RU2784924C1 - Process for producing iron by direct reduction - Google Patents
Process for producing iron by direct reduction Download PDFInfo
- Publication number
- RU2784924C1 RU2784924C1 RU2022120463A RU2022120463A RU2784924C1 RU 2784924 C1 RU2784924 C1 RU 2784924C1 RU 2022120463 A RU2022120463 A RU 2022120463A RU 2022120463 A RU2022120463 A RU 2022120463A RU 2784924 C1 RU2784924 C1 RU 2784924C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- iron
- furnace
- gasification unit
- carbonizate
- mixture
- Prior art date
Links
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 88
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 44
- 238000000034 method Methods 0.000 title abstract description 8
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 34
- 238000002309 gasification Methods 0.000 claims abstract description 23
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 22
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 19
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims abstract description 19
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims abstract description 19
- 239000003638 reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 17
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims abstract description 14
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims abstract description 10
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 7
- 229910000460 iron oxide Inorganic materials 0.000 abstract description 11
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 abstract description 11
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 abstract description 10
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 6
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000004904 shortening Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 14
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 8
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 7
- 230000001939 inductive effect Effects 0.000 description 6
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 5
- 239000003077 lignite Substances 0.000 description 4
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 3
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000010599 Verbascum thapsus Nutrition 0.000 description 2
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 2
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 2
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 1
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 1
- 238000004939 coking Methods 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005485 electric heating Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000004880 explosion Methods 0.000 description 1
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N oxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии, в частности к способам получения железа прямым восстановлением, и может быть использовано при производстве чугуна.The invention relates to metallurgy, in particular to methods for producing iron by direct reduction, and can be used in the production of cast iron.
Известен способ прямого восстановления окислов железа водородом, который заключается в нагреве измельченной до определенного класса крупности руды в среде водорода. (Патент RU 2640371, опубл. 2017)A known method of direct reduction of iron oxides with hydrogen, which consists in heating crushed to a certain size class of ore in a hydrogen environment. (Patent RU 2640371, published in 2017)
Недостатком известного способа является сложность в получении и использовании водорода, связанные с его высокой пожаровзрывоопасностью. The disadvantage of this method is the difficulty in obtaining and using hydrogen, associated with its high fire and explosion hazard.
Также известен способ получения восстановленного железа путем изготовления агломерата агломерированием смеси, включающей содержащий оксид железа материал и углеродный восстановитель, с последующим нагреванием агломерата для восстановления оксида железа до восстановленного железа. При этом Cсв×Xменее105/OFeO≤51, где OFeO представляет массовую долю кислорода в процентах, содержащегося в оксиде железа в агломерате, Cсв представляет массовую долю в процентах всего содержащегося в агломерате связанного углерода и Xменее105 представляет массовую долю в процентах частиц, имеющих диаметр частиц 105 мкм или менее, относительно общей массы частиц, составляющих углеродный восстановитель. (Патент RU 2676378, опубл. 2018)Also known is a method for producing reduced iron by making an agglomerate by agglomerating a mixture including an iron oxide-containing material and a carbon reducing agent, followed by heating the agglomerate to reduce iron oxide to reduced iron. Wherein, C St ×X is less than 105 /OFeO ≤ 51, where O FeO represents the mass fraction of oxygen in percent contained in the iron oxide in the agglomerate, C St represents the mass fraction in percent of the total bound carbon contained in the agglomerate and X less than 105 represents the mass fraction in percent particles having a particle diameter of 105 μm or less, relative to the total mass of particles constituting the carbon reducing agent. (Patent RU 2676378, publ. 2018)
Недостатком этого способа является обязательная стадия агломерирования смеси, содержащей оксид железа материал и углеродный восстановитель.The disadvantage of this method is the obligatory step of agglomeration of the mixture containing the iron oxide material and the carbon reducing agent.
Наиболее близким по технической сущности к заявляемому изобретению является способ получения железа прямым восстановлением, заключающийся в смешении содержащего оксид железа материала с размером частиц менее 2 мм с углеродсодержащим материалом с размером частиц менее 6 мм во вращающейся печи при температуре от 900 до 1200 °С в течение времени, достаточного для восстановления оксида железа до железа. (Патент RU 2465336, опубл. 2012).The closest in technical essence to the claimed invention is a method for producing iron by direct reduction, which consists in mixing an iron oxide-containing material with a particle size of less than 2 mm with a carbon-containing material with a particle size of less than 6 mm in a rotary kiln at a temperature of 900 to 1200 ° C for enough time to reduce iron oxide to iron. (Patent RU 2465336, publ. 2012).
Недостатком известного способа являются высокие затраты на внешний обогрев вращающейся печи.The disadvantage of this method is the high cost of external heating of the rotary kiln.
Технической задачей настоящего изобретения является создание эффективной, экономичной технологии восстановления железа в железорудном концентрате с помощью углеродистого восстановителя. The technical objective of the present invention is to create an efficient, economical technology for the reduction of iron in iron ore concentrate using a carbonaceous reducing agent.
Указанная техническая задача решается путём включения в состав производственного комплекса блока частичной газификации энергетического угля, получаемый в котором высокореакционный карбонизат используется для восстановления оксидов железа, а горючий газ применяется для нагрева шихты до необходимой температуры восстановления.The specified technical problem is solved by including in the production complex a block for partial gasification of thermal coal, obtained in which highly reactive carbonizate is used to reduce iron oxides, and combustible gas is used to heat the charge to the required reduction temperature.
Технический результат при использовании изобретения заключается в сокращении времени восстановления оксидов железа в железорудном концентрате, получении железосодержащего материала с высокой степенью металлизации, интенсификации процесса нагрева и химического реагирования смеси железорудного сырья с углеродистым восстановителем на начальном участке вращающейся барабанной печи за счет высокой температуры газового топлива и карбонизата, прямого нагрева смеси факелом внутри барабанной печи, а также повышенной реакционной способности свежеприготовленного карбонизата.The technical result when using the invention is to reduce the time of reduction of iron oxides in iron ore concentrate, obtaining iron-containing material with a high degree of metallization, intensifying the heating process and chemical reaction of the mixture of iron ore raw materials with a carbonaceous reducing agent in the initial section of a rotary drum furnace due to the high temperature of gas fuel and carbonizate , direct heating of the mixture with a torch inside a drum furnace, as well as increased reactivity of freshly prepared carbonizate.
Технический результат достигается описываемым способом получения железа прямым восстановлением, заключающимся в подаче мелкозернистого железорудного сырья с углеродистым восстановителем, в качестве которого используют высокореакционный карбонизат, полученный в блоке частичной газификации угля, во вращающуюся барабанную печь, нагреве смеси во вращающейся барабанной печи до температуры 900-1200 °С путем сжигания внутри печи горючего газа, полученного в блоке частичной газификации угля, с последующим охлаждением полученного в барабанной печи материала без доступа воздуха и магнитной сепарацией охлажденного материала. The technical result is achieved by the described method for producing iron by direct reduction, which consists in supplying fine-grained iron ore raw materials with a carbonaceous reducing agent, which is used as a highly reactive carbonizate obtained in a partial coal gasification unit, into a rotary drum furnace, heating the mixture in a rotary drum furnace to a temperature of 900-1200 °C by burning inside the furnace the combustible gas obtained in the partial coal gasification unit, followed by cooling the material obtained in the drum furnace without air access and magnetic separation of the cooled material.
Предпочтительно, карбонизат и горючий газ подают во вращающуюся печь без предварительного охлаждения непосредственно из блока частичной газификации. Preferably, the carbonizate and combustible gas are fed into the rotary kiln without pre-cooling directly from the partial gasification unit.
Способ осуществляют следующим образом. The method is carried out as follows.
Мелкозернистое железосодержащее сырьё подают вместе с карбонизатом, полученным в блоке частичной газификации угля, во вращающуюся барабанную печь, и нагревают до температуры от 900–1200 °С путем сжигания внутри печи горючих газов, полученных в блоке частичной газификации угля. Карбонизат и горючий газ могут подаваться в барабанную печь в горячем состоянии непосредственно из блока частичной газификации угля. Время контактирования железосодержащего сырья с карбонизатом может определяться дозированием количества указанных материалов во вращающуюся барабанную печь, регулировкой скорости её вращения и угла наклона печи. Скорость подачи железосодержащего материала и карбонизата, рабочую температуру вращающейся барабанной печи выбирают таким образом, чтобы расход газов через печь, вызванный выделением газов, образующихся в результате восстановления, был достаточно низким, чтобы предотвратить унос материала. На выходе из печи материал, содержащий металлическое железо и минеральную часть карбонизата, выгружается в охладительный бункер, где охлаждается без доступа атмосферного воздуха для предотвращения окисления восстановленного железа. Далее этот порошок подвергают магнитной сепарации на барабанном сепараторе для отделения немагнитной части. Магнитная фракция может быть использована для получения чугуна путём переплавки.Fine-grained iron-containing raw materials are fed together with carbonizate obtained in the partial coal gasification unit into a rotary drum furnace and heated to a temperature of 900–1200 °C by burning combustible gases inside the furnace obtained in the partial coal gasification unit. Carbonizate and combustible gas can be fed into the drum furnace in a hot state directly from the partial coal gasification unit. The time of contact of iron-containing raw materials with carbonizate can be determined by dosing the amount of these materials into a rotary drum furnace, adjusting the speed of its rotation and the angle of inclination of the furnace. The feed rate of iron-containing material and carbonizate, the operating temperature of the rotary drum kiln is chosen so that the flow of gases through the kiln, caused by the release of gases resulting from reduction, is low enough to prevent entrainment of material. At the exit from the furnace, the material containing metallic iron and the mineral part of the carbonizate is unloaded into a cooling bin, where it is cooled without access to atmospheric air to prevent oxidation of the reduced iron. Next, this powder is subjected to magnetic separation on a drum separator to separate the non-magnetic part. The magnetic fraction can be used to produce cast iron by remelting.
Изобретение иллюстрируется следующими примерами:The invention is illustrated by the following examples:
Пример 1. Железорудный концентрат с содержанием общего железа не менее 59 % и класса крупности 0-1 мм вместе с буроугольным карбонизатом класса крупности 0-3 мм с реакционной способностью CRI=89 %, полученным в процессе частичной газификации бурого угля в установке с обращенным дутьем, подают во вращающуюся барабанную печь и производят нагрев сжиганием горючего газа из блока частичной газификации внутри барабанной печи, нагревая таким образом смесь до температуры 1200 °С. Доля углеродистого восстановителя в смеси при этом составляет 12,5 %. Время пребывания материалов в печи определяется углом наклона вращающейся барабанной печи и составляет 120 минут. На выходе из печи материал высыпается в охладительный бункер, где охлаждается до температуры ниже 200 °С без доступа атмосферного воздуха. После охлаждения материал подвергают магнитной сепарации на барабанном сепараторе с индукцией 0,7 Тл для отделения немагнитной части. В результате получают железный порошок со степенью металлизации 98 %. Example 1. Iron ore concentrate with a total iron content of at least 59% and a size of 0-1 mm together with lignite carbonizate of a size of 0-3 mm with a reactivity of CRI = 89% obtained in the process of partial gasification of brown coal in a reverse blast installation , is fed into a rotary drum furnace and heated by burning combustible gas from a partial gasification unit inside the drum furnace, thus heating the mixture to a temperature of 1200 °C. The share of the carbonaceous reducing agent in the mixture is 12.5%. The residence time of materials in the furnace is determined by the angle of inclination of the rotary drum furnace and is 120 minutes. At the exit from the furnace, the material is poured into a cooling hopper, where it is cooled to a temperature below 200 °C without access to atmospheric air. After cooling, the material is subjected to magnetic separation on a drum separator with an induction of 0.7 T to separate the non-magnetic part. As a result, iron powder with a degree of metallization of 98% is obtained.
Пример 2. Железорудный концентрат с содержанием общего железа не менее 59 % и класса крупности 0-0,5 мм вместе с карбонизатом класса крупности 0-3 мм с реакционной способностью CRI=89 %, полученным в блоке частичной газификации угля, подают во вращающуюся барабанную печь и производят нагрев сжиганием горючего газа из блока частичной газификации внутри барабанной печи, нагревая таким образом смесь до температуры 900 °С. Доля углеродистого восстановителя в смеси при этом составляет 17,5 %. Время пребывания материалов в печи определяется углом наклона вращающейся барабанной печи и составляет 180 минут. На выходе из печи материал высыпается в охладительный бункер, где охлаждается до температуры ниже 200 °С без доступа атмосферного воздуха. После охлаждения материал подвергают магнитной сепарации на барабанном сепараторе с индукцией 0,9 Тл для отделения немагнитной части. В результате получают железный порошок со степенью металлизации 78 %. Example 2. Iron ore concentrate with a total iron content of at least 59% and a size class of 0-0.5 mm, together with a carbonizate of a size of 0-3 mm with a reactivity of CRI = 89%, obtained in a partial coal gasification unit, is fed into a rotating drum furnace and produce heating by burning combustible gas from the partial gasification unit inside the drum furnace, thus heating the mixture to a temperature of 900 °C. The share of the carbonaceous reducing agent in the mixture is 17.5%. The residence time of materials in the furnace is determined by the angle of inclination of the rotary drum furnace and is 180 minutes. At the exit from the furnace, the material is poured into a cooling hopper, where it is cooled to a temperature below 200 °C without access to atmospheric air. After cooling, the material is subjected to magnetic separation on a drum separator with an induction of 0.9 T to separate the non-magnetic part. As a result, iron powder with a degree of metallization of 78% is obtained.
Пример 3. Железорудный концентрат с содержанием общего железа не менее 60 % и класса крупности 0-0,5 мм вместе с карбонизатом класса крупности 0-5 мм с реакционной способностью CRI=89 %, полученным в блоке частичной газификации угля, подают во вращающуюся барабанную печь и производят нагрев сжиганием горючего газа из блока частичной газификации внутри барабанной печи, нагревая таким образом смесь до температуры 1100 °С. Доля углеродистого восстановителя в смеси при этом составляет 15 %. Время пребывания материалов в печи определяется углом наклона вращающейся барабанной печи и составляет 160 минут. На выходе из печи материал высыпается в охладительный бункер, где охлаждается без доступа атмосферного воздуха. После охлаждения материал подвергают магнитной сепарации на барабанном сепараторе с индукцией 0,8 Тл для отделения немагнитной части. В результате получают железный порошок со степенью металлизации 90 %. Example 3. Iron ore concentrate with a total iron content of at least 60% and a size class of 0-0.5 mm, together with a carbonizate of a size of 0-5 mm with a reactivity of CRI = 89%, obtained in a partial coal gasification unit, is fed into a rotating drum furnace and produce heating by burning combustible gas from the partial gasification unit inside the drum furnace, thus heating the mixture to a temperature of 1100 °C. The share of the carbonaceous reducing agent in the mixture is 15%. The residence time of materials in the furnace is determined by the angle of inclination of the rotary drum furnace and is 160 minutes. At the exit from the furnace, the material is poured into the cooling hopper, where it is cooled without access to atmospheric air. After cooling, the material is subjected to magnetic separation on a drum separator with an induction of 0.8 T to separate the non-magnetic part. As a result, iron powder with a degree of metallization of 90% is obtained.
Пример 4. Железорудный концентрат с содержанием общего железа не менее 60 % и класса крупности 0-0,3 мм вместе с карбонизатом класса крупности 0-10 мм с реакционной способностью CRI=89% и температурой 700 °С, полученным в блоке частичной газификации угля, подают во вращающуюся барабанную печь и производят нагрев сжиганием горючего газа из блока частичной газификации внутри барабанной печи, нагревая таким образом смесь до температуры 1000 °С. Доля углеродистого восстановителя в смеси при этом составляет 20 %. Время пребывания материалов в печи составляет 140 минут. На выходе из печи материал высыпается в охладительный бункер, где охлаждается без доступа атмосферного воздуха. После охлаждения материал подвергают магнитной сепарации на барабанном сепараторе с индукцией 0,8 Тл для отделения немагнитной части. В результате получают железный порошок со степенью металлизации 85 %. Example 4. Iron ore concentrate with a total iron content of at least 60% and a size class of 0-0.3 mm together with a carbonizate of a size class of 0-10 mm with a reactivity of CRI = 89% and a temperature of 700 ° C obtained in a partial coal gasification unit , is fed into a rotary drum furnace and heated by burning combustible gas from a partial gasification unit inside the drum furnace, thus heating the mixture to a temperature of 1000 °C. The share of the carbonaceous reducing agent in the mixture is 20%. The residence time of the materials in the oven is 140 minutes. At the exit from the furnace, the material is poured into the cooling hopper, where it is cooled without access to atmospheric air. After cooling, the material is subjected to magnetic separation on a drum separator with an induction of 0.8 T to separate the non-magnetic part. As a result, iron powder with a degree of metallization of 85% is obtained.
Пример 5. Сравнительный.Example 5. Comparative.
Железорудный концентрат с содержанием общего железа не менее 59 % и класса крупности 0-1 мм вместе с коксом класса крупности 0-3 мм с реакционной способностью CRI=24%, полученным в процессе классического коксования каменного угля, подают во вращающуюся барабанную печь и производят нагрев сжиганием горючего газа из блока частичной слоевой газификации внутри барабанной печи, нагревая таким образом смесь до температуры 1200 °С. Доля углеродистого восстановителя в смеси при этом составляет 12,5 %. Время пребывания материалов в печи составляет 360 минут. На выходе из печи материал высыпается в охладительный бункер, где охлаждается до температуры ниже 200 °С без доступа атмосферного воздуха. После охлаждения материал подвергают магнитной сепарации на барабанном сепараторе с индукцией 0,7 Тл для отделения немагнитной части. В результате получают железный порошок со степенью металлизации 94 %. Iron ore concentrate with a total iron content of at least 59% and a size class of 0-1 mm, together with coke of a size class of 0-3 mm with a reactivity CRI = 24%, obtained in the process of classical coal coking, is fed into a rotary drum furnace and heated combustion of combustible gas from the partial layer gasification unit inside the drum furnace, thus heating the mixture to a temperature of 1200 °C. The share of the carbonaceous reducing agent in the mixture is 12.5%. The residence time of the materials in the oven is 360 minutes. At the exit from the furnace, the material is poured into a cooling hopper, where it is cooled to a temperature below 200 °C without access to atmospheric air. After cooling, the material is subjected to magnetic separation on a drum separator with an induction of 0.7 T to separate the non-magnetic part. As a result, iron powder with a degree of metallization of 94% is obtained.
Пример 6. Сравнительный.Example 6. Comparative.
Железорудный концентрат с содержанием общего железа не менее 59 % и класса крупности 0-1 мм вместе с буроугольным карбонизатом класса крупности 0-3 мм с реакционной способностью CRI=89%, полученным в процессе частичной газификации бурого угля в установке с обращенным дутьем, подают во вращающуюся барабанную печь и производят косвенный нагрев шихты через металлическую стенку путем электронагрева до температуры 1200 °С. Доля углеродистого восстановителя в смеси при этом составляет 12,5 %. Время пребывания материалов в печи определяется углом наклона вращающейся барабанной печи и составляет 260 минут. На выходе из печи материал высыпается в охладительный бункер, где охлаждается до температуры ниже 200 °С без доступа атмосферного воздуха. После охлаждения материал подвергают магнитной сепарации на барабанном сепараторе с индукцией 0,7 Тл для отделения немагнитной части. В результате получают железный порошок со степенью металлизации 96 %.Iron ore concentrate with a total iron content of at least 59% and a size class of 0-1 mm, together with lignite carbonizate of a size of 0-3 mm with a reactivity CRI = 89%, obtained in the process of partial gasification of brown coal in a reverse blast installation, is fed into rotating drum furnace and produce indirect heating of the charge through the metal wall by electric heating to a temperature of 1200 °C. The share of the carbonaceous reducing agent in the mixture is 12.5%. The residence time of materials in the furnace is determined by the tilt angle of the rotary drum furnace and is 260 minutes. At the exit from the furnace, the material is poured into a cooling hopper, where it is cooled to a temperature below 200 °C without access to atmospheric air. After cooling, the material is subjected to magnetic separation on a drum separator with an induction of 0.7 T to separate the non-magnetic part. As a result, iron powder with a degree of metallization of 96% is obtained.
Таблица 1 Сравнительная таблицаTable 1 Comparison table
(сравн.)#5
(compar.)
(сравн.)#6
(compar.)
Таким образом, способ по изобретению позволяет сократить время процесса восстановления оксидов железа, интенсифицировать процесс нагрева смеси железорудного сырья с углеродистым восстановителем на начальном участке вращающейся барабанной печи за счет высокой температуры газового топлива и карбонизата, прямого нагрева смеси факелом внутри барабанной печи, а также за счет повышенной реакционной способности свежеприготовленного карбонизата, при этом получают железосодержащий материал с высокой степенью металлизации.Thus, the method according to the invention makes it possible to reduce the time of the process of reduction of iron oxides, to intensify the process of heating a mixture of iron ore raw materials with a carbonaceous reducing agent in the initial section of a rotary drum furnace due to the high temperature of gas fuel and carbonizate, direct heating of the mixture with a torch inside the drum furnace, and also due to increased reactivity of the freshly prepared carbonizate, thus obtaining an iron-containing material with a high degree of metallization.
Claims (2)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2784924C1 true RU2784924C1 (en) | 2022-12-01 |
Family
ID=
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU396363A1 (en) * | 1971-05-26 | 1973-08-29 | Московский институт стали , сплавов | METHOD OF GRAINING OF IRON ORE MATERIALS |
| SU1012797A3 (en) * | 1979-03-01 | 1983-04-15 | Олле Линдстрём (Швеци ) | Method for reducing ferrugenous material |
| AU686049B2 (en) * | 1995-04-06 | 1998-01-29 | Air Products And Chemicals Inc. | High temperature oxygen production for ironmaking processes |
| RU2465336C2 (en) * | 2006-08-01 | 2012-10-27 | Айрон Минерал Бенефикейшн Сервисез (Проприетари) Лимитед | Iron commercial manufacturing method |
| WO2013087171A1 (en) * | 2011-12-16 | 2013-06-20 | Ecoloop Gmbh | Process for the carbothermic or electrothermic production of crude iron or base products |
| RU2676378C1 (en) * | 2015-05-28 | 2018-12-28 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Се (Кобе Стил, Лтд.) | Method of obtaining reduced iron |
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU396363A1 (en) * | 1971-05-26 | 1973-08-29 | Московский институт стали , сплавов | METHOD OF GRAINING OF IRON ORE MATERIALS |
| SU1012797A3 (en) * | 1979-03-01 | 1983-04-15 | Олле Линдстрём (Швеци ) | Method for reducing ferrugenous material |
| AU686049B2 (en) * | 1995-04-06 | 1998-01-29 | Air Products And Chemicals Inc. | High temperature oxygen production for ironmaking processes |
| RU2465336C2 (en) * | 2006-08-01 | 2012-10-27 | Айрон Минерал Бенефикейшн Сервисез (Проприетари) Лимитед | Iron commercial manufacturing method |
| WO2013087171A1 (en) * | 2011-12-16 | 2013-06-20 | Ecoloop Gmbh | Process for the carbothermic or electrothermic production of crude iron or base products |
| RU2676378C1 (en) * | 2015-05-28 | 2018-12-28 | Кабусики Кайся Кобе Сейко Се (Кобе Стил, Лтд.) | Method of obtaining reduced iron |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4874427A (en) | Methods for melting and refining a powdery ore containing metal oxides | |
| RU2279483C2 (en) | Metallic iron obtaining method | |
| CA1169662A (en) | Method for recovering useful metals from dust discharged from metal refining metallurgical furnace | |
| JPH0360883B2 (en) | ||
| US3831913A (en) | Apparatus for direct iron reduction | |
| JPH11172312A (en) | Operation of movable hearth type furnace and movable hearth type furnace | |
| CZ200975A3 (en) | Refining technology of metalline zinc-containing waste in revolving furnace | |
| WO2013011521A1 (en) | A method for direct reduction of oxidized chromite ore fines composite agglomerates in a tunnel kiln using carbonaceous reductant for production of reduced chromite product/ agglomerates applicable in ferrochrome or charge chrome production. | |
| JP4499306B2 (en) | Method for dezincing zinc-containing iron oxide using a rotary kiln | |
| RU2784924C1 (en) | Process for producing iron by direct reduction | |
| US1819239A (en) | Electric smelting apparatus and process | |
| KR20010032944A (en) | Method for producing directly reduced iron in a layered furnace | |
| AU2007285415B2 (en) | A method for the commercial production of iron | |
| US4266967A (en) | Process for producing metallized pellets from raw pellets by controlling distribution of temperature in a rotary kiln | |
| US2349688A (en) | Method of producing low carbon iron or steel | |
| US3305345A (en) | Magnetizing-roasting of iron ore | |
| US3331679A (en) | Method for reducing iron ore | |
| US3471283A (en) | Reduction of iron ore | |
| US1160621A (en) | Process of smelting ores. | |
| JPH0130888B2 (en) | ||
| RU2217505C1 (en) | Method of processing nickel-bearing iron ore raw material | |
| US4082542A (en) | Copper precipitate agglomerization process | |
| JPS63235436A (en) | Manufacture of reduced chromium pellet | |
| JPH07146072A (en) | Cupola type scrap melting furnace | |
| JPH1161217A (en) | Production of reduced iron and device therefor |