JPH06346127A - 固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法 - Google Patents
固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法Info
- Publication number
- JPH06346127A JPH06346127A JP6657094A JP6657094A JPH06346127A JP H06346127 A JPH06346127 A JP H06346127A JP 6657094 A JP6657094 A JP 6657094A JP 6657094 A JP6657094 A JP 6657094A JP H06346127 A JPH06346127 A JP H06346127A
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- gas
- fluidized bed
- carbon
- reducing
- raw material
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Granted
Links
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 93
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 92
- 239000002994 raw material Substances 0.000 title claims abstract description 52
- 239000007787 solid Substances 0.000 title claims abstract description 45
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 title claims abstract description 41
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 109
- 230000009467 reduction Effects 0.000 title claims description 32
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N ferric oxide Chemical compound O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title 1
- 229960005191 ferric oxide Drugs 0.000 title 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 title 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 209
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 40
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 38
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 36
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 36
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims abstract description 33
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims abstract description 28
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims abstract description 28
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims abstract description 27
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 6
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 73
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 30
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 28
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 15
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 15
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 claims description 13
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 8
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 claims description 7
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 4
- 238000007873 sieving Methods 0.000 claims description 4
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 48
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 abstract description 24
- 239000008246 gaseous mixture Substances 0.000 abstract 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 40
- 238000012937 correction Methods 0.000 description 18
- 239000003575 carbonaceous material Substances 0.000 description 9
- 230000008859 change Effects 0.000 description 7
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 7
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 6
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 5
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 5
- 238000011017 operating method Methods 0.000 description 4
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 4
- 239000002918 waste heat Substances 0.000 description 3
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N Dioxygen Chemical compound O=O MYMOFIZGZYHOMD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 238000003763 carbonization Methods 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 229910001882 dioxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 2
- 238000013021 overheating Methods 0.000 description 2
- 238000010405 reoxidation reaction Methods 0.000 description 2
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- 240000007594 Oryza sativa Species 0.000 description 1
- 235000007164 Oryza sativa Nutrition 0.000 description 1
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 1
- RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N anthracen-1-ylmethanolate Chemical compound C1=CC=C2C=C3C(C[O-])=CC=CC3=CC2=C1 RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 description 1
- 239000005539 carbonized material Substances 0.000 description 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 1
- 239000000567 combustion gas Substances 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 238000000280 densification Methods 0.000 description 1
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 1
- 230000002542 deteriorative effect Effects 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000010410 dusting Methods 0.000 description 1
- 239000012530 fluid Substances 0.000 description 1
- 239000002737 fuel gas Substances 0.000 description 1
- 238000002309 gasification Methods 0.000 description 1
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 239000003077 lignite Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 238000000465 moulding Methods 0.000 description 1
- 239000004058 oil shale Substances 0.000 description 1
- 239000002006 petroleum coke Substances 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 230000009257 reactivity Effects 0.000 description 1
- 238000003303 reheating Methods 0.000 description 1
- 235000009566 rice Nutrition 0.000 description 1
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 1
- 238000003860 storage Methods 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0006—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
- C21B13/0013—Making 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
- C21B13/002—Reduction of iron ores by passing through a heated column of carbon
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0033—In fluidised bed furnaces or apparatus containing a dispersion of the material
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/14—Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/20—Increasing the gas reduction potential of recycled exhaust gases
- C21B2100/28—Increasing the gas reduction potential of recycled exhaust gases by separation
- C21B2100/282—Increasing the gas reduction potential of recycled exhaust gases by separation of carbon dioxide
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/40—Gas purification of exhaust gases to be recirculated or used in other metallurgical processes
- C21B2100/44—Removing particles, e.g. by scrubbing, dedusting
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B2100/00—Handling of exhaust gases produced during the manufacture of iron or steel
- C21B2100/60—Process control or energy utilisation in the manufacture of iron or steel
- C21B2100/66—Heat exchange
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
- Y02P10/122—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by capturing or storing CO2
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
- Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Dispersion Chemistry (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Devices And Processes Conducted In The Presence Of Fluids And Solid Particles (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
熱を自給自足するか或は低圧蒸気で低品位の外来熱を使
用して、余分なエネルギーを発生せずかつ製品品質を向
上する、固形状炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接
還元する方法。 【構成】還元物は熔融器35内で完全に還元かつ熔融さ
れ、熔融物から離脱するガスは、少なくとも50容量%
の酸素含量を有する含酸素ガスが熔融物上に吹送される
ことにより、熔融物の直上において後燃焼されて40〜
70容量%(窒素を除いて算出)のCO2 +H2 Oを含
む混合ガスを生み、後燃焼時の発生熱は大幅に熔融物に
移送され、部分的に後燃焼された混合ガスは含酸素ガス
の供給による第2の後燃焼の際に完全に後燃焼されるよ
うに構成する、固形状炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料
を直接還元する方法。
Description
用いて含酸化鉄原料を直接還元する際、この含酸化鉄原
料は、第1の膨張流動床("expandierte Wirbelschich
t" ;定義は
び流動化ガスの供給下かつ弱還元性条件下並びに還元ポ
テンシャル(Reduktionspotential )が高々FeO段階ま
での還元に達する程度に短い上記流動床内の上記流動化
ガスの滞留時間内に還元され、上記第1の膨張流動床か
ら排出されたガス−固体−サスペンジョンは第2の膨張
流動床内に導かれ、この第2の流動床内には強還元性ガ
スが流動化ガスとして導入され、この第2の流動床の上
部からは強還元性ガス及び生成した炭化含炭素物(abges
chweltes kohlenstoffhaltiges Material)の大部分が排
出され、この炭化含炭素物は上記強還元性ガスから分離
されて上記第1の流動床内に再循環され、上記強還元性
ガスの一部分はガス清浄過程及びCO2 除去過程を経て
上記第2の流動床へ流動化ガスとして再循環され、上記
第2の流動床の下部からは50〜80%の金属分を含む
還元物が上記炭化含炭素物の残部と共に排出され、循環
される上記炭化含炭素物の量は装入される上記含酸化鉄
原料の量の数倍ないし数十倍に達し、上記第1の流動床
から上記第2の流動床に導かれる上記ガス−固体−サス
ペンジョンの熱含量は上記第2の流動床内の熱消費の補
償に利用される固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原
料を直接還元する方法に関する。
粒鉱の発生がますます増大しつつある。そしてこれら微
粉粒鉱を熔融温度よりも低い温度で直接還元するには流
動床プロセスが特に適している。その理由はこのプロセ
スが物質移動及び熱移動の両面で非常に有利であるから
である。このような直接還元を固形状含炭素還元剤を用
いて行う際、次の諸過程が順序通りに進行することが必
要である。即ち、鉱石及び石炭の加熱、石炭の低温乾留
(Schwelen)、石炭のガス化、鉱石の還元及び場合によっ
ては最終産物の冷却である。
り、二つの直列に接続された流動床内で微粉粒状含酸化
鉄原料を直接還元する冒頭に述べた方法が公知である。
この方法の好ましい実施態様において、a)上記第1の
流動床から排出されたのち第2の流動床内に流入するガ
ス−固体−サスペンジョンの流入温度は上記第2の流動
床の上部から排出される強還元性ガスの温度よりも30
〜80℃高いと共に、循環される上記炭化含炭素物の量
は装入される上記含酸化鉄原料の量の10〜50倍に達
し、b)上記第2の流動床の下部からの排出物から上記
炭化含炭素物が分離されると共に、この分離された炭化
含炭素物の少なくとも一部は上記第1の流動床内に再循
環され、c)上記含酸化鉄原料は上記第1の流動床内に
投入される前に上記第2の流動床からの強還元性ガスに
よって予熱され、d)上記還元物は熔融反応器内で完全
に還元かつ熔融されると共に、この熔融反応器の排ガス
は強還元性ガスとして上記第2の流動床内へ導かれ、
e)上記分離された炭化含炭素物の一部は上記熔融反応
器内に装入される。この方法の利点は、流動床内で固形
状含炭素還元剤を用いて直接還元を行う際に殊に含酸素
ガスの供給用ノズルにおける局部的過熱及び付着物形成
が回避されること及び、故障のない上記流動床内直接還
元操業が可能であることである。必要な熱量を得るため
に含酸素ガスが導入される上記第1の流動床内には金属
鉄は実質的に全く存在せず、金属鉄の再酸化も上記ノズ
ルの局部的過熱も回避される。これらは上記第2の流動
床内においても同じく回避されるが、その理由はここに
は含酸素ガスが導入されないからである。上記第2の流
動床から上記第1の流動床内への金属鉄の再循環は同じ
く回避される。
含酸化鉄原料を直接還元する方法において、一次エネル
ギー必要量をできるだけ低く保ち、熱を自給自足するか
或は低圧蒸気で例示される低品位の外来熱を使用してこ
の方法を実施すると共に余分なエネルギーを発生せずか
つ製品品質を向上するものである。
還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する際、この含
酸化鉄原料は、第1の膨張流動床内において固形状含炭
素還元剤及び流動化ガスの供給下かつ弱還元性条件下並
びに還元ポテンシャルが高々FeO段階までの還元に達
する程度に短い上記流動床内の上記流動化ガスの滞留時
間内に還元され、上記第1の膨張流動床から排出された
ガス−固体−サスペンジョンは第2の膨張流動床内に導
かれ、この第2の流動床内には強還元性ガスが流動化ガ
スとして導入され、この第2の流動床の上部からは強還
元性ガス及び生成した炭化含炭素物の大部分が排出さ
れ、この炭化含炭素物は上記強還元性ガスから分離され
て上記第1の流動床内に再循環され、上記強還元性ガス
の一部分はガス清浄過程及びCO2 除去過程を経て上記
第2の流動床へ流動化ガスとして再循環され、上記第2
の流動床の下部からは50〜80%の金属分を含む還元
物が上記炭化含炭素物の残部と共に排出され、循環され
る上記炭化含炭素物の量は装入される上記含酸化鉄原料
の量の数倍ないし数十倍に達し、上記第1の流動床から
上記第2の流動床に導かれる上記ガス−固体−サスペン
ジョンの熱含量は上記第2の流動床内の熱消費の補償に
利用される固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を
直接還元する方法において、上記還元物は熔融反応器内
で完全に還元かつ熔融され、この熔融物から離脱するガ
スは、少なくとも50容量%の酸素含量を有する含酸素
ガスがこの熔融物上に吹送されることより、この熔融物
の直上において後燃焼されて40〜70容量%(窒素を
除いて算出)のCO2 +H2 Oを含む混合ガスを生み、
上記後燃焼時の発生熱は大幅に上記熔融物に移送され、
上記の部分的に後燃焼された混合ガスは含酸素ガスの供
給による第2の後燃焼の際に完全に後燃焼されるように
固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元す
る方法を構成した。
cht" )とは、固体粒子の沈降終速度よりも大きな流動化
ガス速度で操業される(oberhalb der Schwebegeschwind
igkeit der Feststoffteilchen betrieben )大きく膨張
した流動床のことである。「古典的」("klassisch" )な
流動床では、濃密相とその上に位置するガス空間とは著
しい密度段差により互いに区分けされている。これに対
して上記膨張流動床は、明確な境界面なしに種々の分布
状態が存在すると云う原理的な特徴を有する。つまり濃
密相とその上に位置するダスト空間との間に密度段差は
存在せず、固体粒子の濃度は流動床反応器内で下から上
へ向けて段々と減少する。そしてこの反応器の上部から
ガス−固体−サスペンジョンが排出される。この操業条
件をフルード数及びアルキメデス数で規定すれば、相当
する範囲は次のとおりである。
Ar アルキメデス数、Fr フルード数、ρg
ガス密度(kg/m3 )、ρk 固体粒子密度(k
g/m3 )、dk 球形固体粒子の直径(m)、ν
動粘度(m2 /s)及びg 重力定数(m/s
2 )。
ら亜炭に至る全ての石炭類並びに、例えば油母頁岩、石
油コークス或は選炭ボタのような含炭素鉱石や廃材が利
用できる。これらはすべて常温で固体状態に在る。上記
第1の流動床内に導入される含酸素ガスは少なくとも酸
素冨化された空気であるのが好ましい。このガスの上記
第1の流動床内での滞留時間はほぼ0.5〜3秒の範囲
にある。この滞留時間はこの流動床の反応器の高さを選
択して調節する。またこの滞留時間は上記限界値の範囲
内でガス流速の制御により調節が可能である。上記含酸
化鉄原料の上記第1の流動床内での滞留時間はほぼ0.
2〜1.5分である。上記第1の流動床内の固形物の平
均密度は、空の炉室空間につき100〜300kg/m
2 である。遊離酸素を含むガスが上記第2の流動床内に
導入されることはない。上記第2の流動床内では、ガス
の滞留時間は3秒を超えるように、また上記含酸化鉄原
料の滞留時間はほぼ15〜40分になるように調節され
る。上記第2の流動床の反応器の高さが上記第1の流動
床の反応器の高さよりも大きいのはこの理由による。上
記第1の流動床からのガス−固体−サスペンジョンの導
入口より低い位置に在る、上記第2の流動床の下部内の
固形物の平均密度は、空の炉室空間につき300〜60
0kg/m2 である。上記第2の流動床の上部内の固形
物の平均密度は50〜200kg/m2 である。上記第
2の流動床への上記ガス−固体−サスペンジョンの導入
口は、この流動床への上記強還元性ガスの供給口より1
m以上高い位置かつこの流動床反応器の全高の30%以
下の位置に設置される。これらの操業条件を遵守すれ
ば、上記第2の流動床内において炭化含炭素物及び含鉄
還元物間の強力な相互分離が達成される。上記第2の流
動床反応器内で必要な熱量は上記第1の流動床反応器か
らのガス−固体−サスペンジョンにより供給されるが、
この熱量の大半は熱媒体として働く上記炭化含炭素物に
より供給される。このために上記第1の流動床内の温度
は上記第2の流動床からの排出温度よりも高い値に調節
される。そしてそのために必要な上記第1の流動床の過
熱度は上記炭化含炭素物の循環量に見合うように決めら
れる。上記第1及び第2の流動床内の温度は上記炭化含
炭素物の反応性に依存して850〜1100℃の範囲に
ある。上記還元物が上記第2の流動床の下部から取り出
される際、付随して或程度の量の炭化含炭素物が取り出
される。上記第1及び第2の流動床は大きな加圧なしに
或は20bar以下の加圧下で運転されることができ
る。上記第2の流動床からの排ガスの一部は循環経路か
ら取り出され、循環ガスの再加熱にための燃料ガスとし
て利用される。上記熔融物から離脱するガスの第1の後
燃焼のために使用される上記含酸素ガスはノズルを通し
て吹送される。これらのノズルは上記熔融反応器の側壁
内に、好ましくは上記熔融物の表面に向けて傾けて設置
配列され、上記含酸素ガスの噴流がこの表面に打ち当る
ようになっている。上記第1の後燃焼の際に発生した熱
量の50%以上、好ましくは70%以上が上記熔融物に
伝達される。第2の後燃焼は空気の供給下で行われるの
が適切である。上記熔融反応器の排ガスの熱量のうち上
記熔融物に伝達されなかった部分は、蒸気発生に利用さ
れるのが好ましい。この時発生する蒸気はCO2 スクラ
バーに利用されるのが好都合である。
の流動床内の還元系と、上記熔融反応器内の処理対象系
とが、ガス流に関しては相互に独立して操業される点に
ある。これにより上記両系はそれぞれ最適条件下で操業
されることができる。上記炭化含炭素物から発生した全
熱量は上記両系全体内で最適条件下で利用され、過剰量
のエネルギーが放出される必要性は全くない。一次エネ
ルギー必要量は最小に止められる。
内で含酸素ガスの吹き込みによって行われることができ
る。上記第2の後燃焼に必要な含酸素ガス、特に空気は
上記熔融反応器の上部内に吹き込まれ、ここで上記第2
の後燃焼が完全に行われる。
行われることができる。この場合、上記第2の後燃焼
は、上記熔融反応器に後置された燃焼室内で行われる。
手段として、固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料
を直接還元する際、この含酸化鉄原料は、第1の膨張流
動床内において固形状含炭素還元剤及び流動化ガスの供
給下かつ弱還元性条件下並びに還元ポテンシャルが高々
FeO段階までの還元に達する程度に短い上記流動床内
の上記流動化ガスの滞留時間内に還元され、上記第1の
膨張流動床から排出されたガス−固体−サスペンジョン
は第2の膨張流動床内に導かれ、この第2の流動床内に
は強還元性ガスが流動化ガスとして導入され、この第2
の流動床の上部からは強還元性ガス及び生成した炭化含
炭素物の大部分が排出され、この炭化含炭素物は上記強
還元性ガスから分離されて上記第1の流動床内に再循環
され、上記強還元性ガスの一部分はガス清浄過程及びC
O2 除去過程を経て上記第2の流動床へ流動化ガスとし
て再循環され、上記第2の流動床の下部からは50〜8
0%の金属分を含む還元物が上記炭化含炭素物の残部と
共に排出され、循環される上記炭化含炭素物の量は装入
される上記含酸化鉄原料の量の数倍ないし数十倍に達
し、上記第1の流動床から上記第2の流動床に導かれる
上記ガス−固体−サスペンジョンの熱含量は上記第2の
流動床内の熱消費の補償に利用される固形状含炭素還元
剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法において、
上記第2の流動床の下部からの排出物は第3の流動床内
に装入され、上記第2の流動床の排ガスの分流はガス清
浄過程及びCO2 除去過程を経て上記第3の流動床へ流
動化ガスとして再循環され、上記第3の流動床からの排
ガスは上記第2の流動床の下部内へ二次ガスとして導入
され、上記第3の流動床内の還元物は更に還元されて9
5%以下の金属分を含むに至り、しかる後にこの還元物
は上記第3の流動床から排出されるように固形状含炭素
還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法を構成
することができる。上記CO2 スクラバーから循環され
る流動化ガスのうち約10〜20%が上記第1の流動床
内に、約35〜60%が上記第2の流動床内に、約25
〜45%が上記第3の流動床内に導かれる。上記第2の
流動床の下部においてこの流動床反応器の全高の最大限
30%に相当する部分には、上記第3の流動床からの排
ガスが二次ガスとして導入される。
点に加えて、上記直接還元が強還元性条件下で2段階に
亙って行われる結果、上記還元性ガスの利用効率が向流
操業により大幅に改善される点にある。即ち上記ガスの
利用効率を悪化することなく、金属分をより多く含む還
元物が得られる。
つ熔融され、この熔融物から離脱するガスは、少なくと
も50容量%の酸素含量を有する含酸素ガスがこの熔融
物上に吹送されることより、この熔融物の直上において
後燃焼されて40〜70容量%(窒素を除いて算出)の
CO2 +H2 Oを含む混合ガスを生み、上記後燃焼時の
発生熱は大幅に上記熔融物に移送され、上記の部分的に
後燃焼された混合ガスは含酸素ガスの供給による第2の
後燃焼の際に完全に後燃焼されることができる。
内で含酸素ガスの吹き込みによって行われることができ
る。
行われることができる。
は上記炭化含炭素物の過剰量が高温下の分離操作により
除去され、その際に上記還元物中の炭素含量は最大限5
重量%に調節され、上記還元物は高温状態で稠密化され
ることができる。この高温下の分離操作は篩分け、空気
選鉱(Sichten )又は磁力選鉱の操作により実行でき、6
00〜800℃の温度で行われる。上記稠密化は、ブリ
ケッティング又は条板状物の圧延形成に続いて粉砕を行
って達成できる。このようにして終わりには非常に安定
な成形品が製造され、この成形品は販売されたり、或は
例えば電気炉内で熔融されることができる。
つの手段として、固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄
原料を直接還元する際、この含酸化鉄原料は、第1の膨
張流動床内において固形状含炭素還元剤及び流動化ガス
の供給下かつ弱還元性条件下並びに還元ポテンシャルが
高々FeO段階までの還元に達する程度に短い上記流動
床内の上記流動化ガスの滞留時間内に還元され、上記第
1の膨張流動床から排出されたガス−固体−サスペンジ
ョンは第2の膨張流動床内に導かれ、この第2の流動床
内には強還元性ガスが流動化ガスとして導入され、この
第2の流動床の上部からは強還元性ガス及び生成した炭
化含炭素物の大部分が排出され、この炭化含炭素物は上
記強還元性ガスから分離されて上記第1の流動床内に再
循環され、上記強還元性ガスの一部分はガス清浄過程及
びCO2 除去過程を経て上記第2の流動床へ流動化ガス
として再循環され、上記第2の流動床の下部からは50
〜80%の金属分を含む還元物が上記炭化含炭素物の残
部と共に排出され、循環される上記炭化含炭素物の量は
装入される上記含酸化鉄原料の量の数倍ないし数十倍に
達し、上記第1の流動床から上記第2の流動床に導かれ
る上記ガス−固体−サスペンジョンの熱含量は上記第2
の流動床内の熱消費の補償に利用される固形状含炭素還
元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法におい
て、上記第2の流動床の下部からの排出物からは上記炭
化含炭素物の過剰量が高温下の篩分け操作により除去さ
れ、その際に上記還元物中の炭素含量は最大限5重量%
に調節され、上記還元物は高温状態で稠密化されるよう
に固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元
する方法を構成することができる。
質がこの製品の次の加工に有利なように改良される点に
ある。更にこの製品の再酸化及びダスチング(Verstaubu
ng )の危険が回避されるので、この製品の輸送及び保管
にも非常に有利である。
ながら説明する。図1は2基の流動床と、後置され還元
熔融及び後燃焼が行われる1基の熔融反応器とによる操
業方式の流れ図である。図2は3基の流動床と、後置さ
れ還元熔融及び後燃焼が行われる1基の熔融反応器とに
よる操業方式の流れ図である。
床式熱交換器(Suspensionswaermeaustauscher)(図示せ
ず)内で予熱された後、導管2を経て第1の流動床1内
へ導入される。第1の流動床1内へは、微粉炭が導管3
を、酸素が導管4を、流動化ガスが導管5をそれぞれ経
て導入される。第2の流動床7内へは、ガス−固体−サ
スペンジョンが導管6を、流動化ガスが導管8をそれぞ
れ経て導入される。炭化含炭素物の大分量を含むガス−
固体−サスペンジョンは導管9を経て分離用サイクロン
10へ導かれる。
流動床1内へ再循環される。分離用サイクロン10から
離脱する排ガスは導管12を経由(上記微粉粒状鉄鉱石
の予熱用の懸濁床式熱交換器(図示せず)を経由)して
廃熱利用ボイラー13内に導かれる。この廃熱利用ボイ
ラー13内には、水が導管14を経て導かれ、蒸気が導
管15を経て排出される。冷却された排ガスは導管16
を経てガス清浄器17内に導かれる。ガス清浄器17か
らは、分離されたダストが導管18を、清浄排ガスが導
管19をそれぞれ経て取り出される。この清浄排ガスか
らは、CO2 スクラバー20内でCO2 が除去される。
ただしこの清浄排ガスはCO2 スクラバー20の前で冷
却される必要がある。この冷却の際、同時に水蒸気が凝
縮する(図示せず)。
22を経て脱着器21内に導入されることにより駆逐さ
れ、導管23を経て排出される。CO2 スクラバー20
と脱着器21との結び付きは単に摸式的に図示されてい
る。CO2 が除去された強還元性ガスは導管24を経て
再加熱器25内に導かれる。この再加熱器25内には、
導管19からの清浄排ガスの分流が導管26を、燃焼用
空気が導管27をそれぞれ経て導かれる。導管26から
のガス分流は導管26aを経て酸素発生器(図示せず)
内に導かれる。上記再加熱された強還元性ガスは流動化
ガスとして導管5及び8をそれぞれ経て第1の流動床1
及び第2の流動床7に導かれる。再加熱器25からの燃
焼ガスは導管28を経て煙突に導かれる。還元物と上記
炭化含炭素物の一部とは第2の流動床7から導管29を
経て排出される。
に導かれると共に、第3の流動床30内には上記強還元
性ガスが流動化ガスとして導管31を経て導かれる。更
に還元された上記還元物は導管32を経て排出される。
第3の流動床30からの排ガスは二次ガスとして導管3
3を経て第2の流動床7内に導かれる。
物、或は図2の導管32を経て排出される上記更に還元
された還元物は、導管34を経て熔融反応器35内に装
入される。熔融反応器35の底部からはノズル36を通
って酸素、ノズル37を通って炭化石炭(abgeschwelte
Kohle)が熔融物内に吹送される。スラグ排出口38を通
ってスラグ、出銑口39を通って熔鉄が排出される。酸
素はまた、上記熔融物の表面に向けて傾けて設置配列さ
れた上吹き酸素ノズル40を通して上記熔融物の表面上
に吹送され、これにより上記熔融物から離脱するガスの
第1の後燃焼が行われる。空気は空気ノズル41を通し
て熔融反応器35の上部内に吹送され、これにより第2
の後燃焼が行われる。排ガスは導管42を経て熱交換器
43内に導かれる。熱交換器43内には、導管44を経
て水が導入され、導管45を経て蒸気が排出される。冷
却された上記排ガスは導管46を経てガス清浄器47内
に導入される。分離されたダストはガス清浄器47から
ダスト排出口48を経て排出される。清浄排ガスは導管
49を経て上記煙突に導かれる。
ものである。微粉粒状鉄鉱石は2段階方式により懸濁床
式熱交換器内で820℃に予熱された。 部位2 : 上記鉄鉱石78.4t/h。 部位29: 前還元された還元度75%の上記鉄鉱石5
8.2t/h及び炭化石炭5.9t/h、950℃。 部位38: CaO/SiO2 =1.2のスラグ6.3
t/h。 部位39: 1550℃の、2.4%Cを含む熔銑5
2.1t/h。 部位3 : 粒径<5mmの、1%H2 Oを含む微粉炭
27.5t/h。 部位4 : 99.5%O2 を含む酸素ガス10,30
0sm3 /h(sm3 は「標準立方米」)。 部位12: 560℃の、47%CO、19%CO2 、
18%H2 、13%H2O、0.5%CH4 及び3%N
2 を含むガス101,000sm3 /h。 部位19: ガス75,200sm3 /h。 部位26: ガス15,400sm3 /h。 部位5 : 750℃の、1%CO2 を含むガス8,0
00sm3 /h。 部位8 : 750℃の、1%CO2 を含むガス31,
800sm3 /h。 部位31: 750℃の、1%CO2 を含むガス20,
000sm3 /h。 部位35: 99.5%O2 を含む酸素ガス5,800
sm3 /h:第1の後燃焼: 部位41: 空気15,000sm3 /h。 部位42: 排ガス17,000sm3 /h。 部位15: 5barの蒸気24t/h。 部位45: 5barの蒸気36t/h。 部位22: 5barの蒸気61t/h。 部位23: CO2 15,200sm3 /h。
一次エネルギー必要量をできるだけ低く保ち、熱を自給
自足するか或は低圧蒸気で例示される低品位の外来熱を
使用して冒頭に述べた方法を実施できると共に余分なエ
ネルギーを発生せずかつ製品品質を向上することができ
る。
の流れ図
の流れ図
還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する際、この含
酸化鉄原料は、第1の膨張流動床内において固形状含炭
素還元剤及び流動化ガスの供給下かつ弱還元性条件下並
びに還元ポテンシャルが高々FeO段階までの還元に達
する程度に短い上記流動床内の上記流動化ガスの滞留時
間内に還元され、上記第1の膨張流動床から排出された
ガス−固体−サスペンジョンは第2の膨張流動床内に導
かれ、この第2の流動床内には強還元性ガスが流動化ガ
スとして導入され、この第2の流動床の上部からは強還
元性ガス及び生成した炭化含炭素物の大部分が排出さ
れ、この炭化含炭素物は上記強還元性ガスから分離され
て上記第1の流動床内に再循環され、上記強還元性ガス
の一部分はガス清浄過程及びCO2除去過程を経て上記
第2の流動床へ流動化ガスとして再循環され、上記第2
の流動床の下部からは50〜80%の金属分を含む還元
物が上記炭化含炭素物の残部と共に排出され、循環され
る上記炭化含炭素物の量は装入される上記含酸化鉄原料
の量より多く、例えば数倍ないし数十倍に達し、上記第
1の流動床から上記第2の流動床に導かれる上記ガス−
固体−サスペンジョンの熱含量は上記第2の流動床内の
熱消費の補償に利用される固形状含炭素還元剤を用いて
含酸化鉄原料を直接還元する方法において、上記還元物
は熔融反応器内で完全に還元かつ熔融され、この熔融物
から離脱するガスは、少なくとも50容量%の酸素含量
を有する含酸素ガスがこの熔融物上に吹送されることよ
り、この熔融物の直上において後燃焼されて40〜70
容量%(窒素を除いて算出)のCO2+H2Oを含む混
合ガスを生み、上記後燃焼時の発生熱は大幅に上記熔融
物に移送され、上記の部分的に後燃焼された混合ガスは
含酸素ガスの供給による第2の後燃焼の際に完全に後燃
焼されるように固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原
料を直接還元する方法を構成した。
Ar アルキメデス数、Fr フルード数、ρg
ガス密度(kg/m3)、ρk 固体粒子密度(k
g/m3)、dk 球形固体粒子の直径(m)、ν
動粘度(m2/s)及びg 重力定数(m/s
2)。
手段として、固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料
を直接還元する際、この含酸化鉄原料は、第1の膨張流
動床内において固形状含炭素還元剤及び流動化ガスの供
給下かつ弱還元性条件下並びに還元ポテンシャルが高々
FeO段階までの還元に達する程度に短い上記流動床内
の上記流動化ガスの滞留時間内に還元され、上記第1の
膨張流動床から排出されたガス−固体−サスペンジョン
は第2の膨張流動床内に導かれ、この第2の流動床内に
は強還元性ガスが流動化ガスとして導入され、この第2
の流動床の上部からは強還元性ガス及び生成した炭化含
炭素物の大部分が排出され、この炭化含炭素物は上記強
還元性ガスから分離されて上記第1の流動床内に再循環
され、上記強還元性ガスの一部分はガス清浄過程及びC
O2除去過程を経て上記第2の流動床へ流動化ガスとし
て再循環され、上記第2の流動床の下部からは50〜8
0%の金属分を含む還元物が上記炭化含炭素物の残部と
共に排出され、循環される上記炭化含炭素物の量は装入
される上記含酸化鉄原料の量より多く、例えば数倍ない
し数十倍に達し、上記第1の流動床から上記第2の流動
床に導かれる上記ガス−固体−サスペンジョンの熱含量
は上記第2の流動床内の熱消費の補償に利用される固形
状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方
法において、上記第2の流動床の下部からの排出物は第
3の流動床内に装入され、上記第2の流動床の排ガスの
分流はガス清浄過程及びCO2除去過程を経て上記第3
の流動床へ流動化ガスとして再循環され、上記第3の流
動床からの排ガスは上記第2の流動床の下部内へ二次ガ
スとして導入され、上記第3の流動床内の還元物は更に
還元されて95%以下の金属分を含むに至り、しかる後
にこの還元物は上記第3の流動床から排出されるように
固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元す
る方法を構成することができる。上記CO2スクラバー
から循環される流動化ガスのうち約10〜20%が上記
第1の流動床内に、約35〜60%が上記第2の流動床
内に、約25〜45%が上記第3の流動床内に導かれ
る。上記第2の流動床の下部においてこの流動床反応器
の全高の最大限30%に相当する部分には、上記第3の
流動床からの排ガスが二次ガスとして導入される。
つの手段として、固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄
原料を直接還元する際、この含酸化鉄原料は、第1の膨
張流動床内において固形状含炭素還元剤及び流動化ガス
の供給下かつ弱還元性条件下並びに還元ポテンシャルが
高々FeO段階までの還元に達する程度に短い上記流動
床内の上記流動化ガスの滞留時間内に還元され、上記第
1の膨張流動床から排出されたガス−固体−サスペンジ
ョンは第2の膨張流動床内に導かれ、この第2の流動床
内には強還元性ガスが流動化ガスとして導入され、この
第2の流動床の上部からは強還元性ガス及び生成した炭
化含炭素物の大部分が排出され、この炭化含炭素物は上
記強還元性ガスから分離されて上記第1の流動床内に再
循環され、上記強還元性ガスの一部分はガス清浄過程及
びCO2除去過程を経て上記第2の流動床へ流動化ガス
として再循環され、上記第2の流動床の下部からは50
〜80%の金属分を含む還元物が上記炭化含炭素物の残
部と共に排出され、循環される上記炭化含炭素物の量は
装入される上記含酸化鉄原料の量より多く、例えば数倍
ないし数十倍に達し、上記第1の流動床から上記第2の
流動床に導かれる上記ガス−固体−サスペンジョンの熱
含量は上記第2の流動床内の熱消費の補償に利用される
固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元す
る方法において、上記第2の流動床の下部からの排出物
からは上記炭化含炭素物の過剰量が高温下の篩分け操作
により除去され、その際に上記還元物中の炭素含量は最
大限5重量%に調節され、上記還元物は高温状態で稠密
化されるように固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原
料を直接還元する方法を構成することができる。
Claims (9)
- 【請求項1】固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料
を直接還元する際、この含酸化鉄原料は、第1の膨張流
動床内において固形状含炭素還元剤及び流動化ガスの供
給下かつ弱還元性条件下並びに還元ポテンシャルが高々
FeO段階までの還元に達する程度に短い上記流動床内
の上記流動化ガスの滞留時間内に還元され、上記第1の
膨張流動床から排出されたガス−固体−サスペンジョン
は第2の膨張流動床内に導かれ、この第2の流動床内に
は強還元性ガスが流動化ガスとして導入され、この第2
の流動床の上部からは強還元性ガス及び生成した炭化含
炭素物の大部分が排出され、この炭化含炭素物は上記強
還元性ガスから分離されて上記第1の流動床内に再循環
され、上記強還元性ガスの一部分はガス清浄過程及びC
O2 除去過程を経て上記第2の流動床へ流動化ガスとし
て再循環され、上記第2の流動床の下部からは50〜8
0%の金属分を含む還元物が上記炭化含炭素物の残部と
共に排出され、循環される上記炭化含炭素物の量は装入
される上記含酸化鉄原料の量の数倍ないし数十倍に達
し、上記第1の流動床から上記第2の流動床に導かれる
上記ガス−固体−サスペンジョンの熱含量は上記第2の
流動床内の熱消費の補償に利用される固形状含炭素還元
剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法において、 上記還元物は熔融反応器内で完全に還元かつ熔融され、
この熔融物から離脱するガスは、少なくとも50容量%
の酸素含量を有する含酸素ガスがこの熔融物上に吹送さ
れることより、この熔融物の直上において後燃焼されて
40〜70容量%(窒素を除いて算出)のCO2 +H2
Oを含む混合ガスを生み、上記後燃焼時の発生熱は大幅
に上記熔融物に移送され、上記の部分的に後燃焼された
混合ガスは含酸素ガスの供給による第2の後燃焼の際に
完全に後燃焼されることを特徴とする方法。 - 【請求項2】上記第2の後燃焼が上記熔融反応器の上部
内で含酸素ガスの吹き込みによって行われる請求項1の
方法。 - 【請求項3】上記第2の後燃焼が上記熔融反応器の外で
行われる請求項2の方法。 - 【請求項4】固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料
を直接還元する際、この含酸化鉄原料は、第1の膨張流
動床内において固形状含炭素還元剤及び流動化ガスの供
給下かつ弱還元性条件下並びに還元ポテンシャルが高々
FeO段階までの還元に達する程度に短い上記流動床内
の上記流動化ガスの滞留時間内に還元され、上記第1の
膨張流動床から排出されたガス−固体−サスペンジョン
は第2の膨張流動床内に導かれ、この第2の流動床内に
は強還元性ガスが流動化ガスとして導入され、この第2
の流動床の上部からは強還元性ガス及び生成した炭化含
炭素物の大部分が排出され、この炭化含炭素物は上記強
還元性ガスから分離されて上記第1の流動床内に再循環
され、上記強還元性ガスの一部分はガス清浄過程及びC
O2 除去過程を経て上記第2の流動床へ流動化ガスとし
て再循環され、上記第2の流動床の下部からは50〜8
0%の金属分を含む還元物が上記炭化含炭素物の残部と
共に排出され、循環される上記炭化含炭素物の量は装入
される上記含酸化鉄原料の量の数倍ないし数十倍に達
し、上記第1の流動床から上記第2の流動床に導かれる
上記ガス−固体−サスペンジョンの熱含量は上記第2の
流動床内の熱消費の補償に利用される固形状含炭素還元
剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法において、 上記第2の流動床の下部からの排出物は第3の流動床内
に装入され、上記第2の流動床の排ガスの分流はガス清
浄過程及びCO2 除去過程を経て上記第3の流動床へ流
動化ガスとして再循環され、上記第3の流動床からの排
ガスは上記第2の流動床の下部内へ二次ガスとして導入
され、上記第3の流動床内の還元物は更に還元されて9
5%以下の金属分を含むに至り、しかる後にこの還元物
は上記第3の流動床から排出されることを特徴とする方
法。 - 【請求項5】上記還元物は熔融反応器内で完全に還元か
つ熔融され、この熔融物から離脱するガスは、少なくと
も50容量%の酸素含量を有する含酸素ガスがこの熔融
物上に吹送されることより、この熔融物の直上において
後燃焼されて40〜70容量%(窒素を除いて算出)の
CO2 +H2 Oを含む混合ガスを生み、上記後燃焼時の
発生熱は大幅に上記熔融物に移送され、上記の部分的に
後燃焼された混合ガスは含酸素ガスの供給による第2の
後燃焼の際に完全に後燃焼される請求項4の方法。 - 【請求項6】上記第2の後燃焼が上記熔融反応器の上部
内で含酸素ガスの吹き込みによって行われる請求項4又
は5の方法。 - 【請求項7】上記第2の後燃焼が上記熔融反応器の外で
行われる請求項4〜6のいずれか1項の方法。 - 【請求項8】上記第2の流動床の下部からの排出物から
は上記炭化含炭素物の過剰量が高温下の分離操作により
除去され、その際に上記還元物中の炭素含量は最大限5
重量%に調節され、上記還元物は高温状態で稠密化され
る請求項4の方法。 - 【請求項9】固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料
を直接還元する際、この含酸化鉄原料は、第1の膨張流
動床内において固形状含炭素還元剤及び流動化ガスの供
給下かつ弱還元性条件下並びに還元ポテンシャルが高々
FeO段階までの還元に達する程度に短い上記流動床内
の上記流動化ガスの滞留時間内に還元され、上記第1の
膨張流動床から排出されたガス−固体−サスペンジョン
は第2の膨張流動床内に導かれ、この第2の流動床内に
は強還元性ガスが流動化ガスとして導入され、この第2
の流動床の上部からは強還元性ガス及び生成した炭化含
炭素物の大部分が排出され、この炭化含炭素物は上記強
還元性ガスから分離されて上記第1の流動床内に再循環
され、上記強還元性ガスの一部分はガス清浄過程及びC
O2 除去過程を経て上記第2の流動床へ流動化ガスとし
て再循環され、上記第2の流動床の下部からは50〜8
0%の金属分を含む還元物が上記炭化含炭素物の残部と
共に排出され、循環される上記炭化含炭素物の量は装入
される上記含酸化鉄原料の量の数倍ないし数十倍に達
し、上記第1の流動床から上記第2の流動床に導かれる
上記ガス−固体−サスペンジョンの熱含量は上記第2の
流動床内の熱消費の補償に利用される固形状含炭素還元
剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法において、 上記第2の流動床の下部からの排出物からは上記炭化含
炭素物の過剰量が高温下の篩分け操作により除去され、
その際に上記還元物中の炭素含量は最大限5重量%に調
節され、上記還元物は高温状態で稠密化されることを特
徴とする方法。
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| DE19934307484 DE4307484A1 (de) | 1993-03-10 | 1993-03-10 | Verfahren zur Direktreduktion von eisenoxidhaltigen Materialien mit festen kohlenstoffhaltigen Reduktionsmitteln |
| DE4307484.7 | 1993-03-10 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH06346127A true JPH06346127A (ja) | 1994-12-20 |
| JP3543837B2 JP3543837B2 (ja) | 2004-07-21 |
Family
ID=6482383
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP6657094A Expired - Lifetime JP3543837B2 (ja) | 1993-03-10 | 1994-03-10 | 固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法 |
Country Status (11)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US5433767A (ja) |
| EP (2) | EP0614990B1 (ja) |
| JP (1) | JP3543837B2 (ja) |
| KR (1) | KR100321103B1 (ja) |
| CN (2) | CN1039829C (ja) |
| AU (2) | AU670663B2 (ja) |
| BR (1) | BR9401106A (ja) |
| CA (1) | CA2116749C (ja) |
| DE (3) | DE4307484A1 (ja) |
| TW (1) | TW299303B (ja) |
| ZA (1) | ZA941675B (ja) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101974661A (zh) * | 2010-10-18 | 2011-02-16 | 贾会平 | 熔融还原炼铁的方法和设备 |
| JP2013531733A (ja) * | 2010-06-04 | 2013-08-08 | オウトテック オーワイジェイ | 溶銑の製造方法及び製造プラント |
Families Citing this family (14)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE4437549C2 (de) * | 1994-10-20 | 1996-08-08 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur Herstellung von metallischem Eisen aus feinkörnigem Eisenerz |
| US5435831A (en) * | 1994-08-12 | 1995-07-25 | Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch | Circulating fluidizable bed co-processing of fines in a direct reduction system |
| US5674308A (en) * | 1994-08-12 | 1997-10-07 | Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch | Spouted bed circulating fluidized bed direct reduction system and method |
| CA2260816C (en) | 1995-05-04 | 2009-01-06 | Georg Schmidt | Process for removing nox from nitrosylsulphuric acid |
| US5746805A (en) * | 1995-07-18 | 1998-05-05 | Metallgesellschaft Aktiengesellschaft | Process for the continuous manufacture of steel |
| AT406485B (de) * | 1995-10-10 | 2000-05-25 | Voest Alpine Ind Anlagen | Verfahren zur herstellung von flüssigem roheisen oder flüssigen stahlvorprodukten und anlage zur durchführung des verfahrens |
| UA42803C2 (uk) * | 1995-10-10 | 2001-11-15 | Фоест-Альпіне Індустріанлагенбау Гмбх | Спосіб прямого відновлення дрібнозернистого матеріалу у формі часток, що містить оксид заліза, та установка для здійснення цього способу |
| AT406379B (de) * | 1995-10-10 | 2000-04-25 | Voest Alpine Ind Anlagen | Verfahren zur direktreduktion von teilchenförmigem eisenoxidhältigem material und anlage zur durchführung des verfahrens |
| AUPN639995A0 (en) * | 1995-11-03 | 1995-11-30 | Technological Resources Pty Limited | A method and an apparatus for producing metals and metal alloys |
| AUPO276496A0 (en) | 1996-10-07 | 1996-10-31 | Technological Resources Pty Limited | A method and an apparatus for producing metals and metal alloys |
| DE19744151C5 (de) * | 1997-10-07 | 2004-08-26 | Outokumpu Oyj | Verfahren zum Schmelzen von feinkörnigem, direkt reduziertem Eisen in einem Elektrolichtbogenofen |
| EP1756324B1 (en) * | 2004-05-31 | 2009-12-16 | Outotec Oyj | Direct reduction process using a single fluidised bed |
| BRPI1009035B1 (pt) * | 2009-06-10 | 2018-06-26 | Hormusji Gharda Keki | Método para produção de ferro, semi-aço e gás redutor reutilizável rico em hidrogênio usando um forno de cuba revestido refratário de alta pressão |
| CN105936836B (zh) * | 2016-06-07 | 2023-09-15 | 广东工业大学 | 小型生物质气化燃烧系统 |
Family Cites Families (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3079248A (en) * | 1960-08-10 | 1963-02-26 | Exxon Research Engineering Co | Direct reduction of ferrous oxide |
| IT1041142B (it) * | 1975-08-05 | 1980-01-10 | Italimpianti Spa | Perfezionamento al processo di riduzione diretta id minerali di ferro in reattor a letto fluido |
| US4094665A (en) * | 1977-05-13 | 1978-06-13 | Stora Kopparbergs Bergslags Ab | Method for simultaneous combined production of electrical energy and crude iron |
| JPS59110712A (ja) * | 1982-12-16 | 1984-06-26 | Kawasaki Steel Corp | 粉粒状鉱石の還元方法 |
| DE3318005C2 (de) * | 1983-05-18 | 1986-02-20 | Klöckner CRA Technologie GmbH, 4100 Duisburg | Verfahren zur Eisenherstellung |
| DE3418085A1 (de) * | 1984-05-16 | 1985-11-28 | Klöckner CRA Technologie GmbH, 4100 Duisburg | Verfahren zur eisenherstellung |
| DE3607775A1 (de) * | 1986-03-08 | 1987-09-17 | Kloeckner Cra Tech | Verfahren zur schmelzreduktion von eisenerz |
| DE3626027A1 (de) * | 1986-08-01 | 1988-02-11 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur reduktion feinkoerniger, eisenhaltiger materialien mit festen kohlenstoffhaltigen reduktionsmitteln |
| DE3835332A1 (de) * | 1988-10-17 | 1990-04-19 | Ralph Weber | Verfahren zur herstellung von stahl aus feinerz |
| US5185032A (en) * | 1992-05-26 | 1993-02-09 | Fior De Venezuela | Process for fluidized bed direct steelmaking |
-
1993
- 1993-03-10 DE DE19934307484 patent/DE4307484A1/de not_active Withdrawn
- 1993-07-22 TW TW82105840A patent/TW299303B/zh not_active IP Right Cessation
-
1994
- 1994-03-01 DE DE59407411T patent/DE59407411D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1994-03-01 EP EP19940200520 patent/EP0614990B1/de not_active Expired - Lifetime
- 1994-03-01 CA CA 2116749 patent/CA2116749C/en not_active Expired - Lifetime
- 1994-03-01 DE DE59404688T patent/DE59404688D1/de not_active Expired - Lifetime
- 1994-03-01 EP EP19970103922 patent/EP0790319B1/de not_active Expired - Lifetime
- 1994-03-08 AU AU57654/94A patent/AU670663B2/en not_active Expired
- 1994-03-09 KR KR1019940004586A patent/KR100321103B1/ko not_active Expired - Lifetime
- 1994-03-09 BR BR9401106A patent/BR9401106A/pt not_active IP Right Cessation
- 1994-03-09 US US08/208,872 patent/US5433767A/en not_active Expired - Lifetime
- 1994-03-10 CN CN94102306A patent/CN1039829C/zh not_active Expired - Lifetime
- 1994-03-10 ZA ZA941675A patent/ZA941675B/xx unknown
- 1994-03-10 JP JP6657094A patent/JP3543837B2/ja not_active Expired - Lifetime
-
1996
- 1996-05-24 AU AU52488/96A patent/AU679662B2/en not_active Expired
-
1997
- 1997-03-20 CN CN97103708A patent/CN1053474C/zh not_active Expired - Lifetime
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| JP2013531733A (ja) * | 2010-06-04 | 2013-08-08 | オウトテック オーワイジェイ | 溶銑の製造方法及び製造プラント |
| CN101974661A (zh) * | 2010-10-18 | 2011-02-16 | 贾会平 | 熔融还原炼铁的方法和设备 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| EP0614990B1 (de) | 1997-12-03 |
| ZA941675B (en) | 1995-09-11 |
| JP3543837B2 (ja) | 2004-07-21 |
| AU5765494A (en) | 1994-09-15 |
| KR100321103B1 (ko) | 2002-06-20 |
| DE59407411D1 (de) | 1999-01-14 |
| DE4307484A1 (de) | 1994-09-15 |
| TW299303B (ja) | 1997-03-01 |
| EP0614990A1 (de) | 1994-09-14 |
| EP0790319A3 (de) | 1997-09-03 |
| AU670663B2 (en) | 1996-07-25 |
| BR9401106A (pt) | 1994-11-08 |
| CN1053474C (zh) | 2000-06-14 |
| CN1093412A (zh) | 1994-10-12 |
| EP0790319B1 (de) | 1998-12-02 |
| EP0790319A2 (de) | 1997-08-20 |
| US5433767A (en) | 1995-07-18 |
| CA2116749C (en) | 2006-05-02 |
| KR940021744A (ko) | 1994-10-19 |
| CA2116749A1 (en) | 1994-09-11 |
| CN1039829C (zh) | 1998-09-16 |
| AU5248896A (en) | 1996-08-01 |
| CN1174240A (zh) | 1998-02-25 |
| AU679662B2 (en) | 1997-07-03 |
| DE59404688D1 (de) | 1998-01-15 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4806158A (en) | Process of reducing fine-grained iron-containing material by means of solid carbonaceous reducing agents | |
| US4566904A (en) | Process for the production of iron | |
| RU2260059C2 (ru) | Способ прямой плавки | |
| US5470375A (en) | Method of processing waste material containing non ferrous metal oxides | |
| KR100246631B1 (ko) | 용융선철 또는 용융강전제품의 제조방법 및 그 방법을 수행하기 위한 플랜트 | |
| JP3543837B2 (ja) | 固形状含炭素還元剤を用いて含酸化鉄原料を直接還元する方法 | |
| KR19980040225A (ko) | 용융선철 및 용융강 예비생성물을 생산하기 위한 방법 및 장치 | |
| US5259864A (en) | Method of disposing of environmentally undesirable material and providing fuel for an iron making process e.g. petroleum coke | |
| CN1027289C (zh) | 由已部分还原的氧化铁生产铁和/或铁合金的方法和设备 | |
| JPS5913644B2 (ja) | 発熱工程の実施方法 | |
| EP2576845B1 (en) | Process and plant for producing hot metal | |
| US5613997A (en) | Metallurgical process | |
| JP3441464B2 (ja) | スポンジ鉄を生産する方法及びその方法を遂行するためのプラント | |
| CA2408720C (en) | Method and device for producing pig iron or liquid steel pre-products from charge materials containing iron ore | |
| EA017444B1 (ru) | Способ и установка для производства полукокса и горючего газа | |
| US5259865A (en) | Very low slag iron making process | |
| CN1926248B (zh) | 直接熔炼设备及方法 | |
| US5380352A (en) | Method of using rubber tires in an iron making process | |
| US5320676A (en) | Low slag iron making process with injecting coolant | |
| EP0657550A1 (en) | Method and apparatus for producing iron | |
| US5558696A (en) | Method of direct steel making from liquid iron | |
| JPH10506682A (ja) | 液体銑鉄もしくは液体前製品及び海綿の製造方法及びこの方法を実行するためのプラント | |
| JPS63255310A (ja) | 銑鉄の製造方法 | |
| EA010204B1 (ru) | Установка для прямого восстановления металлоносного материала и способ ее работы | |
| EA009504B1 (ru) | Способ прямого восстановления металлоносного сырьевого материала |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A521 | Request for written amendment filed |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20040206 |
|
| TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
| A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20040301 |
|
| A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20040330 |
|
| R150 | Certificate of patent or registration of utility model |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R150 |
|
| R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20080416 Year of fee payment: 4 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20090416 Year of fee payment: 5 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20100416 Year of fee payment: 6 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20100416 Year of fee payment: 6 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20110416 Year of fee payment: 7 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20120416 Year of fee payment: 8 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20120416 Year of fee payment: 8 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20130416 Year of fee payment: 9 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20130416 Year of fee payment: 9 |
|
| FPAY | Renewal fee payment (event date is renewal date of database) |
Free format text: PAYMENT UNTIL: 20140416 Year of fee payment: 10 |
|
| EXPY | Cancellation because of completion of term |