RU2612330C2 - Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method - Google Patents
Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method Download PDFInfo
- Publication number
- RU2612330C2 RU2612330C2 RU2014154385A RU2014154385A RU2612330C2 RU 2612330 C2 RU2612330 C2 RU 2612330C2 RU 2014154385 A RU2014154385 A RU 2014154385A RU 2014154385 A RU2014154385 A RU 2014154385A RU 2612330 C2 RU2612330 C2 RU 2612330C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- oxide
- electrode
- reducing agent
- containing materials
- cavity
- Prior art date
Links
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 44
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 35
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 21
- 239000002184 metal Substances 0.000 title claims abstract description 21
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 11
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 title claims abstract description 11
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 29
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 17
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 claims abstract description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 8
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 8
- 239000008187 granular material Substances 0.000 claims abstract description 6
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 12
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 12
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 4
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 3
- 230000005283 ground state Effects 0.000 claims description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 5
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 abstract description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 11
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 9
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 8
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 8
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 7
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 6
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 description 3
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 3
- 229910000863 Ferronickel Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 2
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 2
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- 238000009847 ladle furnace Methods 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 1
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009833 condensation Methods 0.000 description 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- -1 for example Substances 0.000 description 1
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 1
- 238000002309 gasification Methods 0.000 description 1
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 1
- 125000004435 hydrogen atom Chemical class [H]* 0.000 description 1
- 230000002401 inhibitory effect Effects 0.000 description 1
- 239000012263 liquid product Substances 0.000 description 1
- 230000007774 longterm Effects 0.000 description 1
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 231100000572 poisoning Toxicity 0.000 description 1
- 230000000607 poisoning effect Effects 0.000 description 1
- 238000004886 process control Methods 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 238000003303 reheating Methods 0.000 description 1
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 1
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Chemical compound O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Discharge Heating (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, в частности к методам получения металла путем прямого восстановления оксидов металлов твердым восстановителем.The invention relates to the field of metallurgy, in particular to methods for producing metal by direct reduction of metal oxides with a solid reducing agent.
Известен способ восстановления оксидов металлов путем восстановления газами, например, водородом, монооксидом углерода. Наиболее распространенным способом восстановления является процесс «Мидрекс» (Н.А. Тулин, В.С. Кудрявцев, С.А. Пчелкин и др. Развитие бескоксовой металлургии, М. Металлургия, 1987, стр. 230) [1]. В этом способе применен принцип конвертирования природного газа в восстановительные газы с последующей их очисткой и повторным нагревом перед подачей в шахтную печь, загруженную окомкованными окисленными окатышами. Процесс восстановления идет при температурах от 800°C до 900°C. Полученный продукт в виде губчатого железа охлаждают, упаковывают и отправляют потребителю.A known method of reducing metal oxides by reduction with gases, for example, hydrogen, carbon monoxide. The most common recovery method is the Midrex process (N. A. Tulin, V. S. Kudryavtsev, S. A. Pchelkin and others. Development of non-coke metallurgy, M. Metallurgy, 1987, p. 230) [1]. In this method, the principle of converting natural gas into reducing gases is applied, followed by their purification and reheating before being fed into a shaft furnace loaded with pelletized oxidized pellets. The recovery process is carried out at temperatures from 800 ° C to 900 ° C. The resulting product in the form of sponge iron is cooled, packaged and sent to the consumer.
Недостатками известного способа являются:The disadvantages of this method are:
- необходимость окатывания концентрата и окислительного обжига;- the need for pelletizing concentrate and oxidative firing;
- необходимость конвертирования природного газа с применением дорогостоящих никелевых катализаторов и обязательной очисткой природного газа от серы и других вредных примесей во избежание отравления катализатора;- the need to convert natural gas using expensive nickel catalysts and the mandatory purification of natural gas from sulfur and other harmful impurities in order to avoid poisoning of the catalyst;
- необходимость очистки восстановительного газа от паров воды путем конденсации, соответственно охлаждения;- the need to clean the reducing gas from water vapor by condensation, respectively cooling;
- необходимость повторного нагрева восстановительного газа;- the need for re-heating the reducing gas;
- относительно низкая температура процесса восстановления во избежание спекания;- a relatively low temperature of the recovery process to avoid sintering;
- спекание восстановленного продукта при нарушениях температурного режима.- sintering of the recovered product in case of temperature violations.
В источнике [1] на стр. 47 описан также способ восстановления окатышей твердым восстановителем во вращающихся печах, где упрочненные обжигом и окисленные окатыши восстанавливают углеродсодержащим сырьем или углем соответствующего качества при отоплении либо природным газом, либо угольным топливом [2].The source [1] on page 47 also describes a method for recovering pellets with a solid reducing agent in rotary kilns, where calcined hardened and oxidized pellets are reduced with carbon-containing raw materials or coal of appropriate quality when heated with either natural gas or coal fuel [2].
Недостатками этого способа являются:The disadvantages of this method are:
- громоздкое оборудование;- bulky equipment;
- плохая управляемость процесса;- poor process control;
- спекание продукта в зоне восстановления;- sintering of the product in the recovery zone;
- относительно низкое качество продукта;- relatively low quality of the product;
- необходимость предварительного окатывания концентрата и упрочнения окатышей обжигом.- the need for preliminary pelletizing of the concentrate and hardening of the pellets by firing.
Наиболее близким к заявляемому способу является описанный на стр. 77 источника [1], способ восстановительной плавки, а именно способ «Элред», который разрабатывался шведскими фирмами с 1971 года с применением электроэнергии [3]. Согласно этому способу в циркулирующий кипящий слой вводят мелкую руду (фракция менее 0,1 мм) и мелкий уголь (фракция менее 0,2 мм). При температуре 900-1000°C уголь газифицируются воздухом, а мелкая руда восстанавливается примерно на 70%. Этот предварительно восстановленный материал вводят вместе со шлакообразующими при температуре 600-700°C через пустотелый электрод в рудовосстановительную электропечь постоянного тока. В плазме электрической дуги, возникающей между электродом и расплавом, завершается восстановление и плавление материала с получением чугуна, содержащего 3÷4% углерода.Closest to the claimed method is described on page 77 of the source [1], the recovery smelting method, namely the Elred method, which has been developed by Swedish companies since 1971 using electricity [3]. According to this method, fine ore (fraction less than 0.1 mm) and fine coal (fraction less than 0.2 mm) are introduced into the circulating fluidized bed. At a temperature of 900-1000 ° C, coal is gasified by air, and fine ore is restored by about 70%. This pre-reduced material is introduced together with slag-forming materials at a temperature of 600-700 ° C through a hollow electrode into a DC ore-reducing electric furnace. In the plasma of an electric arc arising between the electrode and the melt, the reduction and melting of the material is completed to produce cast iron containing 3–4% carbon.
Недостатком известного способа является сложность и ненадежность процесса предварительного восстановления оксидосодержащих материалов в циркулирующем кипящем слое. Для исключения слипания металлизованного продукта предусмотрена избыточная подача угля, что является полной гарантией от нарушения процесса кипения. Кроме того, это ограничивает производительность процесса, т.к. процесс относительно низкотемпературного (900-1000°С) газового восстановления является основным тормозящим фактором. Также немаловажным отрицательным фактором является необходимость загрузки избыточного количества угля, для газификации которого затрачивается значительное количество энергии, как в системе кипящего слоя, так и в системе «электропечь».The disadvantage of this method is the complexity and unreliability of the process of preliminary reduction of oxide-containing materials in a circulating fluidized bed. To prevent sticking of the metallized product, an excess supply of coal is provided, which is a full guarantee against a violation of the boiling process. In addition, this limits the performance of the process, as the process of relatively low temperature (900-1000 ° C) gas recovery is the main inhibitory factor. Another important negative factor is the need to load excess coal, for the gasification of which a significant amount of energy is spent, both in the fluidized bed system and in the electric furnace.
Задачей данного изобретения является повышение производительности процесса восстановления металлов.The objective of the invention is to increase the productivity of the metal reduction process.
Поставленная задача достигается тем, что способ прямого восстановления металлов из оксидсодержащих материалов, как и известный способ, включает металлизацию путем прямого восстановления оксидов металлов и расплавление полученного продукта. Заявленный способ отличается тем, что оксидсодержащие материалы в смеси с твердым восстановителем непрерывно подают через полость полого электрода в зону электродуговой печи, находящуюся между донным и полым электродами, а прямое восстановление оксидов металлов и их расплавление осуществляют за счет тепла Ленца-Джоуля, выделяющегося в межэлектродном пространстве электродуговой печи, содержащей донный электрод и по крайней мере один полый электрод, при этом оксидсодержащие материалы и твердый восстановитель подают в полость электрода в окатанном или гранулированном состоянии и поддерживают в ней на уровне высотой от 1 до 10 диаметров полости электрода в зависимости от среднего диаметра гранул.The problem is achieved in that the method of direct reduction of metals from oxide-containing materials, like the known method, includes metallization by direct reduction of metal oxides and the melting of the resulting product. The claimed method is characterized in that the oxide-containing materials in a mixture with a solid reducing agent are continuously fed through the cavity of the hollow electrode into the zone of the electric arc furnace located between the bottom and hollow electrodes, and the direct reduction of metal oxides and their melting is carried out due to the Lenz-Joule heat released in the interelectrode the space of an electric arc furnace containing a bottom electrode and at least one hollow electrode, while oxide-containing materials and a solid reducing agent are fed into the cavity of the electrode and in a rounded or granular state and support in it at a height of 1 to 10 diameters of the cavity of the electrode, depending on the average diameter of the granules.
Оксидсодержащие материалы и восстановитель подают в полость электрода в измельченном состоянии.Oxide-containing materials and a reducing agent are fed into the electrode cavity in a ground state.
Оксидсодержащие материалы и восстановитель подают в подогретом состоянии.Oxide-containing materials and a reducing agent are supplied in a heated state.
В смесь оксидсодержащих материалов и восстановителя добавляют шлакообразующие материалы.Slag-forming materials are added to the mixture of oxide-containing materials and a reducing agent.
В смесь оксидсодержащих материалов и восстановителя добавляют 15-20% шлакообразующих материалов.15-20% of slag-forming materials are added to the mixture of oxide-containing materials and a reducing agent.
Устройство для прямого восстановления металлов из оксидсодержащих материалов, как и известное устройство, содержит высокотемпературную электродуговую печь, устройства подачи оксидсодержащего материала или его концентратов, смешанных с твердым восстановителем, слива расплавов металла и шлака. Заявленное устройство отличается тем, что электродуговая печь выполнена в виде огнеупорной емкости, содержащей, донный электрод и, по крайней мере, один полый электрод, выполненный с возможностью непрерывной подачи через его полость оксидсодержащих материалов или их концетратов в смеси с твердым восстановителем, внутренний канал полого электрода выполнен расширяющимся книзу, полый электрод установлен вертикально и соединен с источником тока с возможностью вертикального перемещения.A device for the direct reduction of metals from oxide-containing materials, like the known device, contains a high-temperature electric arc furnace, a device for feeding oxide-containing material or its concentrates mixed with a solid reducing agent, and the discharge of metal and slag melts. The claimed device is characterized in that the electric arc furnace is made in the form of a refractory container containing a bottom electrode and at least one hollow electrode, made with the possibility of continuous supply through its cavity of oxide-containing materials or their concentrates in a mixture with a solid reducing agent, the internal channel of the hollow the electrode is made expanding downward, the hollow electrode is mounted vertically and connected to a current source with the possibility of vertical movement.
Сущность изобретения заключается в следующем. В заявленном способе оксидсодержащие материалы в смеси с твердым восстановителем подаются в зону максимально высоких температур электродуговой печи, которая возникает между торцом полого электрода и донного электрода, находящегося либо под слоем жидкого шлака, либо под слоем жидкого металла. Под жидким шлаком процесс идет в токовом режиме при температуре 1900-2000°С (тепло Ленца-Джоуля), а при наличии жидкого металла или при непосредственном приближении к донному угольному электроду на определенном расстоянии зажигается дуга, которая поддерживается автоматикой печи, как правило, по току, чем обеспечивается высокая температура от 5000°С и выше в зоне горения дуги внутри трубчатого электрода. В зоне высоких температур частицы оксидов размерами до 0,1-0,5 мм восстанавливаются за 0,001-0,01 секунды за счет углерода восстановителя (угля) и одновременно расплавляется до степени жидкого расплава металла и шлака. В последующем отстаивающиеся жидкие продукты отводятся от электродов и выводятся для дальнейшего передела.The invention consists in the following. In the claimed method, oxide-containing materials mixed with a solid reducing agent are fed into the zone of the highest temperatures of the electric arc furnace, which occurs between the end face of the hollow electrode and the bottom electrode, which is either under a layer of liquid slag or under a layer of liquid metal. Under liquid slag, the process proceeds in a current mode at a temperature of 1900-2000 ° C (Lenz-Joule heat), and in the presence of liquid metal or when approaching the bottom carbon electrode at a certain distance, an arc is ignited, which is supported by the furnace automation, as a rule current, which ensures a high temperature of 5000 ° C and higher in the zone of arc burning inside the tubular electrode. In the high temperature zone, oxide particles with sizes up to 0.1-0.5 mm are restored in 0.001-0.01 seconds due to the carbon of the reducing agent (coal) and at the same time it is melted to the degree of liquid molten metal and slag. Subsequently, settling liquid products are discharged from the electrodes and removed for further redistribution.
Восстановление оксидов металла будет происходить не только за счет подаваемого твердого восстановителя - угля, но и частично за счет углерода полого электрода, т.к. оксидсодержащий материал поступает непосредственно в зону выделения тепла. Загрузка оксидсодержащих материалов позволяет получить жидкий металл - чугун в одну операцию. Подача измельченного оксидсодержащего материала и твердого восстановителя позволяет обеспечить максимальные скорости восстановительного процесса.The reduction of metal oxides will occur not only due to the supplied solid reducing agent - coal, but also partially due to the carbon of the hollow electrode, since oxide-containing material goes directly to the heat release zone. Loading oxide-containing materials allows to obtain liquid metal - cast iron in one operation. The supply of crushed oxide-containing material and solid reducing agent allows you to ensure maximum speed recovery process.
Подача оксидсодержащих материалов и восстановителя в окатанном или гранулированном виде позволит реализовать частичное восстановление оксидов в процессе опускания их по полому электроду за счет поднимающихся восстановительных газов в слое между окатышами или гранулами. Поддержание определенного слоя окатышей или гранул позволит эффективно использовать восстановительные газы, покидающие пространство печи через полый электрод. Слой в один диаметр полости соответствует более мелким гранулам исходя из гидравлического сопротивления слоя, а слой в 10 диаметров полости соответствует стандартным, промышленно выпускаемым окатышам. При использовании мелкогранулированных или мелкодисперсных материалов, газодинамическое сопротивления слоя движению газов увеличивается, поэтому слой столба оксидсодержащих материалов должен быть значительно меньше - на уровне одного диаметра канала электрода, что позволит эффективнее использовать потенциал энергии дуги.The supply of oxide-containing materials and a reducing agent in rounded or granular form will allow for partial reduction of oxides in the process of lowering them through the hollow electrode due to rising reducing gases in the layer between the pellets or granules. Maintaining a certain layer of pellets or granules will allow the efficient use of reducing gases leaving the furnace through a hollow electrode. A layer of one cavity diameter corresponds to smaller granules based on the hydraulic resistance of the layer, and a layer of 10 cavity diameters corresponds to standard, industrially produced pellets. When using finely granulated or finely dispersed materials, the gas-dynamic resistance of the layer to gas movement increases, so the layer of the column of oxide-containing materials should be much smaller - at the level of one diameter of the electrode channel, which will allow more efficient use of the arc energy potential.
При подогреве оксидсодержащих материалов, особенно за счет тепла отходящих газов электродуговой печи, достигается более высокая эффективность процесса за счет снижения расхода электроэнергии, как более дорогостоящего энергоносителя. Добавление шлакообразующих материалов в количестве 15-20% позволит обеспечить получение расплава металла с меньшим содержанием вредных примесей. Количества шлакообразующих вне этого предела могут привести к перерасходу электроэнергии и неконкурентоспособности.When heating oxide-containing materials, especially due to the heat of the exhaust gases of the electric arc furnace, a higher process efficiency is achieved by reducing the energy consumption, as a more expensive energy source. The addition of slag-forming materials in an amount of 15-20% will ensure the production of a molten metal with a lower content of harmful impurities. Amounts of slag-forming substances outside this limit can lead to an excessive consumption of electricity and lack of competitiveness.
Выполнение устройства для восстановления материалов, содержащих оксиды металлов с получением расплава металла в виде огнеупорной емкости типа «печь», содержащей, по крайней мере, один полый электрод, размещенный в ванне емкости с возможностью работать в режиме печи сопротивления под слоем шлака при непрерывной подаче смеси оксидсодержащих материалов с твердым восстановителем в полость электрода, позволяет одномоментно, в одну операцию получать расплав металла, например чугун, из железорудного концентрата с чистотой первородного металла и получить впоследствии сталь высокого качества после удаления углерода в агрегате, например, печь-ковш или конвертер. Выполнение внутреннего канала электрода коническим с расширением вниз позволит снизить или исключить риск кострения оксидсодежащего материала внутри полости электрода, который при определенных условиях не исключается при цилиндрическом или сужающемся канале.The implementation of the device for the recovery of materials containing metal oxides to obtain a molten metal in the form of a refractory vessel type, containing at least one hollow electrode placed in the tank with the ability to work in the resistance furnace under a layer of slag with continuous supply of the mixture oxide-containing materials with a solid reducing agent in the cavity of the electrode, allows you to instantly, in one operation to obtain a molten metal, such as cast iron, from iron ore concentrate with the purity of the original meta and obtain subsequently high quality steel after removal of carbon in the unit, for example, a ladle furnace or converter. The implementation of the inner channel of the electrode conical with the expansion downward will reduce or eliminate the risk of karpeniya oxide-containing material inside the cavity of the electrode, which under certain conditions is not excluded with a cylindrical or tapering channel.
Новый технический результат, достигаемый изобретением, заключается в многократном увеличении интенсивности процесса восстановления металлов в зоне высоких температур превышающих обычные температуры, применяемые в известных системах металлизации (700÷1000°С) в два-три раза (2000-5000°С), а также использование мелкого концентрата (без окатывания) или просто обогащенной и измельченной руды, получение жидкого металла - чугуна за один передел без предварительного восстановления.A new technical result achieved by the invention is a multiple increase in the intensity of the metal reduction process in the high temperature zone exceeding the usual temperatures used in known metallization systems (700 ÷ 1000 ° C) two to three times (2000-5000 ° C), as well as the use of fine concentrate (without pelletizing) or simply enriched and crushed ore, the production of liquid metal - cast iron in one redistribution without preliminary recovery.
Кроме того, предлагаемое изобретение позволяет перерабатывать сложные руды в соответствующие сплавы, например, из никелевых руд можно получить в одно действие ферроникель. Опытные данные показывают, что из норильского никелевого концентрата с содержанием никеля 7,2% получается ферроникель с содержанием никеля 19,2%, железа 78,8%, кобальта 1,06% и меди 0,82%. Также из Лебединского концентрата с содержанием железа около 66% получен чугун с содержанием металла 99,9%, в том числе 4,36% углерода. Эти результаты говорят о достаточно высокой чистоте полученного металла.In addition, the present invention allows the processing of complex ores into the corresponding alloys, for example, from nickel ores, ferronickel can be obtained in one action. Experimental data show that Norilsk Nickel concentrate with a nickel content of 7.2% produces ferronickel with a nickel content of 19.2%, iron 78.8%, cobalt 1.06% and copper 0.82%. Also, pig iron with a metal content of 99.9%, including 4.36% carbon, was obtained from the Lebedinsky concentrate with an iron content of about 66%. These results indicate a sufficiently high purity of the obtained metal.
Способ иллюстрируется рисунком, где на фиг. 1 показано устройство для реализации способа с одним полым электродом.The method is illustrated in the figure, where in FIG. 1 shows a device for implementing a method with one hollow electrode.
Устройство содержит корпус реактора 1, полый трубчатый электрод 2 с держателем 3, загрузочную воронку 4, дозирующий питатель 5, шлаковую летку (окно) 6, донный электрод 7, холодильник 8 и чугунную летку 9. При выполнении реактора в виде U-образной емкости с двумя полыми электродами 2, подключенными к источнику постоянного тока, реактор 1 снабжен скиммером 10, разделяющим электроды в верхней части. Скиммер 10 имеет окно 11 для перетока шлака к летке 6.The device comprises a
Заявленные способ и устройство работают следующим образом. В корпус 1 подготовленного устройства при первоначальном запуске загружают некоторое количество коксика для исключения разгара нижнего электрода 7. Опусканием электрода 2 специальным механизмом (не показан) зажигается дуга в реакторе 1 и разогревается зона восстановления. При необходимости через шлаковое окно (летку) 6 подбрасывают и наводят жидкий шлак или жидкий металл из лома. После появления жидкого расплава - так называемого «болота» начинают подавать через полость электрода 2 подготовленную смесь концентрата и восстановителя (шихту) через воронку 4 и дозирующий питатель 5. При попадании подготовленной шихты в зону высоких температур реактора оксиды восстанавливаются углеродом твердого восстановителя внутри полого электрода и, одновременно оплавляясь, металл, проходя через слой шлака, отстаивается на подине реактора. При достижении уровня металла до уровня летки 9, металл начинает вытекать и разливается либо в чушки, либо гранулируется. Возможен вариант переработки в агрегате печь-ковш в жидком состоянии.The claimed method and device work as follows. At the initial start-up, a certain amount of coke is loaded into the
Шлак также поддерживается на определенном уровне за счет слива избытка через окно-летку 6. Длительная работоспособность реактора обеспечивается охлаждением нижнего электрода и подины охладителем 8.Slag is also maintained at a certain level by draining the excess through the window-
Использование заявленного изобретения позволит многократно увеличить интенсивность процесса восстановления в зоне высоких температур превышающих обычные температуры, применяемые в известных системах металлизации (700÷1000°С) в два-три раза (2000-5000°С), а также использовать мелкий концентрат (без окатывания) или просто обогащенную и измельченную руду, и получение жидкого металла - чугуна за один передел без предварительного восстановления.The use of the claimed invention will significantly increase the intensity of the recovery process in the zone of high temperatures exceeding the usual temperatures used in known metallization systems (700 ÷ 1000 ° C) two to three times (2000-5000 ° C), as well as use fine concentrate (without rolling ) or simply enriched and ground ore, and the production of liquid metal - cast iron in one redistribution without preliminary reduction.
Claims (6)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2014154385A RU2612330C2 (en) | 2014-12-30 | 2014-12-30 | Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2014154385A RU2612330C2 (en) | 2014-12-30 | 2014-12-30 | Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2014154385A RU2014154385A (en) | 2016-07-20 |
| RU2612330C2 true RU2612330C2 (en) | 2017-03-07 |
Family
ID=56413366
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2014154385A RU2612330C2 (en) | 2014-12-30 | 2014-12-30 | Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2612330C2 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2756057C2 (en) * | 2020-02-26 | 2021-09-24 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method for obtaining vanadium cast iron from iron-vanadium raw materials |
| RU2757772C2 (en) * | 2020-01-27 | 2021-10-21 | Адель Талгатович Мулюков | Method for direct extraction of metals from oxide forms of metal-containing raw materials, various types of ores, man-made waste and a device for direct extraction of metals from various forms into metal or other oxide phases |
| RU2791998C1 (en) * | 2022-03-25 | 2023-03-15 | Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт металлургической теплотехники" (ОАО "ВНИИМТ") | Method for direct production of cast iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| EP3453773A1 (en) | 2017-09-06 | 2019-03-13 | Primetals Technologies Austria GmbH | Reduction gas generation from saturated top gas |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1455221A (en) * | 1973-03-30 | 1976-11-10 | Asea Ab | Method of melt reduction |
| EP1025267B1 (en) * | 1997-10-07 | 2001-11-28 | mg technologies ag | Method for smelting fine grained direct reduced iron in an electric arc furnace |
| RU2296165C2 (en) * | 2005-05-04 | 2007-03-27 | Ооо "Твинн" | Metal direct reduction method from dispersed raw ore material and apparatus for performing the same |
| RU2296166C2 (en) * | 2005-05-13 | 2007-03-27 | Анатолий Владимирович Николаев | Metal direct reduction method from dispersed raw ore material method and apparatus for performing the same |
-
2014
- 2014-12-30 RU RU2014154385A patent/RU2612330C2/en active
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1455221A (en) * | 1973-03-30 | 1976-11-10 | Asea Ab | Method of melt reduction |
| EP1025267B1 (en) * | 1997-10-07 | 2001-11-28 | mg technologies ag | Method for smelting fine grained direct reduced iron in an electric arc furnace |
| RU2296165C2 (en) * | 2005-05-04 | 2007-03-27 | Ооо "Твинн" | Metal direct reduction method from dispersed raw ore material and apparatus for performing the same |
| RU2296166C2 (en) * | 2005-05-13 | 2007-03-27 | Анатолий Владимирович Николаев | Metal direct reduction method from dispersed raw ore material method and apparatus for performing the same |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2757772C2 (en) * | 2020-01-27 | 2021-10-21 | Адель Талгатович Мулюков | Method for direct extraction of metals from oxide forms of metal-containing raw materials, various types of ores, man-made waste and a device for direct extraction of metals from various forms into metal or other oxide phases |
| RU2756057C2 (en) * | 2020-02-26 | 2021-09-24 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method for obtaining vanadium cast iron from iron-vanadium raw materials |
| RU2791998C1 (en) * | 2022-03-25 | 2023-03-15 | Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт металлургической теплотехники" (ОАО "ВНИИМТ") | Method for direct production of cast iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2014154385A (en) | 2016-07-20 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN1306044C (en) | Method for producing titanium oxide-containing slag | |
| RU2510419C1 (en) | Method of making blister copper directly from copper concentrate | |
| JP2004156140A (en) | Processes for preparing ferronickel and ferronickel smelting material | |
| CN101538634A (en) | Smelting process and device of pure iron | |
| CN105154659B (en) | A kind of method that iron and niobium are synchronously extracted in the low-grade ore from Bayan Obo | |
| RU2313595C2 (en) | Ferronickel producing method and method for producing initial material used for producing ferronickel | |
| JP5297077B2 (en) | Method for producing ferromolybdenum | |
| CN103451451A (en) | Ferro-nickel alloy production technology with laterite nickel ore processed through oxygen enrichment hot air shaft furnace | |
| JPS58177421A (en) | Recovery of metal from molten slag | |
| JP4280292B2 (en) | Method for producing ferromolybdenum | |
| RU2612330C2 (en) | Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method | |
| CN103589867A (en) | Method and device for treating ironmaking ash, mud and mill tailings by plasma torch heating technology | |
| JP2011246760A (en) | Method of manufacturing ferromolybdenum, and ferromolybdenum | |
| ES3026670T3 (en) | Process for the smelting of a metalliferous feedstock material | |
| JP3705498B2 (en) | Method for recovering valuable metals from waste containing V, Mo and Ni | |
| CA2928766C (en) | Smelting apparatus and method of using the same | |
| JP2025527127A (en) | Method and apparatus for the production of metals, alloys, matte, or concentrated and refined slag from primarily oxide raw materials | |
| JP2005126732A (en) | Method and apparatus for melting reduction of metal oxide-containing material | |
| US8557014B2 (en) | Method for making liquid iron and steel | |
| Kuberskii | Technological features of submerged arc reduction of useful impurities of metallurgical waste for the treatment of iron-carbon melts | |
| RU2756057C2 (en) | Method for obtaining vanadium cast iron from iron-vanadium raw materials | |
| JP4485987B2 (en) | Method for recovering valuable metals from waste containing V, Mo and Ni | |
| KR101319027B1 (en) | Manufacturing method of pig iron by using copper slag | |
| JP4767611B2 (en) | Reduction method of iron oxide | |
| CN100494423C (en) | Method for recovery of valuable metals from waste containing V, Mo and Ni |