RU2843558C1 - Method of producing low-carbon cast iron by direct reduction in suspension and melting-separation in furnace with side blowing - Google Patents
Method of producing low-carbon cast iron by direct reduction in suspension and melting-separation in furnace with side blowingInfo
- Publication number
- RU2843558C1 RU2843558C1 RU2024115772A RU2024115772A RU2843558C1 RU 2843558 C1 RU2843558 C1 RU 2843558C1 RU 2024115772 A RU2024115772 A RU 2024115772A RU 2024115772 A RU2024115772 A RU 2024115772A RU 2843558 C1 RU2843558 C1 RU 2843558C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- iron
- reduction
- furnace
- gas
- temperature
- Prior art date
Links
Abstract
Description
ПЕРЕКРЕСТНАЯ ССЫЛКА НА РОДСТВЕННЫЕ ЗАЯВКИCROSS-REFERENCE TO RELATED APPLICATIONS
В настоящей заявке испрашивается приоритет по заявке на патент Китая №202310223655.4, озаглавленной «Способ получения низкоуглеродистого чугуна путем прямого восстановления во взвешенном состоянии и плавки-разделения в печи с боковым дутьем» и поданной в Национальное управление интеллектуальной собственности Китая 9 марта 2023 г., содержание которой полностью включено в настоящий документ путем ссылки.This application claims priority to Chinese Patent Application No. 202310223655.4, entitled "Method for Producing Low-Carbon Iron by Direct Flash Reduction and Melting-Separation in a Side-Blowing Furnace" and filed with the National Intellectual Property Administration of China on March 9, 2023, the contents of which are incorporated herein by reference in their entirety.
ОБЛАСТЬ ТЕХНИКИAREA OF TECHNOLOGY
Настоящее изобретение относится к технической области получения низкоуглеродистого чугуна и, в частности, к способу получения низкоуглеродистого чугуна путем прямого восстановления во взвешенном состоянии и плавки-разделения в печи с боковым дутьем.The present invention relates to the technical field of producing low-carbon cast iron and, in particular, to a method for producing low-carbon cast iron by direct reduction in a suspended state and smelting-separation in a side-blown furnace.
УРОВЕНЬ ТЕХНИКИLEVEL OF TECHNOLOGY
Китай богат железорудными ресурсами, однако его железные руды, как правило, бедны и отличаются низким содержанием, мелким размером вкрапленных частиц и сложным составом. В результате большинство железных руд необходимо подвергать обработке с использованием сложных процессов, чтобы достичь относительно высоких обогащения и степени восстановления. Поэтому китайский железный концентрат в основном состоит из мелкого железорудного порошка.China is rich in iron ore resources, but its iron ores are generally poor and have low grades, small particle sizes, and complex compositions. As a result, most iron ores must be processed using complex processes to achieve relatively high beneficiation and recovery rates. Therefore, Chinese iron concentrate mainly consists of fine iron ore powder.
Традиционный процесс получения чугуна в основном базируется на доменной печи. Как внутри страны, так и за рубежом для использования в доменном производстве чугуна порошкообразный железный концентрат обычно спекают или превращают в окатыши. Хотя технология доменного производства чугуна отработана, пригодна для крупномасштабного производства и долгое время доминировала в отрасли производства чугуна, процесс доменного производства чугуна отличается длительным технологическим процессом, большими инвестициями, высоким энергопотреблением и серьезным загрязнением окружающей среды, а также в значительной степени зависит от металлургического кокса. Потребление высококачественного металлургического кокса приведет к дальнейшему ограничению доменного процесса. Если бы отечественную мелкую руду можно было использовать непосредственно без спекания или грануляции (в окатыши), это значительно сократило бы потребление энергии, уменьшило выбросы загрязняющих веществ и снизило производственные затраты, что позволило бы добиться развития производства низкоуглеродистого чугуна. Поэтому по-прежнему сохраняется потребность в разработке эффективного использования порошкообразной железной руды.The traditional iron making process mainly relies on blast furnace. At home and abroad, the powdered iron concentrate is generally sintered or pelletized to make iron in blast furnace. Although the blast furnace iron making technology is mature, suitable for large-scale production, and has dominated the iron making industry for a long time, the blast furnace iron making process has the characteristics of long process time, large investment, high energy consumption, and serious environmental pollution, and relies heavily on metallurgical coke. The consumption of high-quality metallurgical coke will further limit the blast furnace process. If domestic fine ore can be used directly without sintering or granulation (pelletizing), it will greatly reduce energy consumption, reduce pollutant emissions, and reduce production costs, so as to achieve the development of low-carbon iron production. Therefore, there is still a need to develop an effective use of powdered iron ore.
В заявке № CN 200910018443.2 раскрыт «способ непрерывного производства стали с предварительным кратковременным процессом восстановления суспензии», в котором железосодержащий материал обрабатывают для получения железосодержащего микропорошка с помощью шаровой мельницы, а железосодержащий микропорошок восстанавливают в суспензионной печи предварительного восстановления, чтобы получить содержащий предварительно восстановленное железо микропорошок со степенью металлизации в диапазоне от 85% до 95% для сталеплавильной печи непрерывного действия; а расплавленную сталь, получаемую в сталеплавильной печи непрерывного действия, сначала легируют и пропускают через рафинировочную печь для получения расплавленной стали надлежащего качества. В этом патенте содержащий предварительно восстановленное железо микропорошок, получаемый в суспензионной печи предварительного восстановления, распылят в сталеплавильную печь непрерывного действия, и для достижения непрерывного производства стали распыляют кислород и углеродсодержащие материалы, но конкретный способ распыления кислорода и углеродсодержащих материалов не указан.Application No. CN200910018443.2 discloses a "continuous steelmaking method with a short-term slurry pre-reduction process" in which an iron-containing material is processed to obtain an iron-containing micropowder using a ball mill, and the iron-containing micropowder is reduced in a slurry pre-reduction furnace to obtain a pre-reduced iron-containing micropowder with a metallization degree in the range of 85% to 95% for a continuous steelmaking furnace; and the molten steel produced in the continuous steelmaking furnace is first alloyed and passed through a refining furnace to obtain molten steel of proper quality. In this patent, the pre-reduced iron-containing micropowder obtained in the pre-reducing slurry furnace is sprayed into a continuous steelmaking furnace, and oxygen and carbon-containing materials are sprayed to achieve continuous steel production, but a specific method for spraying oxygen and carbon-containing materials is not specified.
В заявке № CN 201910241072.8 предложен «Способ получения расплавленного чугуна путем прямого восстановления порошкообразной железной руды во взвешенном состоянии и плавки в электродуговой печи», в котором порошкообразную железную руду помещают в бункер; порошкообразную железную руду транспортируют в первичный циклонный сепаратор посредством бункера, чтобы отделить первичный твердый материал в нижнюю часть суспензионной нагревательной печи; в нижнюю часть суспензионной нагревательной печи подают высокотемпературный дымовой газ; под действием отрицательного давления первичный твердый материал поступает во вторичный циклонный сепаратор для отделения вторичного твердого материала, который поступает в восстановительный реактор; в восстановительный реактор подают восстановительный газ, и вторичный твердый материал восстанавливают для получения восстановленного порошка; восстановленный порошок непосредственно поступает в электрическую печь; добавляют дуговую плавку и одновременно в электрическую печь добавляют флюс, и из восстановленного порошка образуется слой жидкого шлака и расплавленный чугун. В этом патенте восстановленный порошок непосредственно плавят в электродуговой печи, что накладывает на процесс ограничения по электрической энергии.Application No. CN201910241072.8 proposes a "Method for Producing Molten Iron by Directly Reducing Powdered Iron Ore in a Suspended State and Melting in an Electric Arc Furnace", in which powdered iron ore is placed in a bin; the powdered iron ore is transported to a primary cyclone separator by the bin to separate the primary solid material into a lower portion of a suspension heating furnace; high-temperature flue gas is fed into the lower portion of the suspension heating furnace; under the action of negative pressure, the primary solid material enters a secondary cyclone separator to separate the secondary solid material, which enters a reduction reactor; reducing gas is fed into the reduction reactor, and the secondary solid material is reduced to obtain reduced powder; the reduced powder is directly fed into the electric furnace; add arc melting and simultaneously add flux into the electric furnace, and form a liquid slag layer and molten cast iron from the reduced powder. In this patent, the reduced powder is directly melted in the electric arc furnace, which imposes restrictions on the process in terms of electric energy.
В заявке № CN 201910241058.8 предложен «способ получения расплавленного чугуна путем прямого восстановления и плавки порошкообразной железной руды во взвешенном состоянии», который выполняют в соответствии со следующими этапами: (1) помещение порошкообразной железной руды в бункер; (2) транспортировка ее в первичный циклонный сепаратор и отделение первичного твердого материала для подачи в суспензионную нагревательную печь; и использование высокотемпературного дымового газа для нагревания первичного твердого материала; (3) подача первичного твердого материала во второй циклонный сепаратор под действием отрицательного давления для отделения вторичного твердого материала, который поступает в восстановительный реактор; (4) подача восстановительного газа в восстановительный реактор для восстановления вторичного твердого материала с получением восстановленного порошка; (5) выгрузка восстановленного порошка непосредственно в многофункциональную плавильную печь; добавление флюса в многофункциональную плавильную печь, выгрузка восстановленного порошка для подачи в многофункциональную плавильную печь, добавление дуговой плавки, распыление и раздувание сжигаемого угля для нагревания, нагревание восстановленного порошка посредством сжигаемого угля, и обработка дуговой плавкой с образованием слоя жидкого шлака и расплавленного чугуна. В этом патенте в процессе плавки используют дуговой нагрев с помощью электродов, а для дополнительного подвода тепла сжигают угольную пыль. Аналогичным образом этот процесс также подвержен ограничениям по электроэнергии.Application No. CN201910241058.8 proposes a “method for producing molten iron by directly reducing and smelting powdered iron ore in a suspended state”, which is carried out according to the following steps: (1) placing powdered iron ore in a bin; (2) transporting it to a primary cyclone separator and separating the primary solid material to be fed to a slurry heating furnace; and using high-temperature flue gas to heat the primary solid material; (3) feeding the primary solid material to a second cyclone separator under negative pressure to separate the secondary solid material, which is fed to a reduction reactor; (4) feeding a reducing gas into the reduction reactor to reduce the secondary solid material to obtain reduced powder; (5) discharging the reduced powder directly into a multifunctional smelting furnace; adding flux to a multifunctional melting furnace, discharging reduced powder to feed the multifunctional melting furnace, adding arc melting, spraying and blowing the combustible coal for heating, heating the reduced powder by the combustible coal, and arc melting treatment to form a layer of liquid slag and molten iron. In this patent, arc heating by electrodes is used in the melting process, and coal dust is burned for additional heat supply. Similarly, this process is also subject to electricity limitations.
РАСКРЫТИЕ СУЩНОСТИ ИЗОБРЕТЕНИЯDISCLOSURE OF THE ESSENCE OF THE INVENTION
Целью настоящего изобретения является создание способа получения низкоуглеродистого чугуна путем прямого восстановления во взвешенном состоянии и плавки-разделения в печи с боковым дутьем, в котором порошкообразную железную РУДУ непосредственно восстанавливают во взвешенном состоянии, а затем для плавки используют печь с боковым дутьем, чтобы выполнить окончательное восстановление и разделение шлака и чугуна. Этот способ упрощает процесс получения расплавленного чугуна и в то же время обеспечивает синергетическое использование энергии для снижения производственных затрат.The present invention aims to provide a method for producing low-carbon iron by direct suspension reduction and smelting-separation in a side-blown furnace, in which powdered iron ore is directly reduced in a suspension state, and then a side-blown furnace is used for smelting to perform final reduction and separation of slag and iron. This method simplifies the process of producing molten iron and at the same time realizes synergistic use of energy to reduce production costs.
Для достижения вышеуказанной цели в настоящем изобретении предложены следующие технические решения.In order to achieve the above objective, the following technical solutions are proposed in the present invention.
В изобретении предложен способ получения низкоуглеродистого чугуна путем прямого восстановления во взвешенном состоянии и плавки-разделения в печи с боковым дутьем, который включает следующие этапы;The invention proposes a method for producing low-carbon cast iron by direct reduction in a suspended state and smelting-separation in a side-blown furnace, which includes the following stages:
этап S1: дробление и измельчение железной руды в железорудный порошок;Stage S1: crushing and grinding iron ore into iron ore powder;
этап S2: помещение железорудного порошка в суспензионную восстановительную печь, подача высокотемпературного восстановительного газа из нижней части суспензионной восстановительной печи для непосредственного восстановления железорудного порошка во взвешенном состоянии, поддержание температуры в суспензионной восстановительной печи в диапазоне от 700°С до 900°С и времени восстановления в диапазоне от 10 до 60 минут и получение восстановленного железного порошка со степенью металлизации больше 90%; иstep S2: placing the iron ore powder into a suspension reduction furnace, supplying high-temperature reducing gas from the lower portion of the suspension reduction furnace to directly reduce the iron ore powder in a suspended state, maintaining the temperature in the suspension reduction furnace in a range of 700°C to 900°C and the reduction time in a range of 10 to 60 minutes, and obtaining reduced iron powder with a metallization degree of more than 90%; and
этап S3: добавление восстановленного железного порошка, флюса и твердого восстановителя в печь с боковым дутьем для плавки и окончательного восстановления, распыление обогащенного кислородом воздуха и топлива в печь с боковым дутьем, чтобы обеспечить тепло для ванны расплава; поддержание температуры ванны расплава в диапазоне от 1450°С до 1600°С и времени плавления в диапазоне от 30 минут до 90 минут, и получение окончательного восстановленного железа со степенью восстановления более 98%.Step S3: adding reduced iron powder, flux and solid reducing agent into the side-blown furnace for melting and final reduction, spraying oxygen-rich air and fuel into the side-blown furnace to provide heat for the melt bath; maintaining the melt bath temperature in the range of 1450°C to 1600°C and the melting time in the range of 30 minutes to 90 minutes, and obtaining final reduced iron with a reduction rate of more than 98%.
В одном возможном варианте осуществления способ также включает следующий этап:In one possible embodiment, the method also includes the following step:
этап S4: получение высокотемпературного риформированного угольного газа с температурой от 700°С до 900°С путем риформинга плавильного дымового газа, образованного в печи с боковым дутьем, посредством оборудования для риформинга угольного газа, и подача в суспензионную восстановительную печь для использования.Step S4: obtaining high-temperature reformed coal gas having a temperature of 700°C to 900°C by reforming the melting flue gas generated in the side-blown furnace through the coal gas reforming equipment, and feeding it into the slurry reduction furnace for use.
В одном возможном варианте осуществления на этапе S1 доля железорудного порошка с размером частиц меньшим или равным 0,074 мм составляет от 65% до 85% общей массы.In one possible embodiment, in step S1, the proportion of iron ore powder with a particle size of less than or equal to 0.074 mm is from 65% to 85% of the total mass.
В одном возможном варианте осуществления высокотемпературный восстановительный газ на этапе S2 представляет собой один или более из высокотемпературного риформированного угольного газа, угольного газа коксовой печи, конвертерного угольного газа, угольного газа доменной печи, природного газа, сжиженного газа, сланцевого газа, газа из биомассы и водородного газа.In one possible embodiment, the high temperature reducing gas in step S2 is one or more of high temperature reformed coal gas, coke oven coal gas, converter coal gas, blast furnace coal gas, natural gas, liquefied gas, shale gas, biomass gas and hydrogen gas.
В одном возможном варианте осуществления этап S2 также включает следующий этап: подача обогащенного кислородом воздуха в суспензионную восстановительную печь и осуществление сжигания для поддержания температуры в суспензионной восстановительной печи в диапазоне от 700°С до 900°С.In one possible embodiment, step S2 also includes the following step: supplying oxygen-enriched air to the suspension reduction furnace and performing combustion to maintain the temperature in the suspension reduction furnace in the range of from 700°C to 900°C.
В одном возможном варианте осуществления флюс на этапе S3 представляет собой один или более из кварцевого песка, кварцевого камня, известняка или доломита.In one possible embodiment, the flux in step S3 is one or more of quartz sand, quartz rock, limestone or dolomite.
В одном возможном варианте осуществления твердый восстановитель на этапе S3 представляет собой один или более из антрацитового угля, битуминозного угля, лигнитового угля, древесного угля, полукокса, кокса и нефтяного кокса.In one possible embodiment, the solid reducing agent in step S3 is one or more of anthracite coal, bituminous coal, lignite coal, charcoal, semi-coke, coke and petroleum coke.
В одном возможном варианте осуществления топливо на этапе S3 представляет собой одно или более из газовых топлив и твердых топлив; при этомIn one possible embodiment, the fuel in step S3 is one or more of gaseous fuels and solid fuels; wherein
газовые топлива включают: природный газ, сжиженный нефтяной газ, угольный газ, газ из биомассы или водородный газ;Gaseous fuels include: natural gas, liquefied petroleum gas, coal gas, biomass gas or hydrogen gas;
твердые топлива включают: угольную пыль, коксовую пыль или нефтяной кокс, причем твердые топлива имеют размер частиц меньше 100 мкм.Solid fuels include: coal dust, coke dust or petroleum coke, where solid fuels have a particle size of less than 100 µm.
В одном возможном варианте осуществления обогащенный кислородом воздух имеет объемное содержание кислорода в диапазоне от 50% до 99,5%.In one possible embodiment, the oxygen-enriched air has an oxygen content by volume in the range of 50% to 99.5%.
В одном возможном варианте осуществления высокотемпературный риформированный угольный газ на этапе S4 содержит СО, H2, СО2 и H2O, причем объемная концентрация СО и H2 равна или больше 70%.In one possible embodiment, the high temperature reformed coal gas in step S4 comprises CO, H2 , CO2 and H2O , wherein the volume concentration of CO and H2 is equal to or greater than 70%.
Технические эффекты и преимущества настоящего изобретения следующие.The technical effects and advantages of the present invention are as follows.
В настоящем изобретении порошкообразную руду используют непосредственно, окускование сырья не требуется, частицы железной руды восстанавливают в потоке высокотемпературного восстановительного газа, а затем выполняют окончательное восстановление и разделение шлака и чугуна в печи с боковым дутьем. По сравнению с другими процессами выплавки чугуна затраты на обработку порошкообразной руды ниже; процесс прямого восстановления во взвешенном состоянии не требует использования кокса; в то же время можно отказаться от процессов спекания и коксования, что экономит потребление энергии и снижает загрязнение окружающей среды. Кроме того, по сравнению с блоковой рудой размер частиц порошкообразной руды меньше, а удельная площадь поверхности порошкообразной руды больше, поэтому во время процесса восстановления во взвешенном состоянии частицы минерального порошка могут более полно контактировать с восстановительным газом, тем самым усиливая процесс массообмена, теплопередачи и восстановления между частицами и газом, который обладает множеством преимуществ, таких как высокий коэффициент использования оборудования, высокая эффективность теплообмена и т.д., и является экологически чистым процессом выплавки чугуна. Окончательное восстановление и разделение шлака и чугуна выполняют в печи с боковым дутьем. Пламя при сгорании топлива непосредственно соприкасается с ванной расплава, что улучшает эффективность теплопередачи. При этом газ возмущает ванну расплава, что способствует усилению процесса восстановления.In the present invention, the powdered ore is used directly, no agglomeration of raw materials is required, the iron ore particles are reduced in a high-temperature reducing gas flow, and then the final reduction and separation of slag and iron is carried out in a side-blown furnace. Compared with other iron smelting processes, the cost of processing the powdered ore is lower; the direct reduction process in a suspended state does not require the use of coke; at the same time, the sintering and coking processes can be omitted, which saves energy consumption and reduces environmental pollution. In addition, compared with the block ore, the particle size of the powder ore is smaller and the specific surface area of the powder ore is larger, so that during the suspension reduction process, the mineral powder particles can more fully contact with the reducing gas, thereby enhancing the mass transfer, heat transfer and reduction process between the particles and the gas, which has many advantages such as high equipment utilization rate, high heat exchange efficiency, etc., and is an environmentally friendly iron smelting process. The final reduction and separation of slag and iron are carried out in a side-blown furnace. The flame during fuel combustion directly contacts the molten bath, which improves the heat transfer efficiency. At the same time, the gas disturbs the molten bath, which helps to enhance the reduction process.
Дополнительные признаки и преимущества настоящего изобретения будут изложены в приведенном ниже описании изобретения и отчасти будут очевидны из описания или могут быть изучены при практическом осуществлении настоящего изобретения. Цель и другие преимущества настоящего изобретения могут быть реализованы и достигнуты с помощью конструкции, указанной в описании изобретения и на чертежах.Additional features and advantages of the present invention will be set forth in the description of the invention below and in part will be obvious from the description or may be learned by practice of the present invention. The object and other advantages of the present invention may be realized and attained by means of the structure indicated in the description of the invention and in the drawings.
КРАТКОЕ ОПИСАНИЕ ЧЕРТЕЖЕЙBRIEF DESCRIPTION OF DRAWINGS
На ФИГ. 1 приведена блок-схема способа получения низкоуглеродистого чугуна путем прямого восстановления во взвешенном состоянии и плавки-разделения в печи с боковым дутьем в соответствии с примером осуществления настоящего изобретения.FIG. 1 is a block diagram of a method for producing low-carbon cast iron by direct suspension reduction and smelting-separation in a side-blown furnace in accordance with an embodiment of the present invention.
ОСУЩЕСТВЛЕНИЕ ИЗОБРЕТЕНИЯIMPLEMENTATION OF THE INVENTION
Технические решения в примерах настоящего изобретения будут ясно и полностью описаны ниже в примерах настоящего изобретения со ссылкой на чертежи. Очевидно, что описанные примеры являются лишь некоторыми вариантами осуществления настоящего изобретения, а не всеми вариантами осуществления настоящего изобретения. Все другие примеры, полученные специалистами в данной области на основе примеров настоящего изобретения без творческих усилий, попадают в объем охраны настоящего изобретения.The technical solutions in the examples of the present invention will be clearly and completely described below in the examples of the present invention with reference to the drawings. It is obvious that the described examples are only some embodiments of the present invention, and not all embodiments of the present invention. All other examples obtained by specialists in the field based on the examples of the present invention without creative efforts fall within the scope of protection of the present invention.
Общая концепция настоящего изобретения включает: дробление и измельчение железной руды в железорудный порошок; помещение железорудного порошка в суспензионную восстановительную печь (восстановительную печь с псевдоожиженным слоем), подача высокотемпературного восстановительного газа для прямого восстановления железорудного порошка во взвешенном состоянии, добавление восстановленного железного порошка, полученного после восстановления, в печь с боковым дутьем, затем добавление флюса и восстановителя, плавление и окончательное восстановление шихты в печи с боковым дутьем для достижения разделения шлака и чугуна.The general concept of the present invention includes: crushing and grinding iron ore into iron ore powder; placing the iron ore powder into a slurry reduction furnace (fluidized bed reduction furnace), supplying high-temperature reducing gas to directly reduce the iron ore powder in a suspended state, adding the reduced iron powder obtained after reduction into a side-blown furnace, then adding flux and reducing agent, melting and finally reducing the batch in the side-blown furnace to achieve separation of slag and iron.
На ФИГ. 1 приведена блок-схема способа получения низкоуглеродистого чугуна путем прямого восстановления во взвешенном состоянии и плавки-разделения в печи с боковым дутьем в соответствии с примером осуществления настоящего изобретения. Как показано на ФИГ. 1, в примере осуществления настоящего изобретения предложен способ получения низкоуглеродистого чугуна путем прямого восстановления во взвешенном состоянии и плавки-разделения в печи с боковым дутьем, конкретные этапы реализации которого заключаются в следующем.FIG. 1 is a flow chart of a method for producing low-carbon cast iron by direct flash reduction and smelting-separation in a side-blown furnace according to an embodiment of the present invention. As shown in FIG. 1, an embodiment of the present invention provides a method for producing low-carbon cast iron by direct flash reduction and smelting-separation in a side-blown furnace, the specific steps of which are as follows.
Этап S1: дробление и измельчение железной руды в железорудный порошок, при этом доля железорудного порошка с размером частиц меньшим или равным 0,074 мм составляет от 65% до 85% общей массы.Step S1: crushing and grinding iron ore into iron ore powder, wherein the proportion of iron ore powder with a particle size of less than or equal to 0.074 mm is 65% to 85% of the total mass.
Этап S2: помещение железорудного порошка в суспензионную восстановительную печь, подача высокотемпературного восстановительного газа из нижней части суспензионной восстановительной печи для непосредственного восстановления железорудного порошка во взвешенном состоянии, поддержание температуры в суспензионной восстановительной печи в диапазоне от 700°С до 900°С и времени восстановления в диапазоне от 10 до 60 минут и получение восстановленного железного порошка со степенью металлизации больше 90%; и отвод отходящего газа, образованного в суспензионной восстановительной печи после рекуперации отходящего тепла и удаления пыли, и непосредственное распыление содержащей восстановленное железо пыли в отходящем газе в печь с боковым дутьем.Step S2: placing iron ore powder into a suspension reduction furnace, supplying high-temperature reducing gas from the lower portion of the suspension reduction furnace to directly reduce the iron ore powder in a suspended state, maintaining the temperature in the suspension reduction furnace in a range of 700°C to 900°C and a reduction time in a range of 10 to 60 minutes, and obtaining reduced iron powder with a metallization degree of more than 90%; and discharging the exhaust gas generated in the suspension reduction furnace after recovering waste heat and removing dust, and directly spraying the dust containing reduced iron in the exhaust gas into a side-blown furnace.
Кроме того, в дополнение к высокотемпературному риформированному угольному газу в суспензионную восстановительную печь также могут быть поданы угольный газ коксовой печи, конвертерный угольный газ, угольный газ доменной печи, природный газ, сжиженный газ, сланцевый газ, газ из биомассы, водородный газ и другие газы.In addition to high-temperature reformed coal gas, coke oven coal gas, converter coal gas, blast furnace coal gas, natural gas, liquefied gas, shale gas, biomass gas, hydrogen gas and other gases can also be fed into the slurry reduction furnace.
Для поддержания температуры внутри суспензионной восстановительной печи в печь может соответствующим образом подаваться обогащенный кислородом воздух, и за счет сгорания горючих газов может выделяться тепло для поддержания температуры внутри восстановительной печи. Обогащенный кислородом воздух имеет объемное содержание кислорода в диапазоне от 50% до 99,5%.In order to maintain the temperature inside the suspension reduction furnace, oxygen-enriched air may be supplied to the furnace accordingly, and heat may be generated by combustion of combustible gases to maintain the temperature inside the reduction furnace. The oxygen-enriched air has an oxygen content of 50% to 99.5% by volume.
Этап S3: добавление восстановленного железного порошка во взвешенном состоянии, флюса и твердого восстановителя в печь с боковым дутьем, использование многоканальных распылительных форсунок с обеих сторон печи с боковым дутьем для распыления обогащенного кислородом воздуха и топлива в переходную зону между слоем шлака и расплавленным чугуном в печи, чтобы обеспечить тепло для ванны расплава, нагревания, плавления и окончательного восстановления материалов в печи, поддержание температуры ванны расплава в диапазон от 1450°С до 1600°С и времени плавки в диапазоне от 30 минут до 90 минут, получение конечного восстановленного железа со степенью восстановления больше 98%, регулярная выгрузка образованного расплавленного чугуна и шлака через отверстия для чугуна и шлака; получение высокотемпературного риформированного угольного газа с температурой в диапазоне от 700°С до 900°С путем риформинга плавильного дымового газа, полученного в печи с боковым дутьем, посредством оборудования для риформинга угольного газа, и введение в суспензионную восстановительную печь для использования. Высокотемпературный риформированный угольный газ содержит композиции СО, H2, СО2 и Н2О, причем объемная концентрация СО и Н2 равна или больше 70%.Step S3: adding suspended reduced iron powder, flux and solid reducing agent into the side-blown furnace, using multi-channel spray nozzles on both sides of the side-blown furnace to spray oxygen-rich air and fuel into the transition zone between the slag layer and the molten iron in the furnace to provide heat for the molten bath, heating, melting and finally reducing the materials in the furnace, maintaining the molten bath temperature in the range of 1450°C to 1600°C and the melting time in the range of 30 minutes to 90 minutes, obtaining the final reduced iron with a reduction rate of more than 98%, regularly discharging the formed molten iron and slag through the iron and slag holes; obtaining high-temperature reformed coal gas having a temperature in the range of 700°C to 900°C by reforming the melting flue gas obtained in the side-blown furnace by means of coal gas reforming equipment, and introducing it into a slurry reduction furnace for use. The high-temperature reformed coal gas contains compositions of CO, H2 , CO2 and H2O , wherein the volume concentration of CO and H2 is equal to or greater than 70%.
При этом флюс представляет собой один или более из кварцевого песка, кварцевого камня, известняка или доломита; твердый восстановитель представляет собой один или более из антрацитового угля, битуминозного угля, лигнитового угля, древесного угля, полукокса, кокса и нефтяного кокса; топлива включают одно или более из газовых топлив, таких как природный газ, сжиженный нефтяной газ, угольный газ, газ из биомассы или водородный газ и т.д., и твердых топлив, таких как угольная пыль, коксовая пыль, нефтяной кокс и т.д., причем твердые топлива имеют размер частиц меньше 100 мкм; а обогащенный кислородом воздух имеет объемное содержание кислорода в диапазоне от 50% до 99,5%.In this case, the flux is one or more of quartz sand, quartz stone, limestone or dolomite; the solid reducing agent is one or more of anthracite coal, bituminous coal, lignite coal, charcoal, semi-coke, coke and petroleum coke; the fuels include one or more of gaseous fuels such as natural gas, liquefied petroleum gas, coal gas, biomass gas or hydrogen gas, etc., and solid fuels such as coal dust, coke dust, petroleum coke, etc., wherein the solid fuels have a particle size of less than 100 μm; and the oxygen-enriched air has an oxygen volume content in the range of from 50% to 99.5%.
Этап S4: получение высокотемпературного риформированного угольного газа с температурой от 700°С до 900°С путем риформинга плавильного дымового газа, образованного в печи с боковым дутьем, посредством оборудования для риформинга угольного газа, и подача в суспензионную восстановительную печь для использования.Step S4: obtaining high-temperature reformed coal gas having a temperature of 700°C to 900°C by reforming the melting flue gas generated in the side-blown furnace through the coal gas reforming equipment, and feeding it into the slurry reduction furnace for use.
В настоящем изобретении размер частиц порошкообразной руды в суспензионной восстановительной печи небольшой, что улучшает кинетику восстановления и способствует быстрому восстановлению железорудного порошка. Восстановленные материалы добавляют в печь с боковым дутьем для окончательного восстановления и разделения шлака и чугуна. Обогащенный кислородом воздух и топливо распыляют в ванну расплава посредством многоканальной распылительной форсунки сбоку пода печи. Поскольку пламя при горении непосредственно соприкасается с ванной расплава в режиме погружения, скорость теплопередачи улучшается, что позволяет добиться быстрого плавления и восстановительной плавки материалов, добавляемых в верхнюю часть шлака. Кроме того, температурой расплавленного чугуна можно гибко управлять за счет регулирования количества распыляемого обогащенного кислородом воздуха и топлива. В печи с боковым дутьем образуется высокотемпературный плавильный угольный газ с температурой от 1450°С до 1600°С. Из-за высокотемпературного угольного газа и наличия некоторых окисляющих газов, таких как СО2 и Н2О, требуется риформинг угольного газа. В печи для риформинга угольного газа высокотемпературный плавильный угольный газ вступает в контакт с взвешенной угольной пылью, и содержащиеся в угольном газе СО2 и Н2О реагируют с угольной пылью с образованием СО и Н2, при этом поглощая тепло и снижая температуру дымового газа; а объемная концентрация СО и H2 в угольном газе после риформинга равна или больше 70%.In the present invention, the particle size of the powder ore in the suspension reduction furnace is small, which improves the reduction kinetics and promotes rapid reduction of the iron ore powder. The reduced materials are added to the side-blown furnace for final reduction and separation of slag and iron. Oxygen-enriched air and fuel are sprayed into the molten bath by a multi-channel spray nozzle on the side of the furnace bottom. Since the flame directly contacts the molten bath in the immersion mode during combustion, the heat transfer rate is improved, which can achieve rapid melting and reduction smelting of materials added to the top of the slag. In addition, the temperature of the molten iron can be flexibly controlled by adjusting the amount of oxygen-enriched air and fuel sprayed. In the side-blown furnace, high-temperature smelting coal gas with a temperature of 1450°C to 1600°C is formed. Due to the high temperature of coal gas and the presence of some oxidizing gases such as CO2 and H2O , coal gas reforming is required. In the coal gas reforming furnace, the high temperature melting coal gas comes into contact with the suspended coal dust, and the CO2 and H2O contained in the coal gas react with the coal dust to form CO and H2 , thereby absorbing heat and reducing the temperature of the flue gas; and the volume concentration of CO and H2 in the coal gas after reforming is equal to or greater than 70%.
Пример 1:Example 1:
(1) железную руду дробили и измельчали в железорудный порошок, при этом доля железорудного порошка с размером частиц меньшим или равным 0,074 мм составляла от 65% до 85% общей массы;(1) the iron ore was crushed and ground into iron ore powder, and the proportion of iron ore powder with a particle size of less than or equal to 0.074 mm was 65% to 85% of the total mass;
(2) железорудный порошок помещали в суспензионную восстановительную печь, из нижней части суспензионной восстановительной печи подавали высокотемпературный риформированный угольный газ с температурой 700°С, причем объемная концентрация СО и Н2 в угольном газе была равна или больше 85%, в печь подавали обогащенный кислородом воздух (с объемным содержанием кислорода 95%), в суспензионной восстановительной печи поддерживали температуру от 750°С до 800°С, и железорудный порошок непосредственно восстанавливали во взвешенном состоянии. Время восстановления составляет 60 минут для получения восстановленного железного порошка со степенью металлизации 90%; а отходящий газ, образуемый в суспензионной восстановительной печи, отводили после рекуперации отходящего тепла и удаления пыли, и содержащую восстановленное железо пыль в отходящем газе непосредственно распыляли в печь с боковым дутьем;(2) the iron ore powder was placed in a suspension reduction furnace, high-temperature reformed coal gas of 700°C was supplied from the lower part of the suspension reduction furnace, and the volume concentration of CO and H2 in the coal gas was equal to or greater than 85%, oxygen-enriched air (with an oxygen content of 95% by volume) was supplied into the furnace, the temperature in the suspension reduction furnace was maintained at 750°C to 800°C, and the iron ore powder was directly reduced in a suspended state. The reduction time was 60 minutes to obtain a reduced iron powder with a metallization degree of 90%; and the exhaust gas generated in the suspension reduction furnace was discharged after waste heat recovery and dust removal, and the dust containing reduced iron in the exhaust gas was directly sprayed into the side-blown furnace;
(3) восстановленный железный порошок после восстановления во взвешенном состоянии, известняк и антрацитовый уголь добавляли в печь с боковым дутьем; с помощью многоканальных распылительных форсунок с обеих сторон печи с боковым дутьем распыляли обогащенный кислородом воздух (с объемным содержанием кислорода 80%) и природный газ в переходную зону между слоем шлака и расплавленным чугуном в печи, чтобы обеспечить теплом ванну расплава для нагрева, плавления и окончательного восстановления материалов в печи. Температуру ванны расплава поддерживали на уровне 1450°С, время плавки составляло 90 минут. Степень восстановления железа после окончательного восстановления превышает 98%. Образующиеся расплавленный чугун и шлак регулярно выгружали через отверстия для чугуна и шлака; и(3) The reduced iron powder after suspension reduction, limestone and anthracite coal were added into the side-blown furnace; oxygen-enriched air (with an oxygen content of 80% by volume) and natural gas were sprayed into the transition zone between the slag layer and the molten iron in the furnace by means of multi-channel spray nozzles on both sides of the side-blown furnace to provide heat to the molten bath for heating, melting and final reduction of the materials in the furnace. The temperature of the molten bath was maintained at 1450°C, and the melting time was 90 minutes. The iron reduction rate after final reduction was greater than 98%. The resulting molten iron and slag were regularly discharged through the iron and slag openings; and
(4) получали высокотемпературный риформированный угольный газ с температурой от 700°С путем риформинга плавильного дымового газа, образованного в печи с боковым дутьем, посредством оборудования для риформинга угольного газа, и подавали в суспензионную восстановительную печь для использования. Объемная концентрация СО и H2 в высокотемпературном риформированном угольном газе равна или больше 85%.(4) high-temperature reformed coal gas having a temperature of 700°C or higher was obtained by reforming the melting flue gas generated in the side-blown furnace by means of coal gas reforming equipment, and supplied to a slurry reduction furnace for use. The volume concentration of CO and H2 in the high-temperature reformed coal gas was equal to or greater than 85%.
Пример 2:Example 2:
(1) железную руду дробили и измельчали в железорудный порошок, при этом доля железорудного порошка с размером частиц меньшим или равным 0,074 мм составляла от 65% до 85% общей массы;(1) the iron ore was crushed and ground into iron ore powder, and the proportion of iron ore powder with a particle size of less than or equal to 0.074 mm was 65% to 85% of the total mass;
(2) железорудный порошок помещали в суспензионную восстановительную печь, из нижней части суспензионной восстановительной печи подавали высокотемпературный риформированный угольный газ с температурой 900°С, причем объемная концентрация СО и H2 в угольном газе была равна или больше 75%, в печь подавали обогащенный кислородом воздух (с объемным содержанием кислорода 95%), в суспензионной восстановительной печи поддерживали температуру от 750°С до 800°С, и железорудный порошок непосредственно восстанавливали во взвешенном состоянии. Время восстановления составляет 10 минут для получения восстановленного железного порошка со степенью металлизации 90%; а отходящий газ, образуемый в суспензионной восстановительной печи, отводили после рекуперации отходящего тепла и удаления пыли, и содержащую восстановленное железо пыль в отходящем газе непосредственно распыляли в печь с боковым дутьем;(2) the iron ore powder was placed in a suspension reduction furnace, high-temperature reformed coal gas of 900°C was supplied from the lower part of the suspension reduction furnace, and the volume concentration of CO and H2 in the coal gas was equal to or greater than 75%, oxygen-enriched air (with an oxygen content of 95% by volume) was supplied into the furnace, the temperature in the suspension reduction furnace was maintained at 750°C to 800°C, and the iron ore powder was directly reduced in a suspended state. The reduction time was 10 minutes to obtain a reduced iron powder with a metallization degree of 90%; and the exhaust gas generated in the suspension reduction furnace was discharged after waste heat recovery and dust removal, and the dust containing reduced iron in the exhaust gas was directly sprayed into the side-blown furnace;
(3) восстановленный железный порошок после восстановления во взвешенном состоянии, известняк и антрацитовый уголь добавляли в печь с боковым дутьем; с помощью многоканальных распылительных форсунок с обеих сторон печи с боковым дутьем распыляли обогащенный кислородом воздух (с объемным содержанием кислорода 95%) и природный газ в переходную зону между слоем шлака и расплавленным чугуном в печи, чтобы обеспечить теплом ванну расплава для нагрева, плавления и окончательного восстановления материалов в печи. Температуру ванны расплава поддерживали на уровне 1600°С, время плавки составляло 30 минут. Степень восстановления железа после окончательного восстановления превышает 98%. Образующиеся расплавленный чугун и шлак регулярно выгружали через отверстия для чугуна и шлака; и(3) The reduced iron powder after suspension reduction, limestone and anthracite coal were added into the side-blown furnace; oxygen-enriched air (with an oxygen content of 95% by volume) and natural gas were sprayed into the transition zone between the slag layer and the molten iron in the furnace by means of multi-channel spray nozzles on both sides of the side-blown furnace to provide heat to the molten bath for heating, melting and final reduction of the materials in the furnace. The temperature of the molten bath was maintained at 1600°C, and the melting time was 30 minutes. The iron reduction rate after final reduction was greater than 98%. The resulting molten iron and slag were regularly discharged through the iron and slag openings; and
(4) получали высокотемпературный риформированный угольный газ с температурой от 900°С путем риформинга плавильного дымового газа, образованного в печи с боковым дутьем, посредством оборудования для риформинга угольного газа, и подавали в суспензионную восстановительную печь для использования. Объемная концентрация СО и Н2 в высокотемпературном риформированном угольном газе равна или больше 75%.(4) high-temperature reformed coal gas having a temperature of 900°C or higher was obtained by reforming the melting flue gas generated in the side-blown furnace by means of coal gas reforming equipment, and supplied to a slurry reduction furnace for use. The volume concentration of CO and H2 in the high-temperature reformed coal gas was equal to or greater than 75%.
Наконец, следует отметить, что вышеприведенное представляет лишь предпочтительные примеры настоящего изобретения и не предназначено для ограничения настоящего изобретения. Хотя настоящее изобретение было подробно описано со ссылкой на вышеупомянутые примеры, специалистам в данной области понятно, что технические решения, описанные в вышеупомянутых различных примерах, могут быть модифицированы, или в некоторых их технических признаках могут быть произведены эквивалентные замены. Любые модификации, эквивалентные замены, усовершенствования и т.д., внесенные в пределах сущности и принципов настоящего изобретения, должны быть включены в объем правовой охраны настоящего изобретения.Finally, it should be noted that the above represents only preferred examples of the present invention and is not intended to limit the present invention. Although the present invention has been described in detail with reference to the above-mentioned examples, it is understood by those skilled in the art that the technical solutions described in the above-mentioned various examples may be modified, or equivalent replacements may be made in some of their technical features. Any modifications, equivalent replacements, improvements, etc. made within the spirit and principles of the present invention shall be included in the scope of legal protection of the present invention.
Claims (17)
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202310223655.4 | 2023-03-09 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2843558C1 true RU2843558C1 (en) | 2025-07-15 |
Family
ID=
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5746805A (en) * | 1995-07-18 | 1998-05-05 | Metallgesellschaft Aktiengesellschaft | Process for the continuous manufacture of steel |
| CN101445848A (en) * | 2008-12-22 | 2009-06-03 | 莱芜钢铁集团有限公司 | Process and device for continuous steelmaking from ferriferous material |
| CN101445851A (en) * | 2008-12-29 | 2009-06-03 | 莱芜钢铁集团有限公司 | Suspended reduction process for iron-containing materials and device therefor |
| CN101748234A (en) * | 2009-09-28 | 2010-06-23 | 莱芜钢铁集团有限公司 | Continuous steel-making method of short process with suspension pre-reduction |
| CN107630139A (en) * | 2017-11-20 | 2018-01-26 | 徐州贝克福尔节能环保技术有限公司 | A kind of iron ore fluidization suspension preheating prereduction device and method |
| US20180087120A1 (en) * | 2016-09-28 | 2018-03-29 | Institute Of Process Engineering, Chinese Academy Of Sciences | Method and apparatus for treating iron-contained raw material using bath smelting furnace |
| CN109929959A (en) * | 2019-03-28 | 2019-06-25 | 东北大学 | A kind of method of powdery iron ore suspended state direct-reduction-melting production molten iron |
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US5746805A (en) * | 1995-07-18 | 1998-05-05 | Metallgesellschaft Aktiengesellschaft | Process for the continuous manufacture of steel |
| CN101445848A (en) * | 2008-12-22 | 2009-06-03 | 莱芜钢铁集团有限公司 | Process and device for continuous steelmaking from ferriferous material |
| CN101445851A (en) * | 2008-12-29 | 2009-06-03 | 莱芜钢铁集团有限公司 | Suspended reduction process for iron-containing materials and device therefor |
| CN101748234A (en) * | 2009-09-28 | 2010-06-23 | 莱芜钢铁集团有限公司 | Continuous steel-making method of short process with suspension pre-reduction |
| US20180087120A1 (en) * | 2016-09-28 | 2018-03-29 | Institute Of Process Engineering, Chinese Academy Of Sciences | Method and apparatus for treating iron-contained raw material using bath smelting furnace |
| CN107630139A (en) * | 2017-11-20 | 2018-01-26 | 徐州贝克福尔节能环保技术有限公司 | A kind of iron ore fluidization suspension preheating prereduction device and method |
| CN109929959A (en) * | 2019-03-28 | 2019-06-25 | 东北大学 | A kind of method of powdery iron ore suspended state direct-reduction-melting production molten iron |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN110438277B (en) | A cyclone flash reduction direct steelmaking system and process | |
| US7198658B2 (en) | Method for producing feed material for molten metal production and method for producing molten metal | |
| CN101724721A (en) | Process for producing molten hot molten iron | |
| CN101928800A (en) | Method for directly reducing carbon-bearing ferromagnetic metal pellets by adopting sensible heat of raw gases | |
| CN106086281B (en) | A kind of flash ironmaking and the integrated apparatus and method of coal gas | |
| KR100939268B1 (en) | Apparatus for manufacturing molten iron and method for manufacturing molten iron using the same | |
| KR100568352B1 (en) | Charter production method using the generated dusts as briquettes as raw materials | |
| CN115900343B (en) | Suspension side-blown electric heating furnace and smelting method for iron-based minerals | |
| CN105755196B (en) | A kind of Ferrous Metallurgy method of clean and effective | |
| CN101519705A (en) | Method for preparing molten iron by utilizing oxygen top blown smelting reduction ironmaking | |
| KR100376506B1 (en) | Method for agglomerating iron ore fines for coal based iron making using waste sludge | |
| RU2843558C1 (en) | Method of producing low-carbon cast iron by direct reduction in suspension and melting-separation in furnace with side blowing | |
| US5558696A (en) | Method of direct steel making from liquid iron | |
| CN115896379B (en) | Application method of European smelting furnace system for iron making by utilizing scrap steel | |
| CN115927779A (en) | Europe and metallurgy furnace system for making iron by utilizing scrap steel and using method | |
| WO2024183501A1 (en) | Low-carbon ironmaking method based on suspended direct reduction-smelting separation in side-blown furnace | |
| Zhou et al. | Development of smelting reduction ironmaking process | |
| CN109628676B (en) | A short-flow process for directly producing pure molten iron | |
| JPH037723B2 (en) | ||
| CN114854924B (en) | Method and device for preparing low-phosphorus molten iron from high-phosphorus iron ore | |
| CN1584075A (en) | Powder fuel spray melting method for slegs of top blowing immersion melting furnace in blast furnace | |
| TR2024005931T (en) | LOW CARBON IRON PRODUCTION METHOD BY DIRECT REDUCTION IN SUSPENDED STATE AND MELTING-SEPARATION IN A SIDE-BLOW FURNACE | |
| CN216445405U (en) | Direct steelmaking device of iron-containing powder in reducing atmosphere | |
| CN113789420B (en) | Direct steelmaking device for iron-containing powder in reducing atmosphere and using method | |
| CN117778669A (en) | A method for gasification dephosphorization of converter final slag and recycling of dephosphorization slag |