WO2016148555A1 - Способ восстановительной плавки стали и устройство для его осуществления - Google Patents

Способ восстановительной плавки стали и устройство для его осуществления Download PDF

Info

Publication number
WO2016148555A1
WO2016148555A1 PCT/KZ2016/000004 KZ2016000004W WO2016148555A1 WO 2016148555 A1 WO2016148555 A1 WO 2016148555A1 KZ 2016000004 W KZ2016000004 W KZ 2016000004W WO 2016148555 A1 WO2016148555 A1 WO 2016148555A1
Authority
WO
WIPO (PCT)
Prior art keywords
gas
temperature
furnace
carbon
steel
Prior art date
Application number
PCT/KZ2016/000004
Other languages
English (en)
French (fr)
Inventor
Сулейман Мустафьевич ТЛЕУГАБУЛОВ
Original Assignee
Сулейман Мустафьевич ТЛЕУГАБУЛОВ
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Сулейман Мустафьевич ТЛЕУГАБУЛОВ filed Critical Сулейман Мустафьевич ТЛЕУГАБУЛОВ
Priority to EP16765311.2A priority Critical patent/EP3269830A4/en
Publication of WO2016148555A1 publication Critical patent/WO2016148555A1/ru

Links

Classifications

    • FMECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27BFURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B1/00Shaft or like vertical or substantially vertical furnaces
    • F27B1/02Shaft or like vertical or substantially vertical furnaces with two or more shafts or chambers, e.g. multi-storey
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/004Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in a continuous way by reduction from ores
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0073Selection or treatment of the reducing gases
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/008Use of special additives or fluxing agents
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/02Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in shaft furnaces
    • C21B13/023Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in shaft furnaces wherein iron or steel is obtained in a molten state
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/02Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in shaft furnaces
    • C21B13/029Introducing coolant gas in the shaft furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
    • C21B13/143Injection of partially reduced ore into a molten bath
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • General Engineering & Computer Science (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Изобретение относится к металлургии железа и стали. Задачей изобретения является разработка способа восстановительной плавки стали, включающего загрузку шихты в шахтную печь, вдувание обогащенного кислородом дутья для создания острого факела горения, который отличается и основан на использовании моношихты для восстановительной плавки стали. Технический результат в заявленном способе и устройстве достигается тем, что углеродсодержащие гранулы оксидов железа и легирующих металлов фракции 8-20 мм со стехиометрическим содержанием углеродсодержащих реагентов на восстановление оксидов металлов загружают в печь без кокса и флюса, нагрев слоя осуществляют противотоком горячего газа-теплоносителя, в результате нагрева шихты и прямого восстановления металлов образуются металлизованные гранулы, которые периодически; порциями выпускают из нижней части шахтной печи через шлюзовую камеру в плавильную камеру и расплавляют продувкой высокотемпературным факелом с начальной температурой 2200-2400 °С, отходящий газ смешивают с колошниковым газом из шахтной печи с температурой 200-300 °С, смесь газового потока с температурой 1150-1220 °С, как теплоноситель, вводят в нижнюю часть слоя углеродсодержащих гранул в шахтной печи, цикл повторяется, выплавленный в плавильной камере расплав стали выпускают через летку.

Description

Способ восстановительной плавки стали и устройство для его осуществления.
Болатты редукциялап балкыту эд.с. жэне оны жузеге асыру
кондыргысы.
Изобретение относится к металлургии железа и стали. Существующая
Figure imgf000003_0001
железорудного сырья - агломерата и окатышей с получением чугуна и науглероженных полупродуктов; 2) окислительной плавке чугуна и науглероженных полупродуктов с получением стали. В мировом масштабе пока не существует разработанного и реализованного способа восстановительной плавки стали. Изобретение восстановительной плавки стали представляет собой новое техническое решение и открывает глобальное направление в металлургии железа и стали. Отличительная особенность решения проблемы заключается в эффективном использовании тепло- и массообменных процессов в высоких шахтных печах, на примере доменных, реализации прямого восстановления железа и сопутствующих металлов твердым углеродом и восстановительной плавке шихты с возможностью исключения или ограничения | науглероживания восстановленных металлов. Реализация процессов в таком порядке достигается путем регулирования состава исходных металлсодержащих компонентов шихты, углеродсодержащего восстановительного реагента, подготовки их в определенных массовых соотношениях, в получении из них углеродсодержащих йранул или смесей шихт со стехиометрическим содержанием углерода-восстановителя, металлизацией их и плавкой металлизованных продуктов.
В существующих; технологических процессах исходным сырьем для i I
производства железа и устали являются железорудные материалы с добавками других железосодержащих руд или концентратов. Все эти материалы состоят, прежде всего, ;из оксидов металлов и пустой породы. В связи с этим основу металлургического комплекса составляет восстановление металлов из их оксидных соединений. Организация восстановительных процессов основана на использовании двух восстановительных реагентов, состоящих
I
из: горячих восстановительных газов (ГВГ) и твердого углерода.
Известны способы 1) восстановительно-плавильного процесса, осуществляемый в доменных печах (А.с. N°492546 С 21 В; 5/00. Опуб. 25.1 1.1975. Бюл. Ν°43. Способ доменной, плавки. И.Ф. Курунов, А.И. Истеев, А.Н.Похвисиев, Ю.С.Юсфин, Ю.С.Карабасов), в которых слои железорудного материала (агломерата) и кокса при загрузке должны располагаться чередующимися горизонтальными слоями. 2) твердофазного восстановительного процесса, осуществляемого в шахтных печах (А.с.
I
I !
JY«605835 С 21 В 5/00. Опуб. 07.04.1978. Бюл. JY_>17. Способ доменной плавки. И.Ф. Курунов, А.И.Истеев, А.Н.Похвисиев, Ю.С.Юсфин, Ю.С.Карабасов и др.), в которые загружают окатыши без слоя кокса с получением металлизованных продуктов.
В первом варианте способа, снизу доменной печи в горн подается горячее комбинированное дутье (ГКД), которое взаимодействуя с коксом образует горячий восстановительный газ (ГВГ) с начальной температурой 1900-2100°С. В результате теплопередачи от газа к шихте,| температура газа в пределах высоты столба шихты 2-3 м снижается до уровня 1300°С. Далее, продвигаясь по всей высоте шахты высотой 18-20 м температура газа падает до уровня 200-250°С. В промежутке температуры 450-900°С, ГВГ, наряду с теплопередачей, используются и на восстановление железа. При температуре выше 900°С основным восстановителем железа является твердый углерод кокса. Металлизованный материал, проходя через слой кокса, неизбежно науглероживается, образует расплав чугуна.
Во втором способе кокс полностью исключается из состава шихты. Восстановление железа до степени 0,95-0,98 осуществляется ГВГ, который также вводится снизу шахтной печи при температуре 900-1000°С. Процессы твердофазного восстановления железа газовым потоком происходит в интервале температуры газа на входе 800-1000°С и на выходе температура отходящего газа снижается до 300-400°С. Металлизованный продукт - это в основном металлизованные окатыши, в твердом состоянии выпускают из нижней части печи. Металлизованные окатыши перед выпуском охлаждают сырым природным газом, для чего отводится часть объема в нижней части з печи. В процессе ί охлаждения металлизованные | продукты также науглероживаются.
Представленные аналоги по восстановительным процессам имеют недостатки:
: ί
1 . Расплав чугуна,] выпускаемый из доменной печи по! первому способу и
t \
твердые металлизованные окатыши, выпускаемые из I шахтной печи по второму способу являются науглероженными полупродуктами и далее используются только -для выплавки стали в отдельных сталеплавильных агрегатах.
2. Поскольку основным восстановительным реагентом в обоих способах является горячий восстановительный газ (ГВГ), а углерод играет второстепенную роль, главным условием протекания восстановительного процесса является газопроницаемость слоя шихты, которая предъявляет требования к подготовке шихты: производство окускованного и сортированного по фракциям шихты; создание отдельного комплекса технологии окускования и контроля качества сырья.
3. Процесс от руды до стали разделяется на две главные стадии : 1 ) получение науглероженного расплава металла - чугуна при восстановительно-плавильном способе и металлизованных твердых окатышей при твердофазном восстановительном способе; 2) окислительная плавка науглероженных полупродуктов, что усложняет комплекс процессов в целом и удорожает конечный продукт. Известен способ окислительной плавки науглероженных полупродуктов в кислородных конвертерах (Патент N°2186125 МПК7 С 21 С 5/28, С 21 С 7/06, опубл. 2002.27.02. Способ выплавки низкоуглеродистой ванадийсодержащей тали повышенной прочности и хладостойкости.
С.К.Носов, А.Я.Кузавков, В.И.Ильин, М.И.Аршанский и др.). Получение стали окислительной ^ Iпереплавкой ~ чугуна в кислородн Iых конвертерах и металлизованных окатышей в электросталеплавильных агрегатах осуществляется окислением избытка углерода в первом ; случае свободным кислородом, во втором случае связанным в оксиды кислородом. Технология окислительной плавки стали имеет следующие недостатки:
- при окислительной плавке науглероженных полупродуктов - чугуна и других полупродуктов! наряду с окислением углерода происходит окисление растворенных полезных легирующих металлов - марганца, хрома, ванадия, оксиды которых образуют шлак и выбрасываются в отвалы, что создает экологическую проблему;
- выплавленная сталь насыщается кислородом, ухудшающим качество стали;
- возникает необходимость дополнительной внепечной обработки стали;
- раскисление стали с введением дорогостоящих ферросплавов.
Наиболее близким по сущности и содержанию к предлагаемому способу является способ непрерывной восстановительной плавки металла (инновационный патент N226792 на изобретение Тлеугабулов СМ., Койшина Г.М., Алдангаров Е.М. заявл. 20.03.2012, опубл. 15.04.2013, бюл. J b4). 1. По прототипу восстановительно-плавильный процесс включает углеродсодержащую железорудную шихту (смесь мелкого железорудного материала с коксовой мелочью) и кокс фракции 25-40 мм, их загрузку вертикальными несмешивающими слоями в шахтную печь типа доменной, причем столб шихты занимает центральную, столб кокса периферийную область рабочего пространства шахтной печи. I
2. По окружности горна подают обогащенное кислородом до 30-40% дутье, которое поддерживает неполное горение периферийных слоев кокса. Температура образующегося факела газа в зоне горения достигает 2400-2600 °С, что фактически заменяет эффект электродуговой плавки.
3. Подавляющая часть высокотемпературного газа проходит вверх через
; I .
слои кокса и обогревает центральный столб шихты, состоящей из смеси
I
железорудного материала и стехиометрического количества углеродсодержащего восстановителя, который по мере опускания вниз нагревается, восстанавливается твердым углеродом и проплавляется без избытка кокса. Поэтому выплавляемый металл по содержанию углерода ί
соответствует составу стали. i
; ' i
4. Формирование вертикальных столбов кокса на периферии и шихты в
\ I
центре печи преследует цель исключить возможность пересечения расплавленной шихты ; через слой коксовой насадки и фильтрации жидкой фазы через него, тем самым избежать науглероживания металла.
Вместе с тем в указанном прототипе по способу и устройству агрегата имеются следующие недостатки. 1. Центральный столб шихты состоит из мелкой фракции шихты или гранул, поэтому его газопроницаемость недостаточна и не обеспечивает его достаточный нагрев для прямого восстановления металлов.
2. Высокотемпературный газовый поток, образующийся за счет горения кокса проходит в i основном через периферийный! коксовой слой. Регулирование его потока по сечению печи не обеспечено необходимым фактором.
3. Параллельное присутствие двух вертикальных столбов шихты и кокса в рабочем пространстве шахтной печи приводит к неравномерному распределению газовог пока и обработки шихты.
Уровень начала расплавления шихты и образования жидкой фазы зависит от распределения горячего газового потока по сечению печи и характера теплообмена между слоями кокса и столба шихты. Эти параметры процесса практически труднорегулируем ы.
В связи с этим раннее расплавление шихты может привести к расстеканию жидкой фазы в горизонтальном направлении, проникновению ее в слои кокса и тем самым частичному науглероживанию металла и не исключает образование определенной части чугуна.
Указанные недостатки в аналогах и прототипе восполняются решением следующей задачи.
Задачей изобретения является разработка способа восстановител ьной плавки стали и устройства для его осуществления на основе моношихты, включающей подготовленные углеродсодержащие железорудные гранулы достаточной газопроницаемости, состоящие из железорудных концентратов, железосодержащих отходов, включая оксиды легирующих металлов, а также стехиометрического количества углерода на восстановление железа и легирующих металлов!, загрузку и формирование плотного слоя: столба моношихты по всему; сечению шахтной печи, равномерный противоток шихты и горячего газового потока, по всему сечению печи, нагрев шихты, прямое восстановление металлов углеродом и получение металлизованных продуктов, перегрузку; их в горячем виде из твердофазной зоны агрегата шахтного типа в плавильную камеру, плавку горячего металлизованного слоя осуществляют продувкой высокотемпературным факелом, в результате чего образуется расплав стали без науглероживания металла.
Достигаемый технический результат - реализация восстановительной плавки металла от руды до стали без промежуточных звеньев производства чугуна и других науглероженных полупродуктов. Исключение избытка углерода и стадии науглероживания металла из цикла восстановительно- плавильного процесса! является новым явлением в металлургии железа и стали. .' I
I
Технический результат в заявленном способе и устройстве достигается тем, что углеродсодержащие гранулы оксидов железа и , легирующих металлов фракции 8-20 мм со стехиометрическим содержанием углеродсодержащих реагентов на восстановление оксидов металлов загружают в печь без кокса и флюса, нагрев слоя осуществляют противотоком горячего газа-теплоносителя, в результате нагрева шихты и прямого восстановления металлов образуются металлизованные гранулы, которые периодически; порциями выпускают из нижней части шахтной Печи через шлюзовую камеру в плавильную камеру и расплавляют продувкой высокотемпературным j факелом с начальной температурой 2200-2400 С, отходящий газ смешивают с колошниковым газом из шахтной печи с температурой 200-300 °С, смесь газового потока с температурой 1 150- 1220 °С, как теплоноситель, вводят в нижнюю часть слоя углеродсодержащих гранул в шахтной печи, цикл повторяется, выплавленный в плавильной камере расплав стали выпускают через летку.
Способ восстановительной плавки стали поясняется чертежом, восстановительно-плавильного комплекса, где 1 - приемная воронка; 2 - атмосферный выпускной клапан; 3 - атмосферный газоотвод; 4 - шлюзовая камера; 5 - газовый клапан; 6 - шихтовый затвор; 7 - шахта печи; 8 - колошник; 9 - купол печи; 10 - столб шихты; 1 1 - распар; 12 - заплечики; 13
I
- подводящие патрубки (фурмы); 14 - кольцевой газопровод; 15 - кольцевой
. . .. . i i
газоотвод; 16 - прямой газоотвод; 17 - общезаводской газЬвый коллектор; 18
- оборотный газопровод; 19 - газовый шибер; 20 - выпускной лоток; 21 - плавильная камера; 22 - расплав шихты; 23 - форсунка; 24 - обогащенный кислородом дутье; 25 - топливо; 26 - купол плавильной печи; 27 - шибер горячего газа; 28 - газопровод смеси горячего газа-теплоносителя; 29 - летка для выпуска металла; 30 - летка для выпуска шлака.
Работа восстановительно-плавильного комплекса. В приемную воронку 1 подают ; порциями подготовленные углеродсодержащие железорудные гранулы. Открывают газовыпускной клапан 2 на атмосферном газоотводе 3 шлюзовой камеры 4. Поочередным открытием газового клапана
j I
5 и шихтового затвора .6, шихта из приемной воронки поступает в шлюзовую камеру. При наборе необходимой массы материала в шлюзовой камере, из нее углеродсодержащие гранулы аналогичным образом -поочередным открытием нижних клапанов перегружают в шахтную печь 7. Печь загружают до уровня колошника 8 плотным слоем шихты 10. Купол печи 9 обеспечивает свободное пространство для загрузки | шихты и отвода отработанного колошникового газа. Через столб шихты 10 проходит горячий газовый поток-теплоноситель, который подается по окружности распара 1 1 через подводящие патрубки (фурмы) 13 и кольцевой газопровод 14. В результате противотока столба шихты и горячего газового потока происходит теплообмен между ними и нагрев шихты, прямое восстановлен ие металлов углеродом. Металлизованная шихта опускается вниз и через
j
заплечики 12 поступает в нижнюю шлюзовую камеру и далее периодически через лоток 20 поступает в плавильную камеру 21. Загружаемый слой металлизованной шихты 22 располагается на подине камеры, на который
1
i
сверху из форсунки 23 подается высокотемпературный газовый поток с температурой 2200-2400 °С, который образуется за счет сжигания в форсунке топлива 25 обогащенным кислородом дутьем 24. Металлизованная шихта расплавляется, отраженный от поверхности расплава горячий газ нафевает одновременно купол \ плавильной камеры 26 и покидает пространство плавильной камеры. Отходящий высокотемпературный газовый поток на
- ю выходе смешивают с низкотемпературным колошниковым газом. Поэтому в купол плавильной печи вводят низкотемпературный колошниковый газ по газопроводу колошникЬвого газа 18, через регулирующий газовый клапан 19. На выходе 27 температуру смеси газов регулируют изменением расхода низкотемпературного колошникового газа, поддерживают ее на уровне 1 I 50- 1220°С и по вертикальному газопроводу 28 вводят в нижнюю часть столба шихты по окружности распара 1 1 через фурмы 13 и кольцевой газопровод 14.
В шахтной печи происходит противоток шихты и газа. Газовый поток совершает кругооборот между шахтной печью и плавильной камерой. Выплавленный металл представляет сталь, ее выпускают через нижнюю летку, а расплав шлака через верхнюю шлаковую летку.
1. Углеродсодержащие гранулы, состоящие из оксидов железа и легирующих металлов со стехиометрическим содержанием углерода формируют на базе разнообразных сырьевых ресурсов - железорудного концентрата, мелких и дисперсных промышленных отходов, содержащих оксиды железа и легирующих металлов. Углеродсодержащий реагент вводят в состав сформированной оксидной шихты в строго стехиометрическом количестве на восстановление железа и легирующих металлов. Смесь углеродсодержащей шихты гранулируют, отсеянные и осушенные фракции 8-20 мм загружают в печь, в которой формируется столб моношихты.
Фракция гранул менее 8 мм ограничена ухудшением Газопроницаемости слоя, фракция выше 20 мм ограничена снижением скорости теплообмена и прямого восстановления металлов.
п Фракция в пределах 8-20 мм обеспечивает хорошую газопроницаемость плотного слоя и эффективность теплообмена между слоем шихты и горячим газовым потоком-теплоносителем по всему сечению печи, а также прямого восстановления металлов углеродом.
2. Получение металлизованного продукта из углеродсодержащих гранул предусматривает наиболее полное взаимодействие твердого углерода с оксидами металлов. ! Все реакции прямого восстановления металлов эндотермичны. Расход тепла на нагрев слоя шихты й эндотермические реакции восстановления металлов обеспечивается горячим газовым потоком- теплоносителем, вводимым в печь по окружности распара с температурой нагрева на входе в слой шихты 1 150-1220°С.
Температура ниже 1 150°С ограничена дефицитом тепла на полное завершение теплообмена и восстановительных процессов; температура выше
1220°С ограничена образованием жидкой фазы в слое твердых частиц гранул и шихты, что влечет за}собой нарушение режима противотока шихты и газа. Температура в интервале 1 150-1220°С обеспечивает стабильность протекания теплообменных и восстановительных процессов по всей высоте
: i
шахтной печи.
3. Периодический порционный выпуск горячих металлизованных продуктов через шлюзовую камеру из шахтной печи в плавильную камеру во-первых, создает движение плотных слоев шихты последовательно по всей высоте печи и тем самым не допускает спекание слбев или разрушает спекшийся слой в начальной стадии, во-вторых, шлюзовая камера защищает горячие металлизованные материалы от вторичного окисления, в-третьих, загрузка металлизованйых продуктов без охлаждения в горячем виде создает экономию тепловой энергии в плавильной камере.
4. Расплавление слоя горячих металлизованйых продуктов в плавильном агрегате продувкой высокотемпературным пламенем горения топлива при 2200-2400°С имеет высокую технико-экономическую эффективность. Во- первых, за счет загрузки металлизованного продукта в горячем виде расход
i
тепловой энергии, подаваемый в плавильный агрегат значительно сокращается, во-вторых, замена расхода электроэнергии топливной 4-5- кратно снижает себестоимость передела по статье расхода1 энергии на плавку. Температура ниже 2200°С ограничена снижением скорости плавления, температура выше 2400°С ограничена стойкостью огнеупорной футеровки агрегата и увеличением частоты ремонта. Температура в пределах 2200- 2400°С обеспечивает стабильность, экономичность процесса выплавки стали.
Пример 1. Эндотермические тепловые эффекты газификации кислорода оксида железа при прямом восстановлении железа > от гематита до металлического состояния определяется уравнением
AQ3Hd = 10"2 · e(0,4285(0,l 1 1 · qpeM + 0,222 · маг + 0,667 · qimc )) =
= 10~2 · e(0,4285(0,l 11 · 2525 + 0,222 · 9462 + 0,667 · 8940)) = ;
= 10~2 - e(0,4285(280:+ 2100 + 5963)) = 10-2 - e - 3575 кДж/кг гранула где qreM5 qMan Чвюс -| эндотермические тепловые эффекты газификации кислорода по фазам от гематита (Fe203)- (Fe304), магнетита (Ре304)- (FeO) и вюстита (FeO)- (FeMeT) mpH восстановлении твердым углеродом, кДж/кг 02; 0, 1 1 1 ; 0,222; 0,667 - массовые доли газифицируемого кислорода оксидов железа на соответствующих фазах от общего количества газифицируемого кислорода на единицу Железа.
При содержании ; общего железа в углеродсодерЖащих гранулах в среднем 55,0% эндотермический тепловой эффект составив
AQmd = 1(Г2 - 55 - 3575 = 1966 кДж/кг.
Теплосодержание металлизованных углеродсодержащих гранул при температуре 1 100°С определяется как произведение; теплоемкости и
I
температуры, т.е.
д£?гш« = Сгр · Тгр = 1,09 - 1100 = 1 197 кДж/кг
Суммарный расход тепловой энергии на нагрев шихты и прямое восстановление железа^ составляет
1966 + 1197 = 3163,0 кДж/кг Это количество тепла должно передаваться от горячего газа теплоносителя к слою шихты. Начальная температура горячего газа - теплоносителя на входе в слой равна в среднем 1200°С, а на выходе 250°С. Тогда переданное тепло должно быть 3 163,0 Дж/кг гранул, откуда определяем расход газа - теплоносителя по балансу vr (cr T0 + Cr TB ) = Q: Σ111 » где Сго-, Сгв - теплоемкости газа соответственно при температуре 1200°С (Сго=1 ,72 КДж/м3-град) и при 250°С (Сгв=1 ,42КДж/м3 град). Подставляя значения соответсвующих величин и решая уравнение относительно υΓ, определяем удельный расход горячего газатеплоносителя j
υΓ = ρΣω /(1,72 - 1200 - 1,42 - 250) = 3163 /(2064 + 355) = ^^- = 1,30 М3/кг или 1300 м3/т шихты.
В работающих шахтных печах удельный расход горячих восстановительных газрв на практике составляет в приделах 1400-1600 м3/т шихты.
Полученный резултат по предлагаемому способу обеспечивает реальный и экономичный расход горячего газа - теплоносителя. Пример 2. Насыпная масса углеродсодержащих гранул фракции 8-20 мм
з о
равна 1,6 т/м . тогда на 1 м слоя шихты приходится объем газа υ=1,6· 1300=2086м . имённо фракция гранул в пределах 8-20 мм обеспечивает порозность слоя (доля свободного объема) на уровне εν == 0,38 - 0,40 , просвет
(доля свободного сечения) ε = 0,20 - 0,24 в среднем 0,22. Слой шихты объемом 1 м 3 (или 1 ,6 т ! ) превращается в металлизованный продукт в течении
4,0 часа. Из этого расчёта скорость движения газа через слой шихты составит
υΓΓ 2080 Λ -, ,
ωΓ = - = = 0,66 м/с
1 4,0 · 3600 - ε 14400 - 0,22
Такая скорость движения газа в слое шихты вполне приемлемая, при которой перепад давления газа не превышает 200-300 мм.вод. ст/м при максимально допустимом перепаде давления 500-600 1 мм. вод. ст/м и обеспечивает завершенный теплообмен в слое между газом и шихтой.
Пример 3. Температура горячего газового потока - теплоносителя регулируется изменением расхода колошникового газа к высокотемпературному отраженному от поверхности расплавляемой шихты газа в плавильной камере. Горячий факел газа с температурой 2200-2400°С в среднем 2300°С на выходе из плавильной камеры охлаждается до 1700- 1800°С в среднем до 1750°С.
Колошниковый газ из шахтной печи поступает в плавильную камеру с температурой 200-300°С, в среднем 250°С. Для того, чтобы получить температуру смеси газов, равной Т=1200°С исходим из балансового уравнения
Figure imgf000019_0001
где - объемная I доля низкотемпературного колошникового газа с теплоемкостью,
3 о
= 1.42 кДж/м -град и температурой Ткг=250 С СГП5 Тп - теплоемкость и температура выходящего из плавильной камеры газа, соответственно 1,9 кДж/м -град и 1750 С;
' . ί
ССм5ТСм - теплоемкость и температура смеси газов, соответсвенно Ссм=1 ,72 кДж/м3-град и Тсм=1200°С;
j '
Подставляя значения соответсвующих параметров и решая уравнение относительно νΚΓ, определяем долю колошникового газа в смеси.
1,9 - 1750 - 1,72 · 1200 3325 - 2064 1261 . .,
vpx = = = = 0,43
ЕА 11,9 - 1750 - 1,72 - 250 3325 - 355 2970
j
Как видно, регулирование температуры горячего газового потока - теплоносителя с температурой в пределах 1 150-1220°С на входе в слой шихты достигается в пределах изменения доли колошникового газа в смеси 0,40-0,50 и высокотемпературного газа - продукта сжигания топлива в пределах 0,5-0,6, что обеспечивает непрерывность плавки поступающих из шахтной печи металлизованных продуктов в плавильную камеру.
Пример 4. Продолжительность неподвижного состояния столба шихты в области металлизации гранул вызывает слипание частиц. С течением времени слипание частиц под давлением столба вышележащих слоев приводит к образованию крупных монолитных спеков, j что создает затор перед выпускным отверстием. Поэтому периодический парционный выпуск слоя разрушает образующиеся спеки в начальной стадии и обеспечивает разрыхление слоя перед выпускным отверстием.
Пример 5. Температура продуваемого горячего пламени в плавильной камере 2200-2400°С должна обеспечивать расплавлениё металлизованных гранул и получение расплава стали. Расход тепла на выплавку стали из 1 кг гранул определяется уравнением
A£L = ( т0 - Тмп )+ Aq : емп
СМ Т0, Тмп, Aq, емп - теплоемкость, конечная и начальная температура, скрытая теплота плавления и выход металла из металлизованного продукта,
i I
соответственно Смп=0,84; Т0=1600°С, ТМП=1 100°С; q=250 кДж/кг; емп=0,75 кг/кг.
Подставляя значения соответствующих величин получим. AQm = (0,84(1600 - 1 100) + 250) : 0,75 = 502,0 кДж/кг гранул
Полученный расх'од тепла на плавление обеспечивается следующим расходом высокотемпературного газа продукта горения
, г м3/кг гранул
V о Т яых )
где Св г , Т0 , Твых , ¥в г - теплоемкость, начальная и конечная температуры высокотемпературного; газа соответственно, и расход высокотемпературного пламени газа, соответственно Св г=2,0 кДж/м3-град; ;Т0=2200-2400°С и
Поставляя соответствующие значения величин получим.
а) при температуре Т0=2200°С
Figure imgf000021_0001
б) при температуре Т0=2400°С
502 , 502 з /
= 0,39 м /кг гранул
2,0 - (2400 - 1750) 1300
Как видно, расход высокотемпературного газа - продуктов горения i
топлива на 1 кг металлизованных гранул колеблется в пределах 0,4-0,55 м /кг, что обеспечивает получение расплава металла наиболее экономичным
I ί
путем и соответствует получению смеси горячих газов теплоносителей, вводимых в нижнюю часть шахты с температурой в пределах 1 150-1220°С.
Предложенный способ восстановительной плавки стали представляет собой новое техническое решение, обеспечивает получение высоких технико-экономических показателей производства стали, многократно сокращает капитальные затраты на реализацию процесса за счет исключения из металлургического комплекса таких крупных подразделений, как аглопроизводство, коксохимпроизводство и кислородноконвертерное производство, многократно сокращает выбросы газов в пересчете на единицу выплавляемой стали, что создает экологическую безопасность производства, и весьма удобные условия для автоматизации непрерывно связанного комплекса.

Claims

Формула изобретения
1. Способ восстановительной плавки стали, включающий загрузку шихты в шахтную вофстановительно-плавильную печь, вдувание в фурмы обогащенного кислородом дутья для создания острого факела горения кокса и топливных добавок,! отличающийся тем, что шихта представляет собой моношихту, состоящую из углеродсодержащих гранул оксидов железа и легирующих металлов ;фракции 8-20 мм со стехиометрическим' содержанием углеродсодержащих реагентов на полное восстановление оксидов железа и легирующих металлов, нагрев слоя шихты осуществляют противотоком горячего газа-теплоносителя, металлизованные гранулы периодически порциями выпускают через шлюзовую камеру в плавильную камеру и расплавляют продувкой высокотемпературным факелом с температурой на входе 2200-2400°С, отходящий газ смешивают с низкотемпературным колошниковым газом из шахтной печи, смесь газового потока с температурой 1 150-1220°С, как теплоноситель, вводят в нижнюю часть слоя углеродсодержащих гранул в шахтной печи, выплавленный в плавильной камере расплав стали выпускают через летку.
2. Устройство для восстановительной плавки стали, включающее шахтную восстановительно-плавильную печь, состоящую из загрузочного аппарата, колошника, шахты, распара, заплечиков, отличающееся тем, что к шахтной печи последовательно соединена плавильная камера, загрузочный и выгрузочный аппараты на шахтной печи выполнены в виде шлюзовых камер, загрузочная шлюзовая камера сверху соединена с приемной воронкой, а снизу - с куполом печи, выгрузочная шлюзовая камера сверху соединена с заплечиками, а снизу '- с куполом плавильной камеры,! которая снабжена периферийно расположенными форсунками, газоотводом на куполе и выпускными летками на подине.
PCT/KZ2016/000004 2015-03-13 2016-03-11 Способ восстановительной плавки стали и устройство для его осуществления WO2016148555A1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
EP16765311.2A EP3269830A4 (en) 2015-03-13 2016-03-11 Method for the reduction smelting of steel and apparatus for carrying out said method

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
KZ20150360 2015-03-13
KZ2015/0360.1 2015-03-13

Publications (1)

Publication Number Publication Date
WO2016148555A1 true WO2016148555A1 (ru) 2016-09-22

Family

ID=56919162

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PCT/KZ2016/000004 WO2016148555A1 (ru) 2015-03-13 2016-03-11 Способ восстановительной плавки стали и устройство для его осуществления

Country Status (3)

Country Link
EP (1) EP3269830A4 (ru)
EA (1) EA201600321A1 (ru)
WO (1) WO2016148555A1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112781385A (zh) * 2021-01-08 2021-05-11 王卫京 一种烧结矿冷却仓窑及其热能回收系统

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US11788159B2 (en) * 2020-03-24 2023-10-17 Midrex Technologies, Inc. Integration of DR plant and electric DRI melting furnace for producing high performance iron
CN111748667B (zh) * 2020-07-07 2021-08-20 新疆八一钢铁股份有限公司 一种降低欧冶炉燃料比的炼铁方法

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2005031009A2 (en) * 2003-09-30 2005-04-07 Hylsa, S.A. De C.V. Method and apparatus for producing molten iron
US7938882B2 (en) * 2007-04-02 2011-05-10 Midrex Technologies, Inc. Method and system for the supply of hot direct reduced iron for multiple uses
US20140224068A1 (en) * 2011-09-30 2014-08-14 Siemens Vai Metals Technologies Method and device for producing pig iron

Family Cites Families (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SE395714B (sv) * 1974-02-20 1977-08-22 Skf Ind Trading & Dev Sett och anordning for framstellning av metall ur oxidiskt material
UA79476C2 (en) * 2005-01-17 2007-06-25 Anatolii Tymofiiovych Neklesa Method for direct reduction of ferric oxides with obtaining iron melt and unit for realizing the same

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2005031009A2 (en) * 2003-09-30 2005-04-07 Hylsa, S.A. De C.V. Method and apparatus for producing molten iron
US7938882B2 (en) * 2007-04-02 2011-05-10 Midrex Technologies, Inc. Method and system for the supply of hot direct reduced iron for multiple uses
US20140224068A1 (en) * 2011-09-30 2014-08-14 Siemens Vai Metals Technologies Method and device for producing pig iron

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
See also references of EP3269830A4 *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112781385A (zh) * 2021-01-08 2021-05-11 王卫京 一种烧结矿冷却仓窑及其热能回收系统

Also Published As

Publication number Publication date
EA201600321A1 (ru) 2016-10-31
EP3269830A1 (en) 2018-01-17
EP3269830A4 (en) 2018-08-08

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Yang et al. Ironmaking
CN105838838B (zh) 一种煤制气直接还原一步法制取纯净钢的方法
CA2603121A1 (en) Operation of iron oxide recovery furnace for energy savings, volatile metal removal and slag control
EP2823073B1 (en) Iron reduction process and equipment
WO2010023691A1 (en) Method for separation of zinc and extraction of iron values from iron ores with high concentration of zinc
CN100469897C (zh) 用于制造还原铁的方法和设备
EP2216419B1 (en) The technology of refining metallic wastes containing zinc in a rotary furnace
WO2016148555A1 (ru) Способ восстановительной плавки стали и устройство для его осуществления
US3264096A (en) Method of smelting iron ore
RU2344179C2 (ru) Способ непрерывной переработки содержащих оксиды железа материалов и агрегат для его осуществления
US4076954A (en) Method and an electrically heated device for producing molten metal from powders or lumps of metal oxides
CN102181776A (zh) 一种还原球团法生产高品位镍及不锈钢的工艺方法和装置
US10787717B2 (en) Method of utilizing furnace off-gas for reduction of iron oxide pellets
CN104831070B (zh) 一种熔融还原冶金方法
WO2006135984A1 (en) Production of iron
CN103392013B (zh) 制造铁水和钢的方法和设备
RU2380633C1 (ru) Дуплекс-печь для выплавки марганцевых сплавов из железомарганцевых бедных руд и концентратов и техногенных отходов металлургии
RU2639396C1 (ru) Способ пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды
RU119742U1 (ru) Технологическая линия для переработки ванадийсодержащих титаномагнетитовых руд (варианты)
KR102606028B1 (ko) 금속성 공급원료 물질의 제련 방법
RU2548871C2 (ru) Способ прямого получения металла из содержащих оксиды железа материалов (варианты) и устройство для его осуществления
US1102339A (en) Process for treatment of minerals and extracting metal.
RU2151197C1 (ru) Способ выплавки чугуна и агрегат для его осуществления
Saha Reduction in Charge Requirements of Hismeltiron-Making Process in Indian Context
CN115261612A (zh) 一种焙烧红土镍矿的ros竖窑及其rosef含镍铁水生产法

Legal Events

Date Code Title Description
121 Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application

Ref document number: 16765311

Country of ref document: EP

Kind code of ref document: A1

NENP Non-entry into the national phase

Ref country code: DE

REEP Request for entry into the european phase

Ref document number: 2016765311

Country of ref document: EP