生铁的方法 |
PL2746366T3 (pl) * | 2010-09-01 | 2022-02-07 | Jfe Steel Corporation | Sposób wytwarzania koksu |
KR101903434B1 (ko) * | 2010-09-15 | 2018-10-02 | 타타 스틸 리미티드 | 직접 제련 방법 |
JP5657510B2 (ja) * | 2011-12-15 | 2015-01-21 | 株式会社神戸製鋼所 | 無灰炭の製造方法 |
US9382493B2 (en) * | 2011-12-28 | 2016-07-05 | Kobe Steel, Ltd. | Ash-free coal production method |
KR101624816B1 (ko) * | 2011-12-28 | 2016-05-26 | 가부시키가이샤 고베 세이코쇼 | 무회탄의 제조 방법 |
JP5820344B2 (ja) | 2012-07-05 | 2015-11-24 | 株式会社神戸製鋼所 | 還元物の製造方法 |
CN105121669A (zh) * | 2013-03-06 | 2015-12-02 | 米德雷克斯技术公司 | 还原含铬原材料的方法和系统 |
CN103194250B (zh) * | 2013-04-28 | 2014-08-13 | 安徽工业大学 | 一种高硫肥煤改质处理的方法及其在炼焦配煤中的应用 |
MX2016000953A (es) * | 2013-07-29 | 2016-05-09 | Nippon Steel & Sumitomo Metal Corp | Materia prima por reduccion directa, metodo de produccion de materia prima por reduccion directa, y metodo de produccion de hierro reducido. |
CN104138887B (zh) * | 2014-07-24 | 2017-09-19 | 北方民族大学 | 一种固化污酸渣中铬的方法 |
JP6424152B2 (ja) * | 2015-11-24 | 2018-11-14 | 株式会社神戸製鋼所 | 炭素繊維製造用原料ピッチの製造方法 |
JP6644651B2 (ja) * | 2016-07-05 | 2020-02-12 | 株式会社神戸製鋼所 | 劣質炭の改質方法、及びコークスの製造方法、並びに銑鉄の製造方法 |
US12037264B2 (en) * | 2017-01-20 | 2024-07-16 | Valerie Ann Gamble | Use of basalt to adsorb toxic material |
CN108865199A (zh) * | 2018-07-11 | 2018-11-23 | 安徽工业大学 | 一种褐煤改质处理的方法及其应用 |
TWI708850B (zh) * | 2020-03-27 | 2020-11-01 | 金瑲水泥製品股份有限公司 | 未安定化之還原碴的資源化方法 |
CN112812872A (zh) * | 2021-02-17 | 2021-05-18 | 新疆广汇新能源有限公司 | 一种煤矸石掺烧防结焦处理方法 |
CN113173686B (zh) * | 2021-04-26 | 2024-06-21 | 徐州无废城市技术研究院有限公司 | 一种油泥综合处理系统及方法 |
CN113714246B (zh) * | 2021-08-03 | 2022-12-23 | 武汉武锅能源工程有限公司 | 一种垃圾焚烧飞灰处理系统及方法 |
Family Cites Families (27)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3765868A (en) * | 1971-07-07 | 1973-10-16 | Nl Industries Inc | Method for the selective recovery of metallic iron and titanium oxide values from ilmenites |
ZA743325B (en) * | 1974-05-24 | 1976-02-25 | South African Coal Oil Gas | Improvements relating to a carbonaceous material |
KR790001448B1 (ko) * | 1974-07-08 | 1979-10-13 | 허버트 시이 만닝 | 석탄광석의 용제정제에 의한 석탄 처리방법 |
JPS5155301A (en) * | 1974-11-11 | 1976-05-15 | Nissho Iwai Co Ltd | Hinenketsutan mataha jakunenketsutanyorinenketsutanoseizosuru hoho |
US4030982A (en) * | 1975-07-10 | 1977-06-21 | Consolidation Coal Company | Process of making formcoke from non-caking or weakly caking coals |
US3996332A (en) * | 1975-12-02 | 1976-12-07 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Synthesis of rutile from titaniferous slags |
US4248669A (en) * | 1978-08-21 | 1981-02-03 | Continental Oil Company | Process for making metallurgical coke using fluidizer char |
JPS5575485A (en) * | 1978-12-05 | 1980-06-06 | Mitsui Cokes Kogyo Kk | Coke production and coke composition |
JPS5620085A (en) * | 1979-07-27 | 1981-02-25 | Nippon Mining Co Ltd | Reforming |
US4617105A (en) * | 1985-09-26 | 1986-10-14 | Air Products And Chemicals, Inc. | Coal liquefaction process using pretreatment with a binary solvent mixture |
US5066325A (en) * | 1987-08-31 | 1991-11-19 | Northern States Power Company | Cogeneration process for production of energy and iron materials, including steel |
ZA935072B (en) * | 1992-08-11 | 1994-02-07 | Mintek | The production of high titania slag from ilmenite |
US20010052272A1 (en) * | 1992-08-11 | 2001-12-20 | Schoukens Albert F.S. | Production of high titania slag from ilmenite |
US5601631A (en) * | 1995-08-25 | 1997-02-11 | Maumee Research & Engineering Inc. | Process for treating metal oxide fines |
SK125398A3 (en) * | 1996-03-15 | 1999-05-07 | Kobe Steel Ltd | Method and apparatus for making metallic iron |
JP3480266B2 (ja) * | 1997-09-30 | 2003-12-15 | Jfeスチール株式会社 | 移動型炉床炉の操業方法 |
JP3396434B2 (ja) | 1998-09-25 | 2003-04-14 | 三菱重工業株式会社 | 還元鉄ペレット製造設備 |
JP3796680B2 (ja) | 1998-04-01 | 2006-07-12 | テイカ株式会社 | 電磁波吸収材料 |
JPH11349957A (ja) * | 1998-06-08 | 1999-12-21 | Nippon Steel Corp | コークス強度の推定方法 |
JP2000008047A (ja) * | 1998-06-23 | 2000-01-11 | Nippon Steel Corp | 高炉用コークス製造方法 |
JP3004265B1 (ja) * | 1998-11-24 | 2000-01-31 | 株式会社神戸製鋼所 | 炭材内装ペレット及び還元鉄製造方法 |
US6306195B1 (en) * | 2000-03-24 | 2001-10-23 | Council Of Scientific And Industiral Research | Process for the preparation of high grade synthetic rutile and pig iron |
CN1342726A (zh) * | 2000-09-12 | 2002-04-03 | 攀钢集团煤化工公司 | 一种改质煤沥青筑路油的制造方法 |
JP3553873B2 (ja) * | 2000-12-07 | 2004-08-11 | 株式会社神戸製鋼所 | 還元金属製造用回転式炉床炉及び還元金属の製造方法 |
JP4669189B2 (ja) | 2001-06-18 | 2011-04-13 | 株式会社神戸製鋼所 | 粒状金属鉄の製法 |
JP2003055667A (ja) * | 2001-08-17 | 2003-02-26 | Sumitomo Metal Ind Ltd | 高炉用コークスの製造方法 |
JP4153281B2 (ja) * | 2002-10-08 | 2008-09-24 | 株式会社神戸製鋼所 | 酸化チタン含有スラグの製造方法 |
-
2003
- 2003-04-09 JP JP2003105454A patent/JP4295544B2/ja not_active Expired - Lifetime
-
2004
- 2004-03-05 AT AT04717860T patent/ATE510030T1/de not_active IP Right Cessation
- 2004-03-05 CN CN2004800095025A patent/CN1771340B/zh not_active Expired - Fee Related
- 2004-03-05 CA CA2520070A patent/CA2520070C/en not_active Expired - Fee Related
- 2004-03-05 RU RU2005134656/02A patent/RU2302450C2/ru not_active IP Right Cessation
- 2004-03-05 CN CN2010102790158A patent/CN101935727B/zh not_active Expired - Fee Related
- 2004-03-05 CN CN2010102790463A patent/CN101935728B/zh not_active Expired - Fee Related
- 2004-03-05 US US10/552,465 patent/US7799100B2/en not_active Expired - Fee Related
- 2004-03-05 EP EP10007593.6A patent/EP2243845B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2004-03-05 AU AU2004227214A patent/AU2004227214B2/en not_active Ceased
- 2004-03-05 EP EP04717860A patent/EP1616968B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2004-03-05 WO PCT/JP2004/002922 patent/WO2004090175A1/ja active Application Filing
- 2004-03-05 EP EP10007592.8A patent/EP2246447B1/en not_active Expired - Lifetime
- 2004-03-05 KR KR1020057019166A patent/KR100730820B1/ko active IP Right Grant
-
2010
- 2010-07-29 US US12/846,425 patent/US8790420B2/en not_active Expired - Fee Related
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US10392678B2 (en) | 2014-12-09 | 2019-08-27 | Elkem Asa | Energy efficient integrated process for production of metals or alloys |
RU2699339C2 (ru) * | 2014-12-09 | 2019-09-04 | Элкем Асa | Интегрированный энергосберегающий процесс производства металлов или сплавов |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
EP2243845A1 (en) | 2010-10-27 |
EP1616968B1 (en) | 2011-05-18 |
US20060278041A1 (en) | 2006-12-14 |
AU2004227214A1 (en) | 2004-10-21 |
CN101935727A (zh) | 2011-01-05 |
WO2004090175A1 (ja) | 2004-10-21 |
AU2004227214B2 (en) | 2009-03-05 |
CN1771340A (zh) | 2006-05-10 |
CN1771340B (zh) | 2010-12-22 |
US8790420B2 (en) | 2014-07-29 |
EP2243845B1 (en) | 2014-02-26 |
JP2004307714A (ja) | 2004-11-04 |
CN101935728A (zh) | 2011-01-05 |
CN101935728B (zh) | 2012-05-09 |
CN101935727B (zh) | 2012-05-09 |
CA2520070A1 (en) | 2004-10-21 |
EP1616968A4 (en) | 2008-03-05 |
KR20050120792A (ko) | 2005-12-23 |
US20100300247A1 (en) | 2010-12-02 |
JP4295544B2 (ja) | 2009-07-15 |
EP2246447B1 (en) | 2014-02-26 |
US7799100B2 (en) | 2010-09-21 |
KR100730820B1 (ko) | 2007-06-20 |
CA2520070C (en) | 2010-12-14 |
ATE510030T1 (de) | 2011-06-15 |
EP2246447A1 (en) | 2010-11-03 |
RU2005134656A (ru) | 2006-03-10 |
EP1616968A1 (en) | 2006-01-18 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2302450C2 (ru) | Способ производства обогащенного угля для применения в металлургии и способ производства восстановленного металла и шлака, содержащего окисленный цветной металл, с использованием этого угля | |
RU2507275C2 (ru) | Способ получения агломератов из мелкозернистого носителя железа | |
US5972066A (en) | Mixed bed iron reduction process | |
JP2004156140A (ja) | フェロニッケルおよびフェロニッケル精錬原料の製造方法 | |
JPS59133308A (ja) | 少くとも部分的に還元した鉄鉱石の製錬方法 | |
JP2009507134A (ja) | 鉱石還元方法、ならびに酸化チタンおよび鉄金属化生成物 | |
UA53721C2 (ru) | Способ использовании мелкого угля в плавильно-газификационном аппарате | |
JP6236163B2 (ja) | マンガン含有合金鉄の生産方法 | |
JP4307849B2 (ja) | クロム含有原料の還元方法 | |
RU2278167C2 (ru) | Способ производства металлического железа | |
RU2650024C2 (ru) | Способы и системы для восстановления хромсодержащего сырья | |
US3642465A (en) | Process for the production of highly prereduced oxide pellets | |
JP2011032370A (ja) | 鉄鉱石含有コークス、及び該鉄鉱石含有コークスの製造方法 | |
TW202403059A (zh) | 由鐵礦粉及生物質獲得高鐵含量產物之方法及其產物 | |
Lesher | Agglomerating Fine Sized Ores with Low Temperature Coke | |
JPH10265788A (ja) | 製鉄ダストを含有する石炭ブリケットの製造方法 | |
EP1017858A1 (en) | Mixed bed iron reduction process |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20160306 |