[go: up one dir, main page]

PL76243B1 - - Google Patents

Download PDF

Info

Publication number
PL76243B1
PL76243B1 PL15856172A PL15856172A PL76243B1 PL 76243 B1 PL76243 B1 PL 76243B1 PL 15856172 A PL15856172 A PL 15856172A PL 15856172 A PL15856172 A PL 15856172A PL 76243 B1 PL76243 B1 PL 76243B1
Authority
PL
Poland
Prior art keywords
reduction
furnace
pig iron
carried out
final reduction
Prior art date
Application number
PL15856172A
Other languages
English (en)
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from SE7204352A external-priority patent/SE402600B/xx
Priority claimed from SE7205211A external-priority patent/SE372775B/xx
Application filed filed Critical
Publication of PL76243B1 publication Critical patent/PL76243B1/pl

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00Making pig-iron other than in blast furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B11/00Making pig-iron other than in blast furnaces
    • C21B11/10Making pig-iron other than in blast furnaces in electric furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0006Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
    • C21B13/0013Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state introduction of iron oxide into a bath of molten iron containing a carbon reductant
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0006Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
    • C21B13/0013Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state introduction of iron oxide into a bath of molten iron containing a carbon reductant
    • C21B13/002Reduction of iron ores by passing through a heated column of carbon
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/12Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in electric furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
    • C21B13/143Injection of partially reduced ore into a molten bath
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B2100/00Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/60Process control or energy utilisation in the manufacture of iron or steel
    • C21B2100/62Energy conversion other than by heat exchange, e.g. by use of exhaust gas in energy production
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/134Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/10Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
    • Y02P10/143Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions of methane [CH4]
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y10TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC
    • Y10STECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y10S75/00Specialized metallurgical processes, compositions for use therein, consolidated metal powder compositions, and loose metal particulate mixtures
    • Y10S75/958Specialized metallurgical processes, compositions for use therein, consolidated metal powder compositions, and loose metal particulate mixtures with concurrent production of iron and other desired nonmetallic product, e.g. energy, fertilizer

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Vertical, Hearth, Or Arc Furnaces (AREA)
  • Manufacture Of Iron (AREA)

Description

Sposób ciaglej produkcji energii elektrycznej w dwuetapowym procesie wytwarzania surówki Przedmiotem wynalazku jest sposób ciaglej produkcji energii elektrycznej w dwuetapowym procesie wytwarzania surówki, otrzymywanej poza wielkim piecem, w którym prowadzi sie gazem redukcje wstepna rozdrobnionej rudy, z udzialem materialów zawierajacych wegiel, w temperaturze ponizej punktu topnienia surówki. Material wstepnie zredukowany przesyla sie do redukcji koncowej w piecach elektrycznych, pro¬ wadzonej w temperaturze wyzszej od temperatury topnienia surówki.Znany jest sposób otrzymywania surówki poza wielkim piecem w procesie dwuetapowym, to znaczy re¬ dukcji wstepnej, rozdrobnionej rudy gazem z udzialem materialów zawierajacych wegiel, w temperaturze po¬ nizej punktu topnienia surówki. Goracy material wstepnie zredukowany przesyla sie do redukcji koncowej na przyklad w piecach elektrycznych, przeprowadzanej w temperaturze wyzszej od temperatury topnienia surówki. Gaz uchodzacy ze srodowiska reakcji zawraca sie i wykorzystuje w procesie. Gaz redukcyjny potrzebny w procesie otrzymuje sie spalajac materialy weglowe w obecnosci powietrza, material miesza sie celem przys¬ pieszenia przebiegu reakcji, a wytop w piecu elektrycznym prowadzi sie w sposób tradycjonalny. Procesy takie zostaly opracowane przez Dwight-Lloyda McWanea.Znany jest proces Strategic-Udy bedacy rezultatem analizy procesu wielkopiecowego. Ogólnie proces Strategic-Udy polega na uzyciu pieca obrotowego do przeprowadzenia wstepnej redukcji rudy, zanim ostatecz¬ nie nie zostanie zredukowana w piecu elektrycznym lukowym. Proces ten polega na wstepnej redukcji, a wiec intensyfikuje proces koncowej redukcji w piecu elektrycznym. W procesie tym elektrody sa zanurzone w plyn¬ nym zuzlu. Wsad z pieca obrotowego znajduje sie na bokach pieca lub jest utrzymywany na powierzchni cie¬ klego zuzla. Cecha tego procesu jest calkowite wykorzystanie gazów z pieca elektrycznego do podgrzewania i czesciowej redukcji rudy w piecu obrotowym. Dla zwiekszenia wydajnosci pieca elektrycznego pozadane jest przeprowadzanie jak najdalej posunietej redukcji wstepnej. Proces Strategic-Udy nie jest traktowany jako proces do przerobu rud ubogich, ale jako proces zastepujacy wielki piec. Ekonomia polega na mniejszej inwestycji oraz na lepszej kontroli.2 76 243 Celem wynalazku jest wytwarzanie energii elektrycznej w dwuetapowym ciaglym procesie wytwarzania surówki, polegajacym na redukcji wstepnej rozdrobnionej rudy gazem z udzialem materialów zawierajacych wegiel, w temperaturze ponizej punktu topienia surówki, po czym goracy wstepnie zredukowany material przesyla sie do redukcji koncowej.W sposobie wedlug wynalazku redukcje wstepna prowadzi sie w piecu ze zlozem fluidalnym, a gazy uchodzace ze srodowiska reakcji wykorzystuje sie bezposrednio do produkcji energii elektrycznej, przy czym gaz redukcyjny wytwarza sie w przestrzeni pieca, w której nastepuje czesciowe spalanie materialów zawierajacych wegiel ze wstepnie ogrzanym powietrzem i/lub tlenem.Redukcje koncowa prowadzi sie w piecu elektrycznym, weglem zawartym w kapieli metalowej wprowa¬ dzonej uprzednio do tego pieca lub weglem zawartym w warstwie koksu umieszczonej na powierzchni kapieli metalowej.Proces redukcji koncowej prowadzi sie w piecu elektrycznym o nagrzewaniu posrednim lub bezposrednim kapieli metalowej, z intensywnym mieszaniem kapieli metalowej.Podczas redukcji koncowej zawartosc wegla w kapieli uzupelnia sie przez dodawanie materialu zawiera¬ jacego wegiel, korzystnie wegla kawalkowego, mialu weglowego i oleju lub ich mieszanin. Zawartosc wegla ko¬ nieczna do redukcji koncowej mozna wprowadzic przez dodanie wegla i/lub mialu weglowego przed redukcja wstepna.Przedmiot wynalazku jest przedstawiony w przykladzie wykonania na rysunku, na którym fig. 1 przedsta¬ wia schemat przebiegu procesów, fig. 2 — wykres Sankeya dla prowadzonego sposobu wedlug wynalazku, fig. 3 — wykres kosztów robocizny i materialu dla otrzymania surówki i energii elektrycznej w funkcji uzyska¬ nego metalu, fig. 4 i 5 - schematy instalacji do realizacji sposobu wedlug wynalazku, fig. 6 - reaktor w prze¬ kroju wzdluznym.Redukcje wstepna 104 rozdrobnionej rudy 101 (fig. 1) zawierajacej tlenki zelaza prowadzi sie z udzialem materialów zawierajacych wegiel 102, z równoczesnym podawaniem powietrza 103. Wegiel przed jego uzyciem do redukcji wstepnej poddaje sie czesciowemu spalaniu dla otrzymania gazu redukcyjnego. Produkt 105 redukcji wstepnej prowadzi sie do redukcji koncowej 106, po dodaniu materialów zawierajacych wegiel 107 i dostar¬ czeniu energii elektrycznej 108, celem otrzymania surówki 109. Gazy odlotowe 110 i 111 z redukcji wstepnej i koncowej podaje sie do wytwornicy pary 114 w elektrocieplowni dla uzyskania energii elektrycznej, która z kolei cala lub w czesci 108 zostaje zwracana do strefy redukcji koncowej. Material zawierajacy wegiel dostar¬ czony do procesu wytwarzania surówki, tylko w czesci (cieplo spalania) wykorzystuje sie do produkcji surówki, natomiast reszta ma postac palnych gazów odlotowych 110 i 111, spalanych z powietrzem 113 w wytwornicy par 114, zasilajacej turbine parowa sprzezona z generatorem wytwarzajacym energie elektryczna. Gazy spalino¬ we 116 odlotowe z wytwornicy pary 114 zawieraja jeszcze znaczna ilosc ciepla stad korzystne jest ich wyko¬ rzystanie do wstepnego nagrzewania powietrza 103 w procesie wstepnej redukcji 104. Czesc energii cieplnej odbierana jest, przez wodny czynnik chlodzacy 117 z odlotowa para z turbiny. Ta z kolei moze byc wyko¬ rzystywana do ogrzewania budynków. Energia elektryczna przekazywana jest przez rozdzielnie 119 do procesu redukoji koncowej 106. Rozdzielnia zsynchronizowana jest z siecia energii elektrycznej 120, stad wystepujacy nadmiar lub niedomiar mocy wyrównuje sie korzystajac z sieci elektrycznej.Na fig. 2 uwidoczniony jest wykres Sankeya. Koncentraty rudy magnetycznej zawierajace 67,7% Fe re¬ dukuje sie gazem w wyniku spalania oleju, który stosuje sie w redukcji wstepnej 202. Olej 201 podaje sie w ilosci 330 kg, którego wartosc cieplna odpowiada 5168 Mcal na tone Fe metalicznego w surówce. Proces wstepnej redukcji prowadzi sie do uzyskania 70% zawartosci metalicznego Fe. Podczas procesu redukcji wstepnej wyste¬ puje strata ciepla 203 w ilosci 181 Mcal. Absorpcja energii podczas redukcji wstepnej wymaga ilosci ciepla 204 odpowiadajacej 1307 Mcal. Gazy wydzielane podczas redukcji wstepnej zawieraja cieplo 205 w ilosci 3839 Mcal.Produkt redukcji wstepnej ma zakumulowane cieplo 207 w ilosci 167 Mcal i jest nastepnie w redukcji koncowej 213 redukowany antracytem.Antracyt dodawany jest w ilosci 126 kg na tone Fe metalicznego, a zawiera cieplo 214 w ilosci 794 Mcal.Cieplo 212, w ilosci 498 Mcal uchodzi w gazach odlotowych ze srodowiska redukcji koncowej 213. Cieplo 215, w ilosci 518 Mcal,.stanowi zaabsorbowana energie w redukcji koncowej, a cieplo 216, w ilosci 399 Mcal, stanowi entalpie surówki i zuzla. Natomiast cieplo 217, w ilosci 100 Mcal, stanowi straty. Ilosc ciepla 211 odpowiada 644 KWh energii elektrycznej zuzywanej do prowadzenia redukcji koncowej 213.Gazy odlotowe wydzielone w redukcji wstepnej zawieraja cieplo 205 wykorzystywane w elektrocieplowni 208, która równiez odbiera z gazów odlotowych wydzielonych z redukcji koncowej cieplo 212. Czesc 211 wy¬ tworzonej energii elektrycznej wykorzystuje sie w redukcji koncowej 213, podczas gdy reszta 210 stanowi nadmiar energii elektrycznej do wykorzystania do innych celów. Ilosc ciepla 209 stanowi strate odprowadzana z odlotowymi gazami spalinowymi i woda chlodzaca, natomiast cieplo 206 wykorzystuje sie do wstepnego na¬ grzewania powietrza w procesie wstepnej redukcji 202..76 243 3 Materialy zawierajace wegiel dostarczane do redukcji wstepnej i koncowej stanowia olej 201 i antracyt, przy czym zawieraja one cieplo spalania w ilosci 5168 + 794 Mcal/t Fe, z którego do produkcji surówki wyko¬ rzystuje sie 3366 Mcal, a na produkcje energii elektrycznej nadwyzke 2596 Mcal. Z bilansu cieplnego wynika, ze do wyprodukowania surówki zawierajacej tone Fe metalicznego trzeba dostarczyc ciepla w ilosci ogólem 2224 Mcal. Tooznacza 66% sprawnosci cieplnej w produkcji surówki.Stosujac te same surowce, które uwidoczniono na wykresie Sankeya na fig. 2 (wegiel, olej) i osiagajac te same produkty koncowe (surówke i energie elektryczna) mozemy porównac sposób wedlug wynalazku z no¬ woczesnym ukladem wielkiego pieca z piecem koksowniczym i z elektrocieplownia, w którym wykorzystanie ciepla gazu produkcyjnego jest w przyblizeniu w 50—55%, a w sposobie wedlug wynalazku wykorzystanie tego ciepla jest znacznie wyzsze. Róznica miedzy tymi dwoma sposobami jest stosowanie w sposobie wedlug wy¬ nalazku tanszych materialów zawierajacych wegiel. Gdyby koks mógl byc w wielkim piecu zastapiony, w sto¬ sunku kaloria za kalorie, przez olej, koszty paliwa mozna by obnizyc do okolo 70%. W sposobie wedlug wyna¬ lazku mimo straty wynikajacej z zamiany energii cieplnej na energie elektryczna uzyskuje sie korzysc, poniewaz do prowadzenia redukcji koncowej uzywa sie w piecu elektrycznym energii elektrycznej wytworzonej z c&pla odprowadzanego z procesu. Korzyscia z punktu widzenia kosztów, w stosunku do wielkiego pieca,jest mozliwosc stosowania rozdrobnionej rudy Fe z pominieciem procesu aglomerowania. Koszt surówki produkowanej w spo¬ sobie wedlug wynalazku uwidoczniony na wykresie fig. 3 jest o 30% nizszy od koszjtu surówki produkowanej w wielkim piecu.W sposobie wedlug wynalazku, redukcje rozdrobnionej rudy zawierajacej tlenki zelaza prowadzi sie w dwu¬ etapowym procesie produkcji surówki z redukcja wstepna i redukcja koncowa. Temperatura podczas redukcji wstepnej jest nizsza od temperatury topnienia surówki, a podczas redukcji koncowej wyzsza niz temperatura topnienia metalu: Po redukcji wstepnej prowadzi sie redukcje koncowa goracego produktu, która wymaga mniejszej ilosci energii cieplnej koniecznej do podgrzania wsadu w piecu elektrycznym. Ilosc ciepla odprowadza¬ na w gazach do wytwornicy pary jest wieksza, poniewaz sa one bogatsze w zakumulowane cieplo. Cieplo gazów odlotowych (fig. 2) pozwala wytworzyc 1824 KWh na tone surówki, o zawartosci 70% Fe metalicznego. Energie cieplna w ilosci 2200 kcal/KWh mozna wykorzystac tym samym w elektrocieplowni. W redukcji koncowej zuzywa sie 644 KWh energii elektrycznej na produkcje surówki o zawartosci jednej tony metalicznego Fe, po¬ zostala ilosc 1180 KWh stanowi nadmiar do zcsilania sieci energetycznej.Zaleznosc pomiedzy kosztami robocizny i materialu przy wytwarzaniu surówki sposobem wedlug wyna¬ lazku (fig. 2) z produktu wstepnie zredukowanego o zawartosci 85% Fe metalicznego uwidoczniona jest na wykresie - fig. 3. Zaleznosc pomiedzy kosztami robocizny i materialu uwidoczniona na wykresie fig. 3 dotyczy przykladu wytwarzania 500 000 ton surówki na rok. Rzedna A wskazuje korony szwedzkie na tone surówki.Rzedna B wskazuje óre (100 óre = 1 korona szwedzka) naKWh wytworzonej energii elektrycznej. Rzedna C przedstawia ilosc KWh nadmiaru wytworzonej energii elektrycznej na tone surówki. Odcieta przedstawia ilosc w % Fe metalicznego w surówce. Na wykresie krzywa G uwidacznia nadmiar wytwarzanej energii elektrycznej, a krzywa E koszt wytwarzania tony surówki..Dla celów porównawczych krzywa D obrazuje koszt robocizny i materialu przy wytapianiu surówki w wielkim piecu. W koszcie robocizny i materialu, przy wytapianiu surówki z produktu wstepnie zredukowanego, ilosc KWh zmniejsza sie ze wzrostem zawartosci % Fe metalicznego w ru¬ dzie. Zapotrzebowanie energii cieplnej,na prowadzenie redukcji koncowej i produkcje energii elektrycznej, po¬ przez wykorzystanie energii cieplnej odlotowych gazów, w ilosci zabezpieczajacej prowadzenie redukcji konco¬ wej, równowazy sie przy prowadzeniu redukcji wstepnej rudy z 25% zawartoscia Fe metalicznego. Przy wyzszej zawartosci % Fe metalicznego w rudzie, ilosc energii elektrycznej w KWh uzyskiwana jest w szybko wzrasta¬ jacym nadmiarze w stpsunku do zapotrzebowania na prowadzenie procesu. Na wykresie z fig. 3 przedstawione sa korzysci ekonomiczne/ Korzystne jest prowadzenie redukcji wstepnej z mozliwie wysoka % zawartoscia Fe metalicznego w produkcie redukcji wstepnej.Redukcje wstepna w sposobie wedlug wynalazku mozna prowadzic stosujac jeden ze znanych sposobów, który pozwala na uzycie rozdrobnionej rudy. Najdrobniejsze czastki rudy moga byc oczywiscie aglomerowane w wieksze ziarna, w kazdym razie nie wieksze niz 10 mm. Korzystne jest prowadzenie procesu redukcji wsfepnej w zlozu fluidalnym, ale mozna równiez stosowac piece obrotowe.Rozdrobniona rude zawierajaca tlenki zelaza podgrzewa sie wstepnie gazami odlotowymi z redukcji wstep¬ nej, co umozliwia zmniejszenie ilosci paliwa podawanego do prowadzenia redukcji wstepnej.W sposobie wytwarzania surówki wedlug wynalazku wstepna redukcje prowadzi sie przez wprowadzenie (wstepnie ogrzanego) ciezkiego oleju do zloza rozdrobnionego koncentratu, poddanego fluidyzacji za pomoca wstepnie nagrzanego powietrza. Ilosc oleju musi byc tak dobrana, aby temperatura zloza utrzymywala sie w granicach 850°C, przy stosunku objetosciowym C02 + H20/CO + H2 w wydzielanych gazach równym okolo 1. Koncentrat, maksymalnie pozbawiony zanieczyszczen, podaje sie do pierwszego zloza fluidalnego4 76 243 w sposób ciagly i zachowuje ustalony % zawartosci tlenku zelaza w otrzymanym produkcie. Produkt w stanie nagrzanym podaje sie do drugiego zloza fluidalnego pneumatycznie, z odpowiednia iloscia wstepnie ogrzanego powietrza, do którego wprowadza sie (wstepnie ogrzany) ciezki olej w takiej ilosci, aby utrzymac temperature zloza okolo 850°C, natomiast odlotowy gaz winien zawierac C02 + H20/CO+H2 w stosunku objetosciowym 0,5—0,3. W pierwszym zlozu nastepuje redukcja do produktu o zawartosci Fe metalicznego okolo 70%. Gazy wydzielone z obydwu zlóz, po ich oddzieleniu od pylu, na przyklad w cyklonie, sa nastepnie oddzielnie lub zmieszane razem, bezposrednio podawane do wytwornicy pary zasilajacej turbine sprzezona z generatorem wytwarzajacym energie elektryczna. Koncentrat zawierajacy tlenki zelaza podaje sie do pierwszego zloza fluidal¬ nego, a nastepnie produkt z pierwszego zloza fluidalnego podaje sie do drugiego zloza fluidalnego. Do obu zlóz fluidalnych olej i powietrze podaje sie oddzielnie w sposób kontrolowany.Gazy odlotowe z redukcji wstep¬ nej i koncowej odprowadza sie do wytwornicy pary. Kierunek, przeplywu wprowadzanego powietrza jest pro¬ stopadly do powierzchni zloza. Gazy redukujace mozna wprowadzac do.zloza fluidalnego lub jego warstwy w strumieniu powietrza, w przeciwpradzie w stosunku do ruchu zloza, ale to rozwiazanie nie znalazlo jeszcze praktycznego zastosowania.W sposobie wedlug wynalazku korzystne jest przed redukcja wstepna ogrzewanie wstepne surowców, poprzez wprowadzenie dodatkowego paliwa (na przyklad oleju) i goracych gazów odlotowych z wytwornicy pary. W sposobie wedlug wynalazku powietrze podawane do zloza fluidalnego mozna calkowicie lub czesciowo zastapic tlenem, zapewniajac jego regulacje przeplywu przez zloze, zwlaszcza przy drobnoziarnistym materiale zloza.W sposobie wedlug wynalazku, w cyklu przedstawionym na fig. 2, prowadzi sie redukcje wstepna do za¬ wartosci powyzej 50% Fe metalicznego w produkcie, korzystnie 60-80%. Koszt inwestycyjny zakladu, liczony w oparciu o roczna produkcje, przypadajacy na tone surówki wytwarzana sposobem wedlug wynalazku jest w przyblizeniu taki sam, jak koszt inwestycyjny zakladu wytwarzajacego surówke w wielkim piecu (wlaczajac spiekalnie, koksownie i elektrocieplownie dla gazu wielkopiecowego), o takiej samej rocznej produkcji. Koszt inwestycyjny, wyliczony z rocznej produkcji surówki produkowanej sposobem wedlug wynalazku, w zakladzie wzrasta ze wzrostem % metalicznego Fe w surówce i bedzie wyzszy od kosztów inwestycyjnych wielkiego pieca, z uwagi na wieksza elektrocieplownie. Sposób wedlug wynalazku jest zwykle najbardziej atrakcyjny w zakresie, w którym koszty produkqi surówki sa w przyblizeniu 30% nizsze od kosztów produkcji surówki w procesie wielkopiecowym, z tym, ze koszt inwestycji wyliczony z rocznej produkcji na tone surówki jest jednakowy dla obydwu procesów.Tylko 27% ogólnej ilosci energii cieplnej (fig. 2) dostarczonej w etapie redukcji wstepnej jest konieczne do prowadzenia procesu, co stanowi 0,6 + 3 = 3,6 kmol CO + H2 uzytego na kmol Fe metalicznego w produkcie koncowym redukcji wstepnej. W redukcji wstepnej, na przyklad prowadzonej w trzech etapach polaczonych przeciwpradowym przeplywem powietrza i gazu, ilosc zuzywana teoretycznie dla redukcji wstepnej wynosi minimum 2,3 kmola CO + H2. Sposób wedlug wynalazku wymaga wiekszej ilosci czynnika redukcyjnego, aby osiagnac ta sama zawartosc % Fe metalicznego w produkcie koncowym redukcji wstepnej. Uzycie prostego wy¬ posazenia, bez potrzeby ponownego zuzywania goracych, zapylonych gazów do procesów redukcyjnych, w prak¬ tyce eliminuje znaczne problemy techniczne, zwlaszcza w stosowaniu duzych jednostek redukcyjnych.Korzystne jest prowadzenie redukcji wstepnej, w wyzszej temperaturze, w której zachodzi optymalna szybkosc redukcji, ale ze wzrostem temperatury istnieje wieksze ryzyko stapiania sie pojedynczych ziaren koncentratu w zlozu oraz powstawaniem duzych aglomeratów. Jednakze czesto nastepuje wytracanie sie wegla na ziarnach koncentratu, zwlaszcza wtedy kiedy olej rozklada sie w styku z goracymi ziarnami, co zabezpiecza je od przywierania do siebie i dlatego moze byc stosowana wyzsza temperatura.Zamiast oleju, moze byc uzyty do redukcji wstepnej dobrze gazujacy mial weglowy. W tym przypadku mial moze byc mieszany z koncentratem przed etapem wstepnej redukcji. Podczas gazyfikacji, która ma miejsce w czasie grzania zloza, wegiel uwalnia sie od substancji lotnych. Korzystne jest stosowanie mieszaniny wegla i oleju w redukcji wstepnej. Dowolnosc wyboru czynnika redukujacego stanowi zalete wynalazku.Topniki, wymagane do tworzenia sie zuzla, moga byc dodawane nawet przed redukcja wstepna. Wprowa¬ dzenie do redukcji wstepnej wapna powoduje zredukowanie w gazach odlotowych, odprowadzanych do atmosfe¬ ry przez elektrocieplownie, zawartosci dwutlenku siarki. Alternatywnie, czynniki redukujace, majace wyzsza zawartosc siarki, moga byc stosowane do redukcji wstepnej bez przekraczania dopuszczalnej zawartosci dwutlen¬ ku siarki w gazach odlotowych. Mozliwosc stosowania czynników redukujacych z wyzszymi zawartosciami siarki jest wazna zaleta sposobu wedlug wynalazku, poniewaz korzystnie wplywa na ekonomike procesu.Redukcje wstepna prowadzi sie w zlozu fluidalnym, ale korzystne jest podzielenie zloza na kilka kolej¬ nych warstw w kilku komorach. W ukladzie takim, material podaje sie z wyzszej komory do sasiedniej nizszej komory. Powietrze i paliwo doprowadzane sa do róznych komór w ilosciach takich, aby stosunek £0,2+HiS.76 243 5 w gazie odlotowym mógl byc stopniowo zmniejszany od wzglednie duzej wartosci (okolo 1,5) w pierwszej komorze do niskiej wartosci (0,5 do 0,25), zaleznie od tego jak daleko jest przeprowadzona redukcja wstepne.Komory moga byc polaczone w postac kanalu, majacego sciany dzialowe dzialajace jak zapory.Wstepnie zredukowany produkt jest ostatecznie redukowany i stapiany w procesie redukcji koncowej, w której jest doprowadzany do kontaktu z weglem, z równoczesnym wydzieleniem ciepla. W praktyce cieplo wydziela sie przez mieszanie wstepnie zredukowanego produktu ze stopionym metalem zawierajacym rozpusz: czony wegiel, lub przez rozprzestrzenienie go na zlozu zarzacego sie koksu, korzystnie plywajacego na po¬ wierzchni stopionego metalu.W procesie redukcji koncowej prowadzonej w roztopionym metalu lub w zlozu koksu, wegiel jest glównie utleniany do postaci tlenku wegla, przy temperaturze ponad 1000°C. Dla zelaza i innych metali (M) majacych wysokie powinowactwo do tlenu reakcja MOX + XCO + M jest endotermiczna i do komory reakcyjnej musi byc dostarczane cieplo. Teoretycznie, wieksza czesc tego zapotrzebowanego ciepla moglaby byc pokryta przez zupelne spalanie gazów wydzielanych z redukcji tlenem gazowym w komorze reakcyjnej, ale praktycznie takie rozwiazanie jest niemozliwe bez wtórnego utleniania metalu zredukowanego.Na przyklad, w procesie redukcji znanym ze szwedzkiego opisu patentowego nr 205039, redukcje kon¬ cowa prowadzi sie w zlozu koksu, stad zapotrzebowanie ciepla pokrywane jest przez spalanie gazów wydziela¬ nych z redukcji tlenem gazowym ponad zlozem koksu. Aby wykorzystac cieplo zakumulowane w piecu stosuje sie poziomy szybkoobrotowy piec, w którym znaczna czesc ciepla zakumulowanajest w wykladzinie pieca.Jednakze, z powodu wysokiej temperatury i atmosfery utleniajacej zuzycie wykladziny pieca jest zbyt duze.Doswiadczalnie stwierdzono, przy spalaniu tlenku wegla, wytworzonego w procesie redukujacym, oraz wegla rozpuszczonego w kapieli, duze zuzycie wykladziny pieca.Problem trwalosci wykladziny jest rozwiazany w sposobie wedlug wynalazku, poniewaz zapotrzebowanie ciepla w redukcji koncowej pokrywane jest poprzez grzanie elektryczne. Plynny metal,zuzel i zloze zawieraja zakumulowane cieplo. Gaz wydzielany w etapie redukcji koncowej zawiera glównie tlenek wegla, który odpro¬ wadzany jest bezposrednio do elektrocieplowni.Mala czesc zapotrzebowanego ciepla w etapie redukcji koncowej moze byc pokryta przez czesciowe spalanie gazów, pochodzacych z redukcji tlenem gazowym i/lub powietrzem, powyzej wsadu w piecu. Jednakze, nawet przy spaleniu 30% gazów wydzielonych, zuzycie wykladziny piecowej jest tak duze, ze wplywa szkodliwie na ekonomike procesu.W etapie redukcji koncowej proces prowadzi sie weglem rozpuszczonym w plynnym metalu lub zawartym w zlozu zarzacego sie koksu znajdujacego sie na powierzchni plynnej surówki. Koks stanowi material staly zawierajacy wegiel, a otrzymane z jego spalania cieplo lub gaz zawierajacy wegiel wydziela sie na zewnatrz strefy redukcyjnej. Przy nizszej % zawartosci metalicznego Fe w produkcie wstepnie zredukowanym, zalecane jest zloze koksu, poniewaz umozliwia on obfita emisje gazów na jednostke powierzchni. Jesli stosowane jest zloze koksu to tlenki wegla wytworzone podczas redukcji koncowej nie przechodza przez warstwe zuzla, stad unika sie pienienia zuzla.Zloze koksu winno zawierac ziarna o wymiarach mniejszych od 10 mm, korzystnie 1-10 mm, czego na¬ lezy przestrzegac zarówno przy dodawaniu koksu jak i innych materialów zawierajacych wegiel, na przyklad mialu antracytowego.Przy wyzszym stopniu redukcji produktu wstepnego, np. do zawartosci Fe metalicznego okolo 30-80%, wegiel rozpuszczony w fazie cieklej metalu jest wykorzystywany w etapie redukcji koncowej. W tym przypadku korzystne jest dodawanie produktu wstepnej redukcji podczas mieszania, w celu uzyskania pecherzy gazowych.Pecherze gazowe moga byc uzyskane w procesie redukcji koncowej przez dostarczanie malej ilosci czynnika re¬ dukujacego, stanowiacego olej i/lub proszek wegla i/lub rozdrobnione tlenki zelaza, mozliwie zmieszane razem, do kapieli metalu. Pecherze gazowe tlenku wegla i wodoru wytwarzaja sie w procesie redukcji, a przez unoszenie sie ku powierzchni kapieli zapewniaja mieszanie.Korzystne jest prowadzenie redukcji koncowej w zlozu koksu, ale konieczne jest przy tym mieszanie ka¬ pieli, zwlaszcza wtedy, kiedy koks plywa na powierzchni plynnego metalu, bowiem w procesie prowadzonym w piecu elektrycznym wymiana ciepla odbywa sie przez konwekcje. Wówczas gdy zloze koksu znajduje sie na powierzchni plynnego metalu mieszanie jest konieczne dla homogenizacji koksu z plynnym metalem i zuzlem.Produkt redukcji koncowej otrzymuje sie z wstepnie zredukowanych koncentratów rud zelaza. Produkt redukcji koncowej stanowi surówka zawierajaca wegiel i dlatego latwiejsza jest jej rafinacja w procesie produkcji stali z zastosowaniem tlenu gazowego. Zawartosc wegla w surówce powinna byc tak duza, aby byla zapewniona dobra lejnosc przy temperaturze 1300°C. Redukcje koncowa korzystnie prowadzi sie w temperaturze okolo 1400 C. Jezeli koncentrat wprowadzany do redukcji wstepnej zawiera fosfor to korzystnym jest stosowanie6 76 243 procesu zasadowego i silnie utleniajacego zuzla w celu uzyskania surówki o minimalnej zawartosci fosforu. Rów¬ noczesnie, osiaga sie niska zawartosc krzemu i siarki w surówce, o ile siarke wprowadzona z surowcami do re¬ dukcji wstepnej czesciowo wiaze sie przez dodanie topnika. Siarka musi byc usunieta z surówki przez oddzielny proces odsiarczania. Podczas ciaglego spustu surówki, z procesu redukcji koncowej, moze byc przeprowadzony zabieg odsiarczania przez zwiazanie siarki, w postaci siarczku sodu, w roztopionej sodzie, do której wprowadza sie cienki strumien surówki. Otrzymany siarczek sodu nie bedzie zawieral zadnych istotnych zanieczyszczen takich jak fosfor i krzem i dlatego moze byc stosowany w przemysle zamiast siarczanu sodu.W sposobie wedlug wynalazku w sposób ciagly podaje sie do redukcji wstepnej wsad zawierajacy tlenki zelaza, czynniki redukcyjne i topniki z mozliwoscia indywidualnej kontroli ich ilosci. Spust surówki i zuzla moz¬ na prowadzic cyklicznie lub w sposób ciagly. Spust moze byc dokonywany przy zastosowaniu oddzielnych otworów spustowych, tak aby zuzel i surówka mogly byc spuszczane równoczesnie, ale oddzielnymi otworami spustowymi.Po dokonaniu spustu surówki prowadzi sie jej odsiarczanie i nastepnie odlewa znanymi sposobami, zarówno w sposób periodyczny jak i ciagly.W przykladzie procesu wedlug wynalazku prowadzonym wedlug schematu zilustrowanego na fig. 4 sto¬ suje sie koncentraty magnetytu, koksik antracytowy i olej jako paliwo oraz czynnik redukujacy.Piec redukcyjny 401 posiada wykladzine ogniotrwala 402 i sklepienie ogniotrwale 403, które moze byc usuwane w calosci lub w segmentach dla przeprowadzenia naprawy wykladziny pieca. Piec jest zasilany indywidualnie regulowany¬ mi strumieniami koncentratów magnetytu, koksika antracytowego i topników, odpowiednio z zasobników 404, 405 i 406, przez rury polaczone gazoszczelnie z otworami 429 i 430 w sklepieniu 403. Nadmiar zweglonego antracytu tworzy zloze koksu 407 na powierzchni kapieli 408 z warstwa zuzla 409. Olej wprowadza sie ze zbiornika 411 przez dysze 410, usytuowane ponizej powierzchni kapieli. Gazy CO i H2, wydzielajace sie w pro¬ cesie rozkladu oleju, w postaci pecherzyków mieszaja ze soba roztopiony metal, zuzel i zloze koksu. Poprawia to rozklad koncentratów w zlozu koksu, jaic równiez przenoszenie ciepla i mieszanie sie wsadu z kapiela i zlo¬ zem koksu. Ilosci koncentratów, antracytu i zuzla sa regulowane tak, aby surówka nie dzialala korodujaco na wykladzine pieca i zawierala odpowiedni procent zelaza metalicznego. Zanieczyszczenia z paliwa i koncentratów powinny byc usuwane z zuzlem. Ilosc antracytu jest regulowana, tak aby zloze koksu mialo odpowiednia grubosc, korzystnie 3-10 cm.Zamkniety kanal 412, wykonany w wykladzinie ogniotrwalej, polaczony jest z piecem redukcyjnym, a metal jest w nim nagrzewany elektrycznie za pomoca cewki indukcyjnej 413. Temperatura plynnego metalu mierzona jest termoelementami 414, usytuowanymi pomiedzy piecem redukcyjnym a cewka indukcyjna. Przy stalej mocy wyjsciowej obwodu indukcyjnego temperatura kapieli moze byc regulowana poprzez zmiane stru¬ mienia wprowadzanego koncentratu.Koncentrat jest redukowany w warstwie koksu do metalicznego zelaza, które jest naweglane po przejsciu przez plynny zuzel. Mala ilosc gazów odlotowych wytworzona podczas redukcji spala sie z powietrzem i do¬ starcza cieplo wymagane dla prowadzenia redukcji w zlozu koksu. Powietrze jest wstepnie ogrzewane przez czesc Wydzielonych gazów, spalajaca sie w urzadzeniu wstepnego nagrzewania 415 i jest dostarczane do pieca poprzez dysze powietrzne 416, powyzej zloza koksu.Odlotowe gazy, odprowadzane kanalem odlotowym 417, zawieraja gaz powstaly z rozkladu oleju i sklad¬ niki lotne z antracytu. Temperatura gazów na wylocie utrzymywana jest stale na poziomie zapewniajacym trwalosc wykladziny, poprzez regulowanie przeplywu powietrza do dysz 416. Przez dlawienie przeplywu w ru¬ rze odlotowej, za pomoca zaworu 417a, czesc strumienia moze byc uzyta do wstepnego nagrzewania koncentra¬ tów i do wstepnej redukcji. Ta czesc strumienia jest zawracana do przewodu wylotowego. Po oddzieleniu czastek pylu w cyklonie 418 niewielka ilosc goracego gazu jest uzyta do wstepnego nagrzewania powietrza, a pozostalosc jako paliwo w wytwornicy pary 419 zasilajacej turbogenerator 420.Gazy odlotowe oczyszczane sa w elektrofiltrze 422 przed odprowadzeniem ich do atmosfery przez wenty¬ lator 423. Pyl z filtra 422 i z cyklonu 418 zwracany jest do pieca redukcyjnego, mozliwie po aglomeracji. Kom¬ presor 424 dostarcza powietrze, utrzymywane w komorze pieca i w systemie gazów wprowadzanych do wytwor¬ nicy pary, z malym nadcisnieniem, aby zabezpieczyc sie przed ewentualnym zasysaniem powietrza z zewnatrz do ukladu.Spust surówki i zuzla prowadzi sie w sposób ciagly przez otwór spustowy 431 do rynny spustowej 425, majacej próg 426 do kontroli poziomu i zapore 427 do odprowadzenia zuzla przez otwór 428.Instalacja uwidoczniona na fig. 5 obejmuje piece redukcji wstepnej 501 i 502, dwa piece redukcji osta¬ tecznej 503, z których jeden (uwidoczniony na fig. 6) utrzymywany jest jako rezerwa, wytwornice pary 504 (tylko czesciowo uwidoczniona), turbine parowa 505 z kondensatorem 506 i generatorem 507. Koncentrat rudy, mozliwie zmieszany z odpowiednia iloscia mialu weglowego w silosie 509, dostarczany jest do pieca redukcji wstepnej 501 za pomoca odpowiedniego dozownika 510. Piec, który pracuje ze zlozem fluidalnym,76 243 7 ma otwory w trzonie 511. Komora 512, ponizej trzonu, zasilana jest przewodem 513 powietrzem wstepnie nagrzanym do temperatury 500°C. Powietrze jest ogrzewane wstepnie w podgrzewaczu z pionowo usytuowanymi rurami, który wbudowany jest w tylna czesc wytwornicy pary. Olej doprowadzany jest przewodem 514 do specjalnych otworów przez trzon 511. Proporcja miedzy olejem i powietrzem regulowana jest dla zachowania wymaganego stosunku C9fttt u^° w gazach wydzielanych ze zloza. W przyblizeniu ilosc oleju i powietrza regulowana jest w celu utrzymania temperatury zloza fluidalnego okolo 850°C. Gazy wydzielone ze zloza, po odpyleniu w cyklonie 515, podaje sie do wytwornicy pary 504.W piecu wstepnej redukcji 501 jest redukowany tlenek zelaza zawarty w koncentracie, a mial weglowy zmieszany z surowcem, gazyfikowany jest na pyl koksowy, przy czym w mieszaninie surowców podawanych do pieca 501 znajduje sie topnik. Produkt z pieca 501 podaje sie przewodem opadowym 516 do pieca 502, który jest zblizony konstrukcja do pieca 501 i pracuje podobnie ze wstepnie ogrzanym powietrzem 517 i olejem 518.Proporcja miedzy wstepnie ogrzanym powietrzem 517 i olejem 518 winna gwarantowac zachowanie stosunku PO + H O objetosciowego ~*k . u7-- w wydzielonych gazach, opuszczajacych zloze fluidalne, w zakresie 0,25-0,3, podczas gdy ich ilosci bezwzgledne reguluje sie tak aby utrzymac temperature w zakresie okolo 850°C. Po usunieciu pylu w cyklonie 519, ga^y odprowadza sie ze zloza fluidalnego i podaje do wytwornicy pary 504, gdzie pozostala energia cieplna wyzwalana jest przez dopalanie ich z nadmiarem powietrza.W piecu redukcji wstepnej 502 produkt z pieca 501 redukowany jest do zawartosci 70% zelaza metalicz¬ nego, natomiast reszte stanowia zanieczyszczenia. Goracy produkt z pieca 502 miesza sie z koksem i topnikami i odprowadza przewodem opadowym 520, poprzez rozdzielacz 521 i przewody do pieca redukcji koncowej 503, który stanowi tyglowy piec indukcyjny zasilany pradem o czestotliwosci sieciowej. Piec jest wypelniony dwoma warstwami, górna warstwe stanowi zuzel, a dolna warstwa plynnej surówki o zawartosci 4% wegla. Temperatura utrzymywana jest w zakresie 1400°C poprzez zasilanie energia elektryczna cewki indukcyjnej 607, otaczajacej zbiornik pieca. Na powierzchni plynnej surówki pole magnetyczne wytworzone przez cewke indukcyjna wywo¬ luje wypuklosc 601. Zuzel 606 jest przez to przemieszczany w kierunku scian zbiornika, a spust plynnej surówki prowadzi sie przez otwór w dnie zbiornika Tworzacy sie zuzel odprowadzany jest w sposób ciagly ponad progiem, przez otwór usytuowany w scianie pieca, podczas gdy poziom surówki utrzymywany jest przez spust, regulowany zasuwa denna 603.Produkt wstepnie zredukowany, z pieca 502 podaje sie przez rure 604 w srodku pokrywy pieca tyglowego i kieruje z odpowiednia szybkoscia (na przyklad poprzez inzektor gazowy nie pokazany na rysunku), prostopadle do powierzchni surówki. W ten sposób produkt wstepnie zredukowany miesza sie z surówka, a tlen zawarty w produkcie reaguje z weglem rozpuszczonym w surówce. Tlenek wegla, wydzielajacy sie na górnej powierzchni plynnego metalu w postaci pecherzyków, usuwany jest przez rure 605 i podawany do wytwornicy pary 504.Jesli wstepnie zredukowany w piecu 502 produkt zawiera pewna ilosc koksu, to po zmieszaniu z surówka gwa¬ rantuje w niej zawartosc wegla w zakresie do 4%.Zamiast prazenia mialu weglowego zmieszanego z koncentratem w piecu 501, lub w piecu 502, albo w od¬ dzielnym piecu, koks moze byc wdmuchiwany lacznie z produktem wstepnej redukcji do pieca tyglowego.Topniki zamiast ich oddzielnego wprowadzania do pieca 501 lub 502, moga byc wprowadzane w mieszanie podczas wdmuchiwania do pieca tyglowego.Wdmuchiwanie produktu z pieca 502 i mozliwie oddzielnie koksu i topników, poprzez rure 604 ulatwia wnikanie wegla ponizej powierzchni stopionej surówki. Wplywa to na skuteczniejsze mieszanie surówki, ale powoduje równiez wieksze zuzycie rury. Indukcyjne mieszanie w piecu (fig. 6) moze byc równiez prowadzone w kierunku odwrotnym. PL PL PL PL PL PL

Claims (1)

1. Zastrzezenia patentowe 1. Sposób ciaglej produkcji energii elektrycznej w dwuetapowym procesie wytwarzania surówki, otrzymy¬ wanej poza wielkim piecem, w którym prowadzi sie gazem redukcje wstepna rozdrobnionej rudy z udzialem materialów zawierajacych wegiel, w temperaturze ponizej punktu topnienia surówki oraz przesyla material wstepnie zredukowany do redukcji koncowej w piecach elektrycznych, przeprowadzanej w temperaturze wyzszej od temperatury topnienia surówki, znamienny tym, ze redukcje wstepna prowadzi sie w piecu ze zlozem fluidalnym, a gazy uchodzace ze srodowiska reakcji wykorzystuje sie bezposrednio do produkcji energii elektrycznej, przy czym gaz redukcyjny wytwarza sie w przestrzeni pieca, w której nastepuje czesciowe spalanie materialów zawierajacych wegiel ze wstepnie ogrzanym powietrzem i/lub tlenem.8 76 2432. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny ty ni, ze redukcje koncowa prowadzi sie w piecu elektrycz¬ nym weglem zawartym w kapieli metalowej wprowadzonej uprzednio do tego pieca.3. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze redukcje koncowa prowadzi sie w piecu elektrycz¬ nym weglem zawartym w warstwie koksu, umieszczonej na powieizchni kapieli metalowej.4. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze proces redukcji koncowej prowadzi sie w piecu elektrycznym o nagrzewaniu bezposrednim kapieli metalowej.5. Sposób wedlug zastiz. 2 lub 3, z n a m i e n n y t y m, ze redukcje koncowa prowadzi sie z intensyw¬ nym mieszaniem kapieli metalowej.6. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze redukcje koncowa prowadzi sie w piecu elektry¬ cznym o nagrzewaniu posrednim.7. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze podczas redukcji koncowej zawartosc wegla w kapieli uzupelnia sie przez dodawanie materialu zawierajacego wegiel, korzystnie wegla kawalkowego, mialu weglowego i oleju lub ich mieszaniny.8. Sposób wedlug zastrz. 1, znamienny tym, ze zawartosc wegla konieczna do redukcji koncowej wprowadza sie przez dodanie wegla i/lub mialu weglowego przed redukcja wstepna. Figi ¦¦%76 243 Fig. 2 205 794 Mcal 213 399Mcal Fig.3 240 \ B iC 2000 1600 1200 800 400 0 (FeO) 20 40 60 60 100 (Fe)76 243 m' MMzz^-j-:.-:- Tne -~j_7rfP* 412 413 y Fig.5 Fig.6 w k k m% m-607 Prac. Poligraf. UPPRL naklad 120+18 Cena 45 zl PL PL PL PL PL PL
PL15856172A 1971-11-01 1972-10-30 PL76243B1 (pl)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SE1389171 1971-11-01
SE7204352A SE402600B (sv) 1972-04-05 1972-04-05 Sett och anordning for framstellning av kolhaltig metall ur en metallsmelta
SE7205211A SE372775B (pl) 1972-04-21 1972-04-21

Publications (1)

Publication Number Publication Date
PL76243B1 true PL76243B1 (pl) 1975-02-28

Family

ID=27354359

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
PL15856172A PL76243B1 (pl) 1971-11-01 1972-10-30

Country Status (17)

Country Link
US (1) US3985544A (pl)
AT (1) AT340452B (pl)
BE (1) BE790825A (pl)
BR (1) BR7207607D0 (pl)
CA (1) CA983720A (pl)
CS (1) CS212734B2 (pl)
DD (1) DD100017A5 (pl)
DE (1) DE2253228C3 (pl)
ES (1) ES408125A1 (pl)
FR (1) FR2158350B1 (pl)
GB (1) GB1386452A (pl)
IT (1) IT970069B (pl)
LU (1) LU66404A1 (pl)
NL (1) NL7214671A (pl)
PL (1) PL76243B1 (pl)
RO (1) RO76208A (pl)
ZA (1) ZA727716B (pl)

Families Citing this family (17)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
SE389877B (sv) * 1973-01-23 1976-11-22 Asea Ab Sett och anordning for framstellning av en kolhaltig metallsmelta genom smeltreduktion med undantag fran vad som er skyddat enligt patentet 7205211-1
FR2338994A1 (fr) * 1976-01-20 1977-08-19 Renault Procede d'elaboration siderurgique a partir de minerais pre-reduits
US4094665A (en) * 1977-05-13 1978-06-13 Stora Kopparbergs Bergslags Ab Method for simultaneous combined production of electrical energy and crude iron
SE419129B (sv) * 1979-05-29 1981-07-13 Stora Kopparbergs Bergslags Ab Anordning for reduktion av finfordelat jernoxidhaltigt material i en cirkulerande flytbedd
SE420763B (sv) * 1980-03-18 1981-10-26 Stal Laval Apparat Ab Gasfluidiserad luftforvermare
NO155669C (no) * 1980-06-23 1987-05-06 Asea Ab Fremgangsmaate for fremstilling av raajern og syntesegass.
DE3300867A1 (de) * 1983-01-13 1984-07-19 Mannesmann AG, 4000 Düsseldorf Verfahren zur erzeugung von stahl durch einschmelzen von eisenschwamm im lichtbogenofen
DE3334221A1 (de) * 1983-08-25 1985-03-14 Mannesmann AG, 4000 Düsseldorf Verfahren zur erzeugung von fluessigem, kohlenstoffhaltigem eisen aus eisenschwamm
DE3428782A1 (de) * 1984-08-04 1986-02-13 Metallgesellschaft Ag, 6000 Frankfurt Verfahren zur erzeugung von eisenschwamm
DE3626027A1 (de) * 1986-08-01 1988-02-11 Metallgesellschaft Ag Verfahren zur reduktion feinkoerniger, eisenhaltiger materialien mit festen kohlenstoffhaltigen reduktionsmitteln
AUPN639995A0 (en) * 1995-11-03 1995-11-30 Technological Resources Pty Limited A method and an apparatus for producing metals and metal alloys
JPH09202909A (ja) 1996-01-26 1997-08-05 Nippon Steel Corp 溶融還元設備ならびに操業方法
AUPO276496A0 (en) 1996-10-07 1996-10-31 Technological Resources Pty Limited A method and an apparatus for producing metals and metal alloys
AT507525B1 (de) 2008-10-23 2010-09-15 Siemens Vai Metals Tech Gmbh Verfahren und vorrichtung zum betrieb eines schmelzreduktionsverfahrens
US8690986B2 (en) * 2010-09-03 2014-04-08 Forest Vue Research, Llc Method for simultaneously producing iron, coke, and power
DE102011002615A1 (de) 2011-01-13 2012-07-19 Siemens Aktiengesellschaft Verfahren zur Behandlung eines kohlendioxidhaltigen Abgases aus einem Elektroschmelzprozess
WO2013164153A2 (de) 2012-05-03 2013-11-07 Siemens Vai Metals Technologies Gmbh Verfahren zur nutzung der abgase aus anlagen zur roheisenherstellung für die dampferzeugung

Family Cites Families (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2066665A (en) * 1934-07-18 1937-01-05 Thaddeus F Baily Process for the treatment of ores containing iron
US2742353A (en) * 1954-11-01 1956-04-17 Exxon Research Engineering Co Iron ore reduction process
US2894831A (en) * 1956-11-28 1959-07-14 Old Bruce Scott Process of fluidized bed reduction of iron ore followed by electric furnace melting
FR1205446A (fr) * 1957-04-19 1960-02-02 Procédé de fabrication d'acier ou de fonte par réduction directe de minerai, et four pour sa réalisation
US3150961A (en) * 1959-02-14 1964-09-29 Elektrokemisk As Process of reducing metal oxides
US3163520A (en) * 1960-12-27 1964-12-29 Elektrokemisk As Process and apparatus for preheating and pre-reduction of charge to electric furnace
FR1414716A (fr) * 1961-02-27 1965-10-22 Inst Francais Du Petrole Nouveau procédé continu de réduction des minerais de fer
FR1285711A (fr) * 1961-04-05 1962-02-23 Elektrokemisk As Procédé de fabrication de fonte dans un four électrique
US3888658A (en) * 1970-11-02 1975-06-10 Westinghouse Electric Corp Process for the direct reduction of iron ore to steel

Also Published As

Publication number Publication date
AT340452B (de) 1977-12-12
BE790825A (fr) 1973-04-30
DD100017A5 (pl) 1973-09-05
DE2253228A1 (de) 1973-05-17
CS212734B2 (en) 1982-03-26
LU66404A1 (pl) 1973-01-23
NL7214671A (pl) 1973-05-03
FR2158350A1 (pl) 1973-06-15
DE2253228C3 (de) 1980-02-07
ATA926772A (de) 1977-04-15
FR2158350B1 (pl) 1977-01-14
US3985544A (en) 1976-10-12
CA983720A (en) 1976-02-17
ES408125A1 (es) 1975-10-01
BR7207607D0 (pt) 1973-09-18
ZA727716B (en) 1973-06-27
AU4829772A (en) 1974-05-02
GB1386452A (en) 1975-03-05
RO76208A (fr) 1981-03-30
IT970069B (it) 1974-04-10
DE2253228B2 (de) 1979-06-07

Similar Documents

Publication Publication Date Title
KR100325652B1 (ko) 금속철의 제조방법
US4045214A (en) Method for producing steel
PL76243B1 (pl)
KR0131266B1 (ko) 컨버터를 이용한 철의 제조방법
KR0159789B1 (ko) 높은 생산성을 갖는 용련 환원법
US3460934A (en) Blast furnace method
CN105838838B (zh) 一种煤制气直接还原一步法制取纯净钢的方法
US5431710A (en) Method for continuously producing iron, steel or semi-steel and energy
EP0864658B1 (en) Refining iron ore
US4380469A (en) Process and apparatus for continuously reducing and melting metal oxides and/or pre-reduced metallic materials
US3976472A (en) Method and an electrically heated device for producing molten metal from powders or lumps of metal oxides
US2526658A (en) Process for smelting iron ore
US3264096A (en) Method of smelting iron ore
US4094665A (en) Method for simultaneous combined production of electrical energy and crude iron
CN101956035B (zh) 一种含铁物料渣浴熔融还原炼钢工艺方法及装置
US3734717A (en) Production of phosphorus and steel from iron-containing phosphate rock
CN102409126A (zh) 一体式还原炼铁炉及一体式还原炼铁工艺
US1939874A (en) Method for the production of steel
JP2016536468A (ja) コークス乾式消火システムにおける鋼鉄製造
JP2024532378A (ja) 溶鉄の製造方法
US2219046A (en) Treatment of iron ores
CA1131915A (en) Method and apparatus for the production of steel from iron-ore dust by direct reduction
US3832158A (en) Process for producing metal from metal oxide pellets in a cupola type vessel
US3471283A (en) Reduction of iron ore
US3822125A (en) Flash smelting of iron ore and concentrate