RU2791998C1 - Method for direct production of cast iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag - Google Patents
Method for direct production of cast iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag Download PDFInfo
- Publication number
- RU2791998C1 RU2791998C1 RU2022108005A RU2022108005A RU2791998C1 RU 2791998 C1 RU2791998 C1 RU 2791998C1 RU 2022108005 A RU2022108005 A RU 2022108005A RU 2022108005 A RU2022108005 A RU 2022108005A RU 2791998 C1 RU2791998 C1 RU 2791998C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- phosphorus
- iron
- concentrate
- electric arc
- reduction
- Prior art date
Links
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 58
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 47
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 title claims abstract description 47
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 46
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 32
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 28
- 229910001018 Cast iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 14
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 10
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 10
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims description 17
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 22
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 claims abstract description 14
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 9
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims abstract description 8
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims abstract description 8
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 claims abstract description 7
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims abstract description 6
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims abstract description 6
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims abstract description 6
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims abstract description 6
- 235000008504 concentrate Nutrition 0.000 claims abstract 5
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 claims description 12
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 claims description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 17
- 239000012535 impurity Substances 0.000 abstract description 14
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 abstract description 9
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 abstract description 7
- 239000010703 silicon Substances 0.000 abstract description 7
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 6
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract description 4
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 abstract description 3
- 239000005864 Sulphur Substances 0.000 abstract 1
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 6
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 5
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 4
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 4
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 3
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 2
- 125000004435 hydrogen atom Chemical class [H]* 0.000 description 2
- 229910001338 liquidmetal Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000008064 anhydrides Chemical class 0.000 description 1
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 239000000378 calcium silicate Substances 0.000 description 1
- 229910052918 calcium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N calcium;dioxido(oxo)silane Chemical compound [Ca+2].[O-][Si]([O-])=O OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000001311 chemical methods and process Methods 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- -1 ferrous metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000003337 fertilizer Substances 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 238000009847 ladle furnace Methods 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000004706 metal oxides Chemical class 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 description 1
- DPTATFGPDCLUTF-UHFFFAOYSA-N phosphanylidyneiron Chemical compound [Fe]#P DPTATFGPDCLUTF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000011946 reduction process Methods 0.000 description 1
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 1
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 1
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии, в частности, к получению металла путем прямого восстановления из оксидсодержащего (или сульфидного) сырья с одновременным удалением вредных примесей, таких как фосфор, сера, кремний и др. в процессе высокотемпературного восстановления с получением жидкофазного металла в виде чугуна.The invention relates to the field of metallurgy, in particular to the production of metal by direct reduction from oxide-containing (or sulfide) raw materials with the simultaneous removal of harmful impurities such as phosphorus, sulfur, silicon, etc. in the process of high-temperature reduction to obtain a liquid-phase metal in the form of cast iron.
Известен способ восстановления оксидов металлов путем восстановления газами и твердым восстановителем в виде кокса в общеизвестной доменной печи, где процесс восстановления происходит вначале в зоне относительно низких температур (700 – 1100⁰С) в режиме твердофазного восстановления газами (водород, монооксид углерода). Впоследствии восстановленный металл в твердой фазе поступает в зону более высоких температур, где происходит расплавление и образование чугуна и шлака. В этом процессе, называемом доменным, удаление вредных примесей, особенно фосфора из металла практически невозможно реализовать. Как правило, фосфор переходит в металл и его удаление возможно только в конвертере путем двойного скачивания шлака, чтобы удалить фосфор и получить сталь необходимого качества, что приводит к удорожанию конечного продукта – стали (С.И.Лившиц Производство стали в конвертерах. Металлургиздат. 1960г.) [1].There is a known method for the reduction of metal oxides by reduction with gases and a solid reducing agent in the form of coke in a well-known blast furnace, where the reduction process first occurs in a zone of relatively low temperatures (700 - 1100 ° C) in the mode of solid-phase reduction with gases (hydrogen, carbon monoxide). Subsequently, the reduced metal in the solid phase enters the zone of higher temperatures, where melting and the formation of cast iron and slag occur. In this process, called blast furnace, the removal of harmful impurities, especially phosphorus from the metal, is almost impossible to implement. As a rule, phosphorus passes into the metal and its removal is possible only in the converter by double downloading the slag in order to remove phosphorus and obtain steel of the required quality, which leads to an increase in the cost of the final product - steel (S.I. Livshits Steel production in converters. Metallurgizdat. 1960 .) [1].
Известен способ твердофазного восстановления металла в шахтной печи восстановительными газами (водород, монооксид углерода), так называемый процесс «Мидрекс», осуществляемый без использования кокса в отличие от доменного процесса (Н.А. Тулин, В.С. Кудрявцев, С.А.Пчелкин и др. Развитие бескоксовой металлургии, М.Металлургия, 1987, стр. 230) [2]. Этот процесс требует использования сырья, очищенного от вредных примесей, таких как как фосфор, сера, кремний и других, т.к. при твердофазном восстановлении эти вредные примеси в основном остаются в металле, что также требует дополнительного процесса очистки от этих примесей для получения качественной стали из этого продукта.A known method of solid-phase reduction of metal in a shaft furnace with reducing gases (hydrogen, carbon monoxide), the so-called "Midreks" process, carried out without the use of coke, in contrast to the blast-furnace process (N.A. Tulin, V.S. Kudryavtsev, S.A. Pchelkin et al. Development of coke-free metallurgy, M. Metallurgy, 1987, p. 230) [2]. This process requires the use of raw materials, purified from harmful impurities such as phosphorus, sulfur, silicon and others, because. during solid-phase reduction, these harmful impurities mainly remain in the metal, which also requires an additional purification process from these impurities to obtain high-quality steel from this product.
Известны также способы предварительного удаления вредных примесей, особенно фосфора в процессе обогащения руды по железу.There are also known methods for the preliminary removal of harmful impurities, especially phosphorus in the process of enrichment of ore for iron.
Недостатками этих способов являются большая дороговизна, невозможность полной очистки, неэкологичность химических процессов удаления фосфора в раствор.The disadvantages of these methods are the high cost, the impossibility of complete purification, the environmentally friendly chemical processes for removing phosphorus into the solution.
Задачей изобретения является создание технологии переработки высокофосфористых железных руд с одновременным удалением практически всех примесей (фосфор, сера, кремний, цветные металлы и др.) и получением жидкого металла, в частности в виде чугуна, с их содержанием в допустимых для получения стали пределах без предварительной подготовки руды, включая глубокое обогащение, ограничиваясь сухой магнитной сепарацией. The objective of the invention is to create a technology for the processing of high-phosphorus iron ores with the simultaneous removal of almost all impurities (phosphorus, sulfur, silicon, non-ferrous metals, etc.) and the production of liquid metal, in particular in the form of cast iron, with their content within acceptable limits for steel production without prior ore preparation, including deep concentration, limited to dry magnetic separation.
Поставленная задача достигается тем, что способ прямого получения чугуна из фосфорсодержащей железной руды или концентрата с одновременным удалением фосфора в шлак, включает прямое восстановление железа в электродуговой печи с полым электродом, при этом фосфористую железную руду или концентрат смешивают с известью или известняком в соотношении СаО/ SiO2 2,0-2,7 и твердым восстановителем в стехиометрическом соотношении в зависимости от содержания железа в полученной шихте, и восстанавливают в зоне горения электрической дуги, подавая шихту из фосфорсодержащей железной руды, извести или известняка и восстановителя через полый электрод в зону горения дуги электродуговой печи до получения металла в жидкой фазе в виде чугуна с содержанием остаточного фосфора 0,1-0,15%.This task is achieved in that the method of direct production of pig iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag includes direct reduction of iron in an electric arc furnace with a hollow electrode, while phosphorus iron ore or concentrate is mixed with lime or limestone in the ratio CaO/ SiO 2 2.0-2.7 and a solid reducing agent in a stoichiometric ratio depending on the iron content in the mixture obtained, and are reduced in the electric arc burning zone by supplying a mixture of phosphorus-containing iron ore, lime or limestone and a reducing agent through a hollow electrode into the combustion zone arcs of an electric arc furnace until metal is obtained in the liquid phase in the form of cast iron with a residual phosphorus content of 0.1-0.15%.
Восстановление железа предпочтительно осуществлять в электродуговой печи постоянного тока.The reduction of iron is preferably carried out in a DC electric arc furnace.
Сущность изобретения заключается в следующем. В заявленном способе фосфорсодержащие руды, содержащие в своем составе до 58% железа (Feобщ), около 1% фосфора и около 8% SiO2 (кремнезёма) и другие примеси не годятся для использования в доменном процессе, по причине того, что фосфор, как наиболее нежелательная вредная примесь в шихте, полностью переходит при восстановлении в металл, как правило, обогащаясь до 2% и более. Дальнейшая переработка чугуна с таким содержанием фосфора в сталь становится экономически нерентабельной.The essence of the invention is as follows. In the claimed method, phosphorus-containing ores containing up to 58% iron (Fe total ), about 1% phosphorus and about 8% SiO 2 (silica) and other impurities are not suitable for use in the blast furnace process, due to the fact that phosphorus, as the most undesirable harmful impurity in the charge, it completely passes into the metal upon reduction, as a rule, being enriched up to 2% or more. Further processing of pig iron with such a phosphorus content into steel becomes economically unprofitable.
Предлагаемое изобретение позволяет удалить фосфор в шлак в процессе прямого восстановления железа в электродуговой печи за счет высокотемпературного (до 5000 °С) восстановления и получение чугуна в присутствии предпочтительно СаО с обеспечением соотношения СаО/SiO2 (кремнезёма), содержащегося в руде (~8%) в пределах 2,0-2,7%. При использовании известняка СаСО3 часть тепла расходуется для диссоциации известняка по формуле CaCO3 →СаО + СО2↑, что может привести к увеличению расхода электроэнергии или угля.The present invention makes it possible to remove phosphorus into slag in the process of direct reduction of iron in an electric arc furnace due to high-temperature (up to 5000 ° C) reduction and the production of cast iron in the presence of preferably CaO, ensuring the CaO / SiO 2 (silica) ratio contained in the ore (~ 8% ) within 2.0-2.7%. When limestone CaCO 3 is used, part of the heat is spent for the dissociation of limestone according to the formula CaCO 3 →CaO + CO 2 ↑, which can lead to an increase in electricity or coal consumption.
Расплавленное железо, шлак и фосфор в процессе плавления в зоне высоких температур до 5000 °С в дуге, контактируя с СаО, внесенным в шихту, образуют стабильное (прочное) соединение с фосфорным ангидридом Р2 О5 в виде (СаО)4 ⋅ Р2О5. Такое соединение, не разрушаясь выносится со шлаком. Кроме того, СаО расходуется и для связывания SiO2 (кремнезёма), т.к. в присутствии SiO2 СаО в первую очередь расходуется на образование также стабильного (прочного) соединения (СаО)2 ⋅ SiO2 силиката кальция. Таким образом, наличие кремнезёма в шихте и шлаке является ограничивающим фактором для удаления фосфора из шихты (или металла) с использованием СаО, поэтому его добавляют в шихту с учетом содержания кремнезёма в исходной руде, т.к. предварительное снижение кремнезёма также является затратным и малоэффективным.Molten iron, slag and phosphorus in the process of melting in the zone of high temperatures up to 5000 ° C in the arc, in contact with CaO introduced into the charge, form a stable (strong) compound with phosphorus anhydride P 2 O 5 in the form of (CaO) 4 ⋅ P 2 About 5 . Such a compound is carried out with slag without being destroyed. In addition, CaO is consumed for the binding of SiO 2 (silica), because. in the presence of SiO 2 CaO is primarily spent on the formation of a stable (strong) compound (CaO) 2 ⋅ SiO 2 calcium silicate. Thus, the presence of silica in the charge and slag is a limiting factor for the removal of phosphorus from the charge (or metal) using CaO, so it is added to the charge, taking into account the content of silica in the original ore, because preliminary reduction of silica is also costly and inefficient.
Предлагаемое изобретение позволяет удалять основные вредные примеси фосфористой руды, фосфор и кремний в процессе восстановления железа, используя высокотемпературную технологию в зоне температур 2000 – 5000 °С, возникающих при горении электрической дуги.The present invention makes it possible to remove the main harmful impurities of phosphorus ore, phosphorus and silicon in the process of iron reduction, using high-temperature technology in the temperature zone of 2000 - 5000 ° C, arising from the burning of an electric arc.
При соотношении СаО/ SiO2 менее 2,0 имеющееся в руде содержание SiO2 (кремнезема) не позволяет полностью удалять фосфор из железа в шлак, т.к. реакция образования соединения (СаО)4 Р2О5 начинается только после удаления SiO2 в шлак полностью в соединение (СаО)2 SiO2.When the CaO/SiO 2 ratio is less than 2.0, the content of SiO 2 (silica) present in the ore does not allow complete removal of phosphorus from iron into slag, because the reaction of forming the compound (CaO) 4 P 2 O 5 begins only after the removal of SiO 2 into the slag completely into the compound (CaO) 2 SiO 2 .
При соотношении СаО/ SiO2 более 2,7 расходование СаО снижается, что приводит к излишним затратам как самого СаО, так и электроэнергии за счет увеличения шлака.When the ratio of CaO/SiO 2 more than 2.7, the consumption of CaO is reduced, which leads to unnecessary costs of both CaO itself and electricity due to the increase in slag.
При остаточном содержании в чугуне фосфора 0,1-0,15 эффективность удаления фосфора снижается, и дальнейшее снижение экономически не оправдывается. При этом содержание фосфора в чугуне ниже 0,1-0,15 процентов не представляет проблему для получения стали с соответствующим содержанием фосфора по требованиям заказчиков.With a residual content of phosphorus in cast iron of 0.1-0.15, the efficiency of phosphorus removal decreases, and further reduction is not economically justified. At the same time, the phosphorus content in cast iron below 0.1-0.15 percent is not a problem for obtaining steel with the appropriate phosphorus content according to customer requirements.
Таким образом, реализуется эффект двух взаимосвязанных механизмов удаления вредных примесей – кремнезёма и фосфора в процессе восстановления железа, ранее не используемой в практической металлургии, а именно высокотемпературного восстановления в плазме дуги, что является существенным эффектом, как с точки зрения технико-технологической, так и экономической.Thus, the effect of two interrelated mechanisms for the removal of harmful impurities - silica and phosphorus - in the process of reducing iron, which was not previously used in practical metallurgy, is realized, namely, high-temperature reduction in the arc plasma, which is a significant effect, both from the point of view of technical and technological, and economic.
Способ позволит снизить трудозатраты, максимально извлечь железо из руды, исключив потери с хвостами до 10-20%, являющимися неизбежным результатом процесса обогащения, с одновременным получением фосфористых шлаков, пригодных к использованию в качестве удобрений в сельском хозяйстве, что позволит приблизиться к безотходному производству с претензией на «зелёный» процесс как по твердым отходам, так и по газовым выбросам, который по СО2 не превысят стехиометрической величины по реакции восстановления железа из Fe2О3.The method will reduce labor costs, maximize the extraction of iron from ore, eliminating losses with tailings up to 10-20%, which are the inevitable result of the beneficiation process, while obtaining phosphorus slags suitable for use as fertilizers in agriculture, which will make it possible to approach waste-free production with a claim for a “green” process both in terms of solid waste and gas emissions, which, in terms of CO 2 , will not exceed the stoichiometric value in the reaction of reducing iron from Fe 2 O 3 .
Новый технический результат, достигаемый изобретением, заключается в удалении фосфора в одну стадию совместно с восстановлением железа.The new technical result achieved by the invention is the removal of phosphorus in one stage together with the reduction of iron.
Если в руде фосфора нет, то восстановление в электродуговой плазме с получением чугуна высокой чистоты достигается практически без использования флюсов, включая СаО, так как незначительные количества кремния удаляются известными методами продувки чугуна кислородом или воздухом в конвертерном процессе.If there is no phosphorus in the ore, then reduction in electric arc plasma to obtain high-purity pig iron is achieved practically without the use of fluxes, including CaO, since small amounts of silicon are removed by known methods of iron blowing with oxygen or air in the converter process.
При известных способах получения чугуна, например доменном процессе, удаления фосфора в процессе восстановления обеспечить не удается, т.к. при относительно низких температурах менее 2000 °С процесс замедляется.With known methods for producing cast iron, for example, the blast furnace process, it is not possible to ensure the removal of phosphorus during the recovery process, because at relatively low temperatures below 2000 °C, the process slows down.
Кроме того, предлагаемое изобретение не требует окомкования исходного сырья, также, как и обогащения, и предварительной подготовки. In addition, the proposed invention does not require pelletizing of the feedstock, as well as enrichment and preliminary preparation.
Заявленный способ может быть реализован в известном устройстве для прямого восстановления металлов из оксидсодержащих материалов (RU2612330, опубл. 07.03.2017) [3].The claimed method can be implemented in a well-known device for the direct reduction of metals from oxide-containing materials (RU2612330, publ. 03/07/2017) [3].
В качестве фосфорсодержащей руды может быть использована непосредственно руда, измельченная до крупности 0 – 5÷10 мм или концентрат после обогащения 0,044-0,071 мм, включая любые пыли (доменную, конвертерную, электросталеплавильную), включая цинксодержащие. As a phosphorus-containing ore, ore crushed to a particle size of 0 - 5 ÷ 10 mm or a concentrate after enrichment of 0.044-0.071 mm can be used directly, including any dust (blast furnace, converter, electric steelmaking), including zinc-containing.
В корпус устройства по RU2612330 при первоначальном запуске загружают некоторое количество коксика для исключения разгара нижнего электрода. Опусканием электрода специальным механизмом зажигается дуга в реакторе и разогревается зона восстановления. При необходимости через шлаковое окно (летку) подбрасывают и наводят жидкий шлак или жидкий металл из лома. После появления жидкого расплава, так называемого «болота» начинают подавать через полость электрода подготовленную смесь концентрата и твердого восстановителя (угля) через воронку и дозирующий питатель. 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, металл начинает вытекать и разливается либо в чушки, либо гранулируется. Возможен вариант переработки в агрегате печь-ковш в жидком состоянии. Шлак также поддерживается на определенном уровне за счет слива избытка через окно-летку. Получают металла в жидкой фазе в виде чугуна с содержанием остаточного фосфора 0,1-0,15%. A certain amount of coke is loaded into the body of the device according to RU2612330 at initial start-up to prevent the bottom electrode from heating up. By lowering the electrode with a special mechanism, an arc is ignited in the reactor and the reduction zone is heated. If necessary, liquid slag or liquid metal from scrap is thrown through the slag window (tape hole) and brought in. After the appearance of a liquid melt, the so-called "swamp", a prepared mixture of concentrate and solid reducing agent (coal) begins to be fed through the electrode cavity through a funnel and a dosing feeder. When the prepared charge enters the high-temperature zone of the reactor, the oxides are reduced by the carbon of the solid reducing agent inside the hollow electrode and, simultaneously melting, the metal, passing through the slag layer, settles on the bottom of the reactor. Upon reaching the level of the metal to the level of the tap-hole, the metal begins to flow out and is either poured into ingots or granulated. A variant of processing in a ladle furnace in a liquid state is possible. The slag is also maintained at a certain level by draining the excess through the taphole. Get the metal in the liquid phase in the form of cast iron with a residual phosphorus content of 0.1-0.15%.
Таким образом, заявленный способ позволяет получать металл путем прямого восстановления из оксидсодержащего (или сульфидного) сырья с одновременным удалением вредных примесей, таких как фосфор, сера, кремний и др. в процессе высокотемпературного восстановления с получением жидкофазного металла в виде чугуна.Thus, the claimed method makes it possible to obtain metal by direct reduction from oxide-containing (or sulfide) raw materials with simultaneous removal of harmful impurities such as phosphorus, sulfur, silicon, etc. in the process of high-temperature reduction to obtain a liquid-phase metal in the form of cast iron.
Claims (2)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2791998C1 true RU2791998C1 (en) | 2023-03-15 |
Family
ID=
Citations (5)
| 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 |
| RU2344179C2 (en) * | 2006-05-05 | 2009-01-20 | Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" | Method of continuous processing iron oxide containing materials and device for implementation of this method |
| RU2612330C2 (en) * | 2014-12-30 | 2017-03-07 | Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт металлургической теплотехники" (ОАО "ВНИИМТ") | Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method |
| RU2734853C2 (en) * | 2016-05-31 | 2020-10-23 | ТЕНОВА С.п.А. | Cast iron production method, device for its production and cast iron produced by said method |
Patent Citations (5)
| 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 |
| RU2344179C2 (en) * | 2006-05-05 | 2009-01-20 | Общество С Ограниченной Ответственностью Промышленная Компания "Технология Металлов" | Method of continuous processing iron oxide containing materials and device for implementation of this method |
| RU2612330C2 (en) * | 2014-12-30 | 2017-03-07 | Открытое акционерное общество "Научно-исследовательский институт металлургической теплотехники" (ОАО "ВНИИМТ") | Method of direct reduction of materials containing metal oxides to produce melt metal and device for carrying out method |
| RU2734853C2 (en) * | 2016-05-31 | 2020-10-23 | ТЕНОВА С.п.А. | Cast iron production method, device for its production and cast iron produced by said method |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| KR20100017909A (en) | Method for the valorisation of zinc-and sulphate-rich residue | |
| US8133295B2 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| US3663207A (en) | Direct process for smelting of lead sulphide concentrates to lead | |
| KR100322393B1 (en) | Method of making high grade nickel mats from nickel-containing raw materials, at least partially refined by dry metallurgy | |
| US4519836A (en) | Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof | |
| KR100291250B1 (en) | Process for reducing the electric steelworksdusts and facility for implementing it | |
| US5980606A (en) | Method for reducing sulfuric content in the offgas of an iron smelting process | |
| KR101189182B1 (en) | Method for separating vanadium from vanadium-containing melt | |
| RU2194781C2 (en) | Method of processing raw materials containing nonferrous metals and iron | |
| FI78125B (en) | FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV JAERNHALTIGA KOPPAR- ELLER KOPPAR / ZINKSULFIDKONCENTRAT. | |
| JPH01234A (en) | Process for processing lead sulfide or lead sulfide-zinc ores and/or concentrates | |
| RU2791998C1 (en) | Method for direct production of cast iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag | |
| US2133571A (en) | Process for the manufacture of steel from low-grade phosphoruscontaining acid iron ores | |
| CN117486252A (en) | Method for comprehensively utilizing red mud | |
| US3091524A (en) | Metallurgical process | |
| KR101189183B1 (en) | Recovery method of valuable metals from spent petroleum catalysts | |
| JPS61531A (en) | Method for smelting copper sulfide ore | |
| US2790712A (en) | Process for refining iron | |
| RU2139938C1 (en) | Method of processing of iron-manganese raw material | |
| US5411572A (en) | Method for utilizing smelter waste containing zinc and other valuable metals | |
| WO1997020958A1 (en) | Recovery of cobalt from slag | |
| JPH01268824A (en) | Method of operating flash smelting furnace | |
| AU2006299743C1 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
| RU2352645C1 (en) | Method of steel smelting in arc electric steel-making furnace | |
| RU2697673C1 (en) | Method of refining ferrosilicon from aluminum |