CN101133169B - 用于生产金属铁矿块的方法和系统 - Google Patents

用于生产金属铁矿块的方法和系统 Download PDF

Info

Publication number
CN101133169B
CN101133169B CN200580047838.5A CN200580047838A CN101133169B CN 101133169 B CN101133169 B CN 101133169B CN 200580047838 A CN200580047838 A CN 200580047838A CN 101133169 B CN101133169 B CN 101133169B
Authority
CN
China
Prior art keywords
reducible
layer
mixture
reducible mixture
nugget
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.)
Expired - Fee Related
Application number
CN200580047838.5A
Other languages
English (en)
Other versions
CN101133169A (zh
Inventor
岩崎严
M·C·拉利奇
R·C·博丁
R·F·基塞尔
A·L·林格伦
R·L·布莱福斯
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Nu Iron Technology LLC
Original Assignee
Nu Iron Technology LLC
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
Application filed by Nu Iron Technology LLC filed Critical Nu Iron Technology LLC
Publication of CN101133169A publication Critical patent/CN101133169A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN101133169B publication Critical patent/CN101133169B/zh
Expired - Fee Related legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B9/00—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity
    • F27B9/02—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity of multiple-track type; of multiple-chamber type; Combinations of furnaces
    • F27B9/028—Multi-chamber 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
    • C21B13/0046—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes making metallised agglomerates or iron oxide
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/006—Starting from ores containing non ferrous metallic oxides
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C21—METALLURGY OF IRON
    • C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/008—Use of special additives or fluxing agents
    • 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
    • C21B13/10—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in hearth-type furnaces
    • C21B13/105—Rotary hearth-type furnaces
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
    • C22B1/24—Binding; Briquetting ; Granulating
    • C22B1/242—Binding; Briquetting ; Granulating with binders
    • C22B1/244—Binding; Briquetting ; Granulating with binders organic
    • C22B1/245—Binding; Briquetting ; Granulating with binders organic with carbonaceous material for the production of coked agglomerates
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B9/00—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity
    • F27B9/04—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity adapted for treating the charge in vacuum or special atmosphere
    • F27B9/045—Furnaces with controlled atmosphere
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B9/00—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity
    • F27B9/12—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity with special arrangements for preheating or cooling the charge
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B9/00—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity
    • F27B9/14—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity characterised by the path of the charge during treatment; characterised by the means by which the charge is moved during treatment
    • F27B9/20—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity characterised by the path of the charge during treatment; characterised by the means by which the charge is moved during treatment the charge moving in a substantially straight path tunnel furnace
    • F—MECHANICAL ENGINEERING; LIGHTING; HEATING; WEAPONS; BLASTING
    • F27—FURNACES; KILNS; OVENS; RETORTS
    • F27B—FURNACES, KILNS, OVENS, OR RETORTS IN GENERAL; OPEN SINTERING OR LIKE APPARATUS
    • F27B9/00—Furnaces through which the charge is moved mechanically, e.g. of tunnel type; Similar furnaces in which the charge moves by gravity
    • F27B9/30—Details, accessories, or equipment peculiar to furnaces of these types
    • F27B9/40—Arrangements of controlling or monitoring devices

Abstract

用于生产金属矿块的方法和系统，包括在炉床材料层的至少一部分上提供可还原混合物(例如，可还原微团；还原材料和可还原载铁材料；可还原混合物包括添加剂如助熔剂；压紧物等等)。在一个实施方案中，多个通道开口至少部分地延伸通过所述可还原混合物的层以限定出多个形成矿块的可还原材料区域。这样的通道开口可至少部分地由矿块分离填充材料(例如，含碳材料)填充。热处理所述可还原混合物的层导致一个或多个金属铁矿块的形成。在其它实施方案中，不同组成的可还原混合物和可还原混合物的形成提供一个或多个有益特性。

Description

用于生产金属铁矿块的方法和系统
政府利益
本发明的完成得到了经济发展局
(EconomicDevelopmentAdministration)的支持许可号No.06-69-04501。美国政府在本发明中可具有某些权利。
背景技术
本发明涉及金属担载材料的还原(例如，载铁材料如铁矿石的还原)。
过去已经描述和/或使用了许多不同的铁矿石还原方法。所述方法传统上可以分为直接还原法和熔炼还原方法。通常，直接还原法通过例如使用竖式炉(例如基于天然气的竖式炉)将铁矿石转变为固态金属形式，而熔炼还原将铁矿石转变为熔化的热金属而无需使用鼓风炉。
用于生产直接还原铁(DRI)的许多常规还原方法为基于气体的方法或者基于煤的方法。例如，在基于气体的方法中，氧化铁(例如铁矿石或氧化铁小球)的直接还原采用还原性气体(例如，重整天然气)以减少氧化铁并获得DRI。制造DRI的方法采用了包括作为还原剂的碳(例如煤、木炭等等)的使用。例如，基于煤的方法包括SL-RN方法，描述于例如D.A.Bold等人题为“Direct reduction down under：theNew Zealand story”的参考文献，145和147-52页(1977)，或例如由Miyagawa等人描述于题为“Development ofas a NewDirect Reduction Process”参考文献中的
Figure G19990185150131000D000012
方法，1998ICSTI/IRONMAKING Conference Proceedings，877-881页。
介于基于气体的或基于煤的直接还原法和熔炼还原法两者之间的另一还原方法可以称为熔化(fusion)还原。熔化还原法已描述于例如Kobayashi等人题为“A new process to produce iron directlyfrom fine ore and coal”的参考文献中，I&SM，19-22(2001年9月)页，以及，例如Sawa等人题为“New coal-based process，Hi-QIP，to produce high quality DRI for the EAF”的参考文献中，ISIJ International，VoL41(2001)，Supplement，S17-S21页。通常，这样的熔化还原法包括例如以下总结的加工步骤：进料制备、干燥、装炉、预热、还原、熔化/熔融、冷却、产物排出和产品的分离。
对于直接还原法已经描述和/或使用了各种型式的床式炉。称为转底炉(RHF)的一种类型床式炉已经用作用于基于煤的生产的熔炉。例如，在一个实施方案中，转底炉具有分割为预热区、还原区、熔化区和冷却区的环形炉床，沿着熔炉的进给侧和卸料侧设置。所述环形炉床支持在熔炉中以使得能够旋转地移动。例如在操作中，包括混合物(例如铁矿石和还原材料的混合物)的原料装料在环形炉床上并提供至预热区。
预热以后，通过旋转炉床上的铁矿石混合物被移到还原区，其中铁矿石在还原材料的存在下通过一个或多个热源(例如煤气燃烧器)的使用还原为还原的和熔化的铁(例如金属铁矿块)。在还原法完成之后，还原的和熔化的产品在旋转炉床上的冷却区中冷却以防止氧化并促进从熔炉卸料。
已经描述了各种用于直接还原法的转底炉。例如，此类熔炉的一个或多个实施方案描述于Sawa等人2000年十月3日出版并题为“Methodof Producing a Reduced Metal，and Traveling Hearth Furnace forProducing Same”的美国专利中。此外，还描述了例如其它类型的床式炉。例如，成对的直平底(PSH)熔炉描述于Lu等人的2001年7月10日出版的题为“Paired straight hearth(PSH)furnaces for metaloxide reduction”的美国专利No.6,257,879B1中，以及线型的床式炉(LHF)描述于出版为US2005-0229748A1并题为“Linear hearthfurnace system and methods regarding same”的美国临时专利申请No60/558,197中。
基于天然气的直接还原铁占世界上DrI生产的90％以上。基于煤的方法通常用于生产剩余量的直接还原铁。但是，在许多地区，煤的使用可能更加合意，因为煤价格可能比天然气价格更加稳定。此外许多地区远离使用所加工产品的钢厂。因此，以金属化铁矿块的形式由基于煤的熔化还原法生产的铁块体装船可能比使用熔化还原法更加合意。
通常，金属铁矿块特征为高品位，基本上100％为金属(例如大约96％-大约97％的金属Fe)。这样的金属铁矿块在许多环境中是合意的，例如，至少相对于可包含30％氧和5％脉石铁燧岩小球。金属铁矿块含脉石量低，因为二氧化硅已经作为矿渣除去。同样地，通过金属铁矿块，要运输的重量更低。此外，与常规的直接还原铁不同，金属铁矿块具有低的氧化率，因为它们是固体金属并具有很少或没有孔。另外，这样的金属铁矿块通常与铁矿石小球一样易于处理。
用于生产金属铁矿块的一种示例性金属铁矿块熔化方法称为ITmk3。例如，在这样的方法中，使用铁矿石、煤和粘合剂形成的干球被送到熔炉(例如转底炉)。当熔炉中的温度增加时，在温度范围为1450℃-1500℃时，铁精砂还原并熔化。所得产品被冷却并随后卸料。冷却的产品通常包括小球尺寸的金属铁矿块和分裂并隔离的矿渣。例如，以这样的方法产生的此类金属铁矿块大小通常为大约四分之一(6.4mm)至八分之三(9.5mm)英寸并且据报道被分析为包括大约96％-大约97％的金属Fe和大约2.5％-大约3.5％的碳。例如，此类方法的一种或多种实施方案描述于Negami等人的题为“Method andapparatus for making metallic iron”，2000年3月14日出版的美国专利No.6,036,744和Negami等人的题为“Method andapparatus for making metallic iron”，2003年1月14日出版的美国专利No.6,506,231中。
进一步地，据报道另一金属铁矿块方法也已经被用于生产金属铁。例如，在该方法中，使无烟煤粉层遍布炉床并在其中生成凹陷(dimples)的规律样式。然后，放置铁矿石和煤混合物的层并加热到1500℃。铁矿石被还原成金属铁、熔化并在所述凹陷中作为铁砾石和矿渣收集。然后，分裂并分离铁砾石和矿渣。此类方法的一种或多种实施方案描述于Takeda等人题为“Rotary hearth furnace forreducing oxides，and method of operating the furnace”，2001年8月7日出版的美国专利No 6,270,552中。此外，例如该方法的利用在固体还原材料中形成杯形洼地以获得还原金属的各种实施方案(称为Hi-QIP方法)描述于Sawa等人的美国专利No.6,126.718中。
因此，这样的金属铁矿块形成方法包括混合载铁的材料和粉煤(例如含碳的还原剂)。例如，在有或者没有形成球的情况下，将铁矿石/煤混合物送到床式炉(例如转底炉)并据报道加热到1450℃-大约1500℃的温度以形成熔化的直接还原铁(即金属铁矿块)和矿渣。金属铁和矿渣可随后例如通过温和的机械作用和磁分离技术的使用被分离。
其它用于生产还原铁的还原方法描述于例如Kikuchi等人题为“Method and apparatus for making metallic iron”，2001年4月3日出版的美国专利No 6,210,462和Fuji等人题为“Method forproducing reduced iron”，2001年11月8日出版的美国专利申请No.US2001/0037703A1中。例如，Kikuchi等人的美国专利No6,210,462描述了其中不要求初步模制的球以形成金属铁的方法。
但是，对于这样的铁矿块方法存在各种忧虑。例如，一种或多种此类方法的一个主要的忧虑涉及预防矿渣与炉床耐火材料在此类方法期间反应。这样的忧虑可以通过在炉床耐火材料上放置磨碎的焦炭或其它含碳物质层以防止矿渣渗透与炉床耐火材料反应而解决。
关于此类金属铁矿块生产过程的另一忧虑是完成所述方法必需很高的温度。例如，据报道，这样的温度在1450℃-大约1500℃的范围之内。当与在大约1288℃-大约1316℃的温度下进行的铁燧岩球粒化相比，这通常被认为是相当高的。这样的高温不利地影响熔炉耐火材料、养护费用和能量需要。
又一个问题是硫是钢中主要的不受欢迎的杂质。但是，在金属铁矿块形成方法中使用的含碳还原剂通常包括在形成的矿块中导致此类杂质的硫。
此外，至少在ITmk3方法中，采用了利用粘合剂的在先的球形成方法。例如，铁矿石与粉煤和粘合剂混合、形成球形并随后加热。采用了粘合剂的此类预加工(例如球形成)步骤为金属铁矿块生产方法增加了不受欢迎的成本。
更进一步，各种钢铁生产方法倾向特定大小的矿块。例如，采用常规碎屑装料操作的炼炉操作似乎由大尺寸的铁矿块进料更好。采用直接注入系统用于铁材料的其它操作表明各种尺寸的结合对于它们的操作可能是重要的。
从形成球形的进料开始的先前描述的金属铁矿块生产方法使用了具有大约四分之三英寸(19.0mm)直径干球的最大尺寸的铁坯矿石。这些球通过还原方法期间从铁的氧损失、通过经由气化的煤损失、由于脉石和灰烬形成矿渣带来的失重、以及孔的损失收缩为大小为大约八分之三英寸(9.5mm)的铁矿块。在很多环境中，这样大小的矿块不能提供与较大矿块(在某些炼炉操作中是合意的)有关的优点。
发明内容
根据本发明的方法和系统提供了还原方法(例如金属铁矿块的生产)中的各种优点。例如，这样的方法和系统可提供控制铁矿块尺寸(例如，使用具有至少部分由含碳物质填充的通道的进料混合物垛(mound))，可提供对微矿块形成的控制(例如，由炉床材料层的处理)，可提供对铁矿块中硫的控制(例如，通过向进料混合物加入助熔剂)等等。
用于本发明金属铁矿块生产的一个实施方案包括：提供包括耐火材料的炉床，和在所述耐火材料上提供炉床材料层(例如，所述炉床材料层至少包括含碳材料或涂有Al(OH)3、CaF2或Ca(OH)3和CaF2的结合的含碳材料)。在炉床材料层的至少一部分上提供可还原的混合物层(例如，所述可还原的混合物至少包括还原材料和可还原的载铁材料)。多个通道开口至少部分地延伸进入所述可还原的混合物层以限定出多个形成矿块的可还原材料区域(例如，多个形成矿块的能还原的材料区域中的一个或多个可包括可还原混合物的垛，其包括至少一个弯曲或倾斜的部分，如可还原混合物的圆丘状的垛或锥体形状的垛。所述多个通道开口至少部分地由矿块分离填充材料填充(例如所述矿块分离填充材料至少包括含碳材料)。对可还原混合物的层进行热处理以在多个形成矿块的可还原的材料区域的一个或多个中形成一个或多个金属铁矿块(例如，包括跨越最大截面的最大长度大于约0.25英寸(6.4mm)且小于约4.0英寸(102mm)的金属铁矿块)(例如，在多个形成矿块的可还原的材料区域的一个或多个的每一个中形成单一金属铁矿块)。
在不同的实施方案中，可还原混合物的层可以是可还原的微团层(例如，其中至少50％的可还原混合物的层包括具有大约2毫米或更低的平均尺寸的微团)，或者可以是压紧的层(例如团块、部分的团块、压紧的垛、在可还原物质层中形成的压实分布等等)。
再进一步，炉床材料层上的可还原混合物的层可包括多个层，其中至少一个所提供层的可还原微团的平均尺寸相对于先前提供的微团的平均尺寸是不同的(例如至少一个所提供层的可还原微团的平均尺寸小于在炉床材料层上提供的第一层的微团的平均尺寸)。
另外，还原材料的化学计量为从预先确定量的可还原载铁材料完成完成金属化和形成金属铁矿块所必需的量。在该方法的一个或多个实施方案中，在炉床材料层上提供可还原混合物的层可包括在该炉床材料上提供可还原混合物的第一层，其包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的还原材料的化学计量的大约70％-大约90％，并提供可还原混合物的一个或多个附加层，其包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的还原材料的化学计量的大约105％-大约140％。
在所述方法的另一实施方案中，热处理可还原混合物的层包括在低于1450℃的温度下热处理可还原混合物的层，以使得形成矿块的可还原材料区域中的可还原混合物引起收缩并从其它相邻的形成矿块的可还原材料区域中分离出来。更优选，所述温度低于1400℃；甚至更优选所述温度低于1390℃；甚至更优选所述温度低于1375℃；且最优选所述温度低于1350℃。
还进一步，在所述方法的一个或多个实施方案中，可还原混合物可进一步包括选自氧化钙、一种或多种能够通过其热分解产生氧化钙的化合物(例如石灰石)、氧化钠、以及一种或多种能够通过其热分解产生氧化钠的化合物的至少一种添加剂。此外，在一个或多个实施方案中，可还原的混合物可包括苏打灰、Na2CO3、NaHCO3、NaOH、硼砂、NaF和/或炼铝工业矿渣。更进一步，可还原混合物的一个或多个实施方案可包括选自萤石、CaF2、硼砂、NaF和炼铝工业矿渣的至少一种助熔剂。
用于生产本发明金属铁矿块的另一方法包括提供包括耐火材料的炉床和在所述耐火材料上提供炉床材料层(例如，所述炉床材料层可至少包括含碳材料)。可还原微团的层提供在炉床材料层的至少一部分上，其中可还原微团层的至少50％包括具有大约2毫米或更低的平均尺寸的微团。所述可还原微团至少由还原材料和可还原载铁材料形成。对可还原微团的层进行热处理形成一个或多个金属铁矿块。
在所述方法的一个或多个实施方案中，通过在炉床材料层上的可还原微团的第一层并通过在第一层上提供可还原微团的一个或多个附加层来提供所述可还原微团层。至少一个所提供的附加层的可还原微团的平均尺寸相对于先前提供的微团的平均尺寸来说是不同的(例如，至少一个所提供的附加层的可还原微团的平均尺寸低于第一层微团的平均尺寸)。
进一步，在该方法的一个或多个实施方案中，在炉床材料层上的可还原微团的第一层包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的还原材料的化学计量的大约70％-大约90％，并且提供的可还原微团的附加层包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的还原材料的化学计量的大约105％-大约140％。
还进一步，在所述方法的一个或多个实施方案中，提供所述可还原微团的层包括至少使用水、还原材料、可还原载铁材料和选自氧化钙、一种或多种能够通过其热分解产生氧化钙的化合物、氧化钠、以及一种或多种能够通过其热分解产生氧化钠的化合物的一种或多种添加剂形成可还原的微团。进一步，可还原微团的可包括选自苏打灰、Na2CO3、NaHCO3、NaOH、硼砂、NaF和炼铝工业矿渣的至少一种添加剂或选自萤石、CaF2、硼砂、NaF和炼铝工业矿渣的至少一种助熔剂。
在一个优选的实施方案中，用于生产金属铁矿块的方法包括以下步骤：提供包括耐火材料的炉床；在所述耐火材料上提供炉床材料层，该炉床材料层至少包括涂有Al(OH)3、CaF2或Ca(OH)3和CaF2中的一种的含碳材料；在炉床材料层的至少一部分上提供可还原混合物的层，该可还原混合物的至少一部分至少包括还原材料和可还原载铁材料；所述可还原混合物至少包括选自氧化钙、一种或多种能够通过其热分解产生氧化钙的化合物、氧化钠和一种或多种能够通过其热分解产生氧化钠的化合物的至少一种添加剂；形成多个至少部分延伸至可还原混合物的层以限定出多个密度低于大约2.4的形成矿块的可还原材料区域的通道开口；由至少包括含碳材料的矿块分离填充材料至少部分地填充所述多个通道开口；和在低于1450℃的温度下热处理可还原混合物的层以在多个形成矿块的可还原材料区域的一个或多个中形成一个或多个金属铁矿块。
用于生产本发明金属铁矿块的另一方法包括提供包括耐火材料的炉床和在所述耐火材料的至少一部分上提供炉床材料层(例如，所述炉床材料层可至少包括含碳材料)。在炉床材料层的至少一部分上提供可还原的混合物(例如，所述可还原的混合物至少包括还原材料和可还原的载铁材料)。还原材料的化学计量为从预先确定量的可还原载铁材料完成金属化和形成金属铁矿块所必需的量。在一个实施方案中，在炉床材料层上提供可还原混合物可包括在该炉床材料上提供第一部分的可还原混合物，其中所述炉床材料包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的化学计量的大约70％-大约90％的还原材料，并提供可还原混合物的一个或多个附加部分，其包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的化学计量的大约105％-大约140％的还原材料。然后对可还原混合物进行热处理形成一个或多个金属铁矿块。对于某些应用，可以不使用底料层，或所述底料层可以不含有任何含碳材料。
在所述方法一个实施方案中，多个通道开口至少部分地延伸至可还原混合物并限定出多个形成矿块的可还原材料区域，且进一步地，其中所述通道开口至少部分地由矿块分离填充材料填充。
在所述方法的另一实施方案中，在炉床材料层上提供第一部分的可还原混合物包括在炉床材料层上提供第一层的可还原微团，且其中提供一个或多个附加部分包括在第一层上提供一个或多个可还原微团的附加层，其中至少一个所提供附加层的可还原微团的平均尺寸相对于先前提供的微团的平均尺寸来说是不同的。
在另一实施方案中，在炉床材料层上提供可还原混合物包括提供可还原混合物的压紧物。例如，一个或多个压紧物的每一个的第一部分包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的化学计量的大约70％-大约90％的还原材料，并且一个或多个压紧物的每一个的一个或多个附加部分包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的化学计量的大约105％-大约140％的还原材料。
还进一步地，在所述方法的另一实施方案中，所述压紧物可包括至少一个团块(例如，三层团块)、部分的团块(例如，压紧的可还原混合物的两个层)、球、包括至少一个弯曲或倾斜部分的可还原混合物的压紧垛、可还原混合物的压紧的圆丘状的垛、以及可还原混合物压紧的锥体形状的垛。在一个优选的实施方案中，所述部分的团块包括切成两半的完全的团块。所述可还原混合物甚至可以是可还原混合物的多层球。在一个实施方案中，所述垛具有大约1.9-2的密度，所述球具有大约2.1的密度以及团块具有大约2.1的密度。在一个实施方案中，可还原物质具有低于大约2.4的密度。在一个优选的实施方案中，可还原物质具有大约1.4-2.2的密度。
更进一步，在此处描述了用于生产金属铁矿块的另一方法。该方法包括提供包含耐火材料的炉床并在所述耐火材料的至少一部分上提供炉床材料层。该炉床材料层至少包括含碳材料。在所述炉床材料层的至少一部分上提供可还原混合物。所述可还原混合物包括：还原材料；可还原载铁材料；选自氧化钙、一种或多种能够通过其热分解产生氧化钙的化合物、氧化钠、以及一种或多种能够通过其热分解产生氧化钠的一种或多种添加剂；和选自萤石、CaF2、硼砂、NaF、和炼铝工业矿渣的至少一种助熔剂。对所述可还原混合物进行热处理(例如，在低于大约1450℃的温度下)以形成一个或多个金属铁矿块。
在所述方法的一个或多个实施方案中，可还原混合物可包括选自氧化钙和石灰石的至少一种添加剂。在所述方法的其它实施方案中，可还原混合物的可包括选自苏打灰、Na2CO3、NaHCO3、NaOH、硼砂、NaF和炼铝工业矿渣的至少一种添加剂。还进一步地，炉床材料层可包括涂有Al(OH)3、CaF2或Ca(OH)3和CaF2的结合的含碳材料。
再进一步地，在所述方法的一个或多个实施方案中，可还原混合物可包括包含至少一个弯曲或倾斜部分的可还原混合物的一个或多个垛；可包括可还原微团或其具有不同组成的多个层；可包括压紧物如团块、部分的团块、球、包括至少一个弯曲或倾斜部分的可还原混合物的压紧垛、可还原混合物的压紧的圆丘状垛、和可还原混合物的压紧的锥体形状垛中的一种；或者可包含球(例如干球)或多个层状的球。
在此处还描述了用于生产金属铁矿块的系统。例如，根据本发明系统的一个实施方案可包含用于在其上承受炉床材料层的包括耐火材料的炉床(例如，所述炉床材料层可至少包括含碳材料)和可操作的装料设备以在所述炉床材料层的至少一部分上提供可还原混合物的层。所述可还原混合物可至少包括还原材料和可还原载铁材料。所述系统进一步地包括可操作的通道限定设备以产生至少部分地延伸至可还原混合物的层来限定出多个形成矿块的可还原材料区域的多个通道开口，和可操作的通道填充设备以由矿块分离填充材料至少部分地填充所述多个通道开口(例如，所述矿块分离填充材料可至少包括含碳材料)。还提供了熔炉，其可被操作来热处理所述可还原混合物的层以在多个形成矿块的可还原材料区域的一个或多个中形成一个或多个金属铁矿块。
在所述系统的一个或多个实施方案中，通道限定设备可以操作来产生包括至少一个弯曲或者倾斜部分的可还原混合物的垛(例如，产生可还原混合物的圆丘状的垛或者锥体形状的垛)。
在用于生产方法金属铁矿块的另一方法中，该方法包括提供包括耐火材料的炉床和在所述耐火材料的至少一部分上提供炉床材料层(例如，所述炉床材料层可至少包括含碳材料)。在所述炉床材料层的至少一部分上提供可还原混合物。所述可还原混合物至少包括还原材料和可还原载铁材料。还原材料的化学计量为从预先确定量的可还原载铁材料完成金属化和形成金属铁矿块所必需的量。至少部分的可还原混合物包括预先确定量的可还原载铁材料和完成其金属化所必需的化学计量的大约70％-大约90％的还原材料。所述方法进一步地包括热处理可还原混合物以形成一个或多个金属铁矿块。
在所述方法的一个实施方案中，在所述炉床材料层的至少一部分上提供可还原混合物包括在炉床材料层上提供一个或多个可还原混合物的层。多个通道开口被限定为至少部分地延伸至所述可还原混合物的层并限定出多个形成矿块的可还原材料区域。进一步地，所述通道开口至少部分地由矿块分离填充材料填充(例如，含碳材料)。
再进一步地，在所述方法的一个或多个实施方案中，可还原混合物可包括包含至少一个弯曲或倾斜部分的可还原混合物的一个或多个垛；可包括可还原微团或其具有不同组成的多个层；可包括压紧物如团块(例如，单个或多层团块)、部分的团块、球、包括至少一个弯曲或倾斜部分的可还原混合物的压紧垛、可还原混合物的压紧的圆丘状垛、和可还原混合物的压紧的锥体形状垛中的一种；或者可包含球(例如干球)或多个层状的球。
还进一步，在所述方法的一个或多个实施方案中，可还原混合物可包括选自氧化钙、一种或多种能够通过其热分解产生氧化钙的化合物、氧化钠、以及一种或多种能够通过其热分解产生氧化钠的化合物的至少一种添加剂。进一步，所述可还原混合物可包括选自苏打灰、Na2CO3、NaHCO3、NaOH、硼砂、NaF和炼铝工业矿渣的至少一种添加剂或选自萤石、CaF2、硼砂、NaF和炼铝工业矿渣的至少一种助熔剂。
再进一步地，所述方法的一个实施方案可包括提供压紧物，并还进一步提供与所述压紧物的至少一部分相邻的附加还原材料。
在本发明的进一步实施方案中，可还原混合物包括：还原材料；可还原载铁材料；选自氧化钙、一种或多种能够通过其热分解产生氧化钙的化合物、氧化钠、以及一种或多种能够通过其热分解产生氧化钠的一种或多种添加剂；和选自萤石、CaF2、硼砂、NaF和炼铝工业矿渣的至少一种助熔剂。
本发明的上述内容并不意欲描述本发明的每一个实施方案或每个执行过程。优点连同对于本发明更加完全的理解将通过参照以下详细说明和权利要求结合附图变得显而易见并理解。
附图说明
图1显示了根据本发明的金属铁矿块工艺的一个或多个概括的方框图。
图2A是用于实施金属铁矿块工艺(如根据本发明的图1中概括地显示的)炉系统的概括方框图。
图2B-2D是可以在此处用来实施一种或多种工艺(如在在此处描述的一个或多个实施例中采用的方法)的两个实验室炉(例如，分别为管式炉和箱式炉)和一种线型的床式炉。
图3A-3C是概括的横截面视图以及图3D-3E是概括的俯视图，其显示了根据本发明金属铁矿块方法(在图1中概括地显示的)如的一个实施方案的阶段。
图4A-4D显示了在金属铁矿块方法(如图1中概括地显示的)中时间对金属矿块形成的影响的图解。
图5A-5B分别显示了用于金属铁矿块方法(如在图1中概括地显示的)的可还原混合物的层中通道开口的一个实施方案的俯视图和横截面侧视图。
图6A-6B分别显示了用于金属铁矿块方法(如在图1中概括地显示的)的可还原混合物的层中通道开口的一个可选择的实施方案的俯视图和横截面侧视图。
图7A-7B分别显示了用于金属铁矿块方法(如在图1中概括地显示的)的可还原混合物的层中通道开口的另一可选择的实施方案的俯视图和横截面侧视图。
图8A-8B分别显示了用于金属铁矿块方法(如在图1中概括地显示的)的通道形成设备的一个实施方案的俯视图和横截面侧视图。
图9A-9B分别显示了用于金属铁矿块方法(如在图1中概括地显示的)的通道形成设备的另一实施方案的俯视图和横截面侧视图。
图10A-10B分别显示了用于金属铁矿块方法(如在图1中概括地显示的)的通道形成设备的再一其它实施方案的俯视图和横截面侧视图。
图10C-10E分别显示了用于金属铁矿块方法(如在图10e中概括地显示的)的一种或多种实施方案可还原混合物形成技术的再一其它实施方案的俯视图和横截面侧视图。
图11A-11B显示了用于金属铁矿块方法的一个或多个实施方案的可还原混合物的预先形成的球，其中图11A显示了可还原混合物的多层球和进一步地其中图11B显示了具有不同组成的层的多层球的横截面。
图11C-11D显示了用于提供在金属铁矿块方法的一个或多个实施方案中使用的可还原混合物的压紧物(例如团块)的形成设备的示例性实施方案，其中图11C显示了三层压紧物的形成，和进一步地其中图11D显示了双层压紧物的形成。
图11E-11F显示了用于提供在金属铁矿块方法的一个或多个实施方案中使用的可还原混合物的压紧物(例如团块)的其它形成设备的示例性实施方案，其中图11E显示了双层压紧物的形成，和进一步地其中图11F显示了三层压紧物的形成。
图12A-12C显示了12段(segment)的、相等尺寸的圆丘状的模具，以及根据本发明的金属铁矿块方法的一个或多个示例性实施方案的石墨托盘中的可还原混合物。图12A显示了模具，图12B显示了由图12A的模具形成的12段通道式样，以及图12C显示了至少部分地由粉碎的矿块分离填充材料(例如焦炭)填充的带有凹槽的12段通道式样。
图13A-13D显示了根据本发明的金属铁矿块方法的一个或多个示例性实施方案的通道中的矿块分离填充材料的影响。
图14A-14D以及图15A-15D图解了根据本发明的金属铁矿块方法的一个或多个示例性实施方案的通道中的矿块分离填充材料(例如，焦炭)水平的影响。
图16显示了在描述金属铁矿块方法(如在图1中概括地描述的)的一个或多个示例性实施方案中的炉床材料层的处理中使用的各种金属铁矿块方法中产生的微矿块的相对量的表。
图17显示了用于如在图1中概括地显示的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的可还原混合物提供方法的一个示例性实施方案的方框图。
图18-19显示了不同的煤添加水平的使用对如在图1中概括地显示的根据本发明的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的一个或多个示例性实施方案的影响。
图20A-20B显示了用于描述不同的煤添加水平的使用对如在图1中概括地显示的根据本发明的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的一个或多个示例性实施方案的影响的图解。
图21A-21B分别显示了CaO-SiO2-Al2O3相位图和表，其显示了在描述对如在图1中概括显示的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法中的可还原混合物使用一种或多种添加剂中使用的各种熔渣成分。
图22-24显示了用于描述加入氟化钙或萤石对如在图1中概括地显示的根据本发明的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的可还原混合物的影响的表。
图25A-25B、26和27分别显示了一个表和另一表，其用于显示Na2CO3和CaF2添加剂对可还原混合物在例如在图1中概括地显示的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的一个或多个示例性实施方案中的硫水平控制的影响。
图28显示了微团形成方法的一个实施方案的方框图，该微团形成方法用来提供可还原混合物以用于例如在图1中概括地显示的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法。
图29是显示水分含量对微团(例如根据图28的方法形成的那些)粒径分布的影响的曲线图。
图30显示了作为尺寸和空气速度的函数的描述微团(例如根据图28中显示的方法所形成的那些)末端速度(terminal velocities)的表。
图31A-31B显示了在例如在图1中概括地描述的金属铁矿块方法的一个或多个实施方案中使用微成团的可还原混合物的影响的图解。
图32A-32C显示了对可以在例如在图1中概括地描述的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的一个或多个实施方案中使用的各种含碳还原剂材料给出分析的表。
图32D显示了对可以在例如在图1中概括地描述的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的一个或多个实施方案中使用的各种含碳还原剂材料给出灰分分析的表。
图33显示了对可以在例如在图1中概括地描述的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的一个或多个实施方案中使用的一种或多种铁矿石给出化学组成的表。
图34显示了对例如在图1中概括地描述的金属铁矿块方法和/或用于形成金属铁矿块的其它方法的一个或多个实施方案中可以使用的一种或多种添加剂给出化学组成的表。
图35A和35B显示了在其中具有不同的进料混合物排列的托盘(pallet)，其用于描述采用线型的床式炉(例如图2D中显示的)的一个或多个测试，以及从一个典型的测试所得的产品。
图36是显示用于描述采用线型床式炉(例如图2D中显示的)的一个或多个测试的炉气分析结果的表。
图37是显示用于描述采用此类炉的一个或多个测试的CO在线型床式炉(例如图2D中显示的)的不同区域中浓度的曲线图。
图38是显示用于描述采用线型床式炉(例如图2D中显示的)的一个或多个测试的熔渣组成对还原方法的影响的表。
图39是显示用于描述采用线型床式炉(例如图2D中显示的)的一个或多个测试的铁矿块以及矿渣分析结果的表。
图40是显示用于描述采用线型床式炉(例如图2D中显示的)的一个或多个测试的温度对还原方法的影响的表。
图41是显示在用于描述采用线型床式炉(例如图2D中显示的)的一个或多个测试的还原方法中煤和萤石加入、以及炉温对微矿块形成的影响的表。
具体实施方式
本发明的一个或多个实施方案将参考图1-4概括地描述。本发明的各种其它实施方案和支持此类不同实施方案的实施例则将参考图5-41描述。
对本领域技术人员显而易见的是，来自此处所述一个或多个实施方案的要素或加工步骤可以与来自在此处所述一个或多个其它实施方案的要素或加工步骤结合，并且本发明并不局限于此处提供的具体实施方案而仅仅在所附的权利要求中列出。例如，而不是被认为是限制本发明，向可还原混合物加入一种或多种添加剂(例如萤石)可以与作为微团的可还原混合物提供结合使用，通道中的矿块分离填充材料可以与作为微团的可还原混合物的提供结合使用，用于形成可还原混合物的通道和垛的模制过程可以与通道中的矿块分离填充材料和/或与作为微团的可还原混合物的提供结合使用等等。
进一步地，各种金属铁矿块方法已知和/或已经描述于一个或多个参考文献。例如，这样的方法包括ITmk3方法，存在于例如，Negami等人的美国专利No.6,036,744和/或Negami等人的美国专利No.6,506,231；Hi-QIP方法，存在于例如Takeda等人的美国专利No.6.270,552和/或Sawa等人的美国专利No.6,126,718；其它金属矿块方法，例如描述于Kikuchi等人的美国专利No.6.210.462、Fuji等人的美国专利申请No.US2001/0037703 A1和Kikuchi等人的美国专利No.6,210,462。此处所述的一个或多个实施方案可以与来自此类金属矿块方法的一个或多个实施方案的要素和/或加工步骤结合使用。例如，而不认为是限制本发明，向可还原混合物和/或此处所述的任何可还原混合物加入一种或多种添加剂(例如萤石)可以与作为预先形成的球、作为用于在粉碎的含碳层中填充凹陷(dimple)的可还原混合物、作为一个或多个压紧物(例如团块)的一部分提供的可还原混合物结合使用，或可以在一种或多种其它各种模制技术中作为此类金属铁矿块形成方法的一部分使用。同样地，在此处一个或多个实施方案中所述的概念和技术并不局限于仅仅以此处参考图1概括描述的金属铁矿块方法使用，而是也可以适用于各种其它方法。
图1显示了根据本发明的金属铁矿块方法10的一个或多个概括说明性的的方框图。所述方框图中显示的金属铁矿块方法10将进一步地参考图3A-3E和图4A-4D中显示的更加详细的实施方案描述。本领域技术人员将意识到参考金属铁矿块方法10描述的一个或多个加工步骤可以是可选择的。例如，区块16、20和26被列为是任选地提供的。但是，在其中描述的其它加工步骤，例如如参考区块22描述的通道开口的提供，在一个或多个实施方案中也可能是任选的。同样地，应该理解金属铁矿块方法10是概括的说明性实施方案并且本发明并不局限于此处所述的任何具体的方法实施方案，而是仅仅描述于所附的权利要求中。
将进一步地在此处详细描述的本发明可以例如用于提供一个或多个以下益处或特征。例如，本发明可以如此处所述的用来控制金属铁矿块尺寸。常规干球作为进料混合物导致约为3/8英寸(9.5mm)的小尺寸铁矿块。可还原混合物的垛(例如，具有部分地由含碳材料填充的通道的不等边四边形的和圆丘状的垛)的使用可使铁矿块尺寸增加到大至4英寸(102mm)。不同形状的垛(例如，不等边四边形的垛)可能需要比一样大小的圆丘状垛更长的时间以完全形成熔化的铁矿块。
进一步地，例如，微团可以用来最小化进料炉中的粉尘损失(例如，旋转或线型床式炉)；微团可以根据尺寸、进料组成被放入底料层之上的层中(例如，煤的化学计量百分比可改变)等等；以及考虑到高的CO2和高度紊流炉气气氛，特别是在如此处所述的线型床式炉中，进料混合物在它们放置在底料层上之后的压实或者，在一个或多个实施方案中，例如在放置在炉床上之前压实，以形成包括一个或多个层的团块)可能是合意的。
再进一步地，例如，本发明可以用来控制微矿块形成。如此处所述的，超过用于可还原进料混合物金属化的化学计算需要量的过量煤的使用，以及用于进料混合物的超过预先确定的熔渣组成的过量石灰的使用(例如，熔渣组成(L))，已经导致增加量的微矿块。
如此处进一步地所述，例如，如图21A的CaO-SiO2-Al2O3相位图和图21B的表所示，熔渣组成(L)位于其低熔化温度槽。进一步地，图21A的CaO-SiO2-Al2O3相位图显示的其它熔渣组成表明了(A)、(L)、(L1)和(L2)的熔渣组成。但是，本发明不局限于任何特定的熔渣组成。为简单起见，此处的描述在很多情况中使用定义的熔渣组成(L)及对其的相关缩写，以限定总的发明构思。
熔渣组成通过作为下标表明附加的石灰使用量百分比进行简写，例如，(L1)和(L2)分别表示1％和2wt％的石灰被加入到所述进料混合物，相对于熔渣组成(L)。换句话说，与在熔渣组成(L)的进料混合物相比，所述进料混合物分别包括附加的1％和2wt％的石灰。进一步地，例如，熔渣组成在此处被进一步简写以表明进料混合物中其它要素或者化合物的存在。例如，加入的化学CaF2(缩写成CF)的量以百分比表示为，例如，(L0.5CF0.25)表示进料混合物包括0.25wt％的CaF2，具有(L0.5)的熔渣组成。
底料层的使用，包括焦炭-氧化铝混合物以及Al(OH)3涂覆的焦炭，可以如此处所述的用来减少这样的微矿块形成。进一步地，例如，向进料混合物加入某些添加剂(例如萤石)可在进料混合物的加工期间减少微矿块产生的量。
更进一步，例如，如此处所述的，本发明可以用来控制根据本发明产生铁矿块中硫的量。为了增加炉渣碱度，在钢铁工业中通常的做法是通过在还原气氛之下向矿渣加入石灰以从金属铁除去硫，例如在鼓风炉中。将石灰从熔渣组成(L)增加到(L1.5)和(L2)可降低硫(例如，从0.084％分别到仅仅0.058％和0.050％，如此处所述的)，但是增加熔化温度以及微矿块产生的量，如此处所述的。发现，降低矿渣熔化温度的助熔添加剂(例如萤石)的使用不仅降低铁矿块形成的温度，而且减少铁矿块中的硫，并且尤其是，在有效减少微矿块的量。
例如，如此处进一步所述的，随着加入的萤石(FS)增加，在加入4％的萤石下，熔渣组成(L1.5FS0.5-4)和(L2FS0.5-4)中的硫分别被稳定地降低到低至0.013％和0.009％。还如此处进一步所述的，苏打灰的使用，特别是与萤石结合，可有效降低铁矿块中的硫，但是苏打灰的使用倾向于增加微矿块的量。
如图1的区块12所示，提供了炉床42(参见图3A)。如图3A所示的炉床42可以是适合于与炉系统30一起使用的任何炉床(例如，图2A中概括显示的)，其可操作用于实施如将在此处进一步描述的金属铁矿块方法10，或者并入此处所述一个或多个特征的一种或多种其它金属矿块方法。例如，炉床42可以是适合在转底炉中使用的炉床、线型床式炉(例如如图35A所示托盘尺寸的用于此类炉)，或者可操作用于实施金属铁矿块方法的任何其它炉系统。
通常，炉床42包括在其上接受待加工材料(例如进料材料)的耐火材料。例如，在一个或多个实施方案中，所述耐火材料可以用来形成炉床(例如，炉床可以是由耐火材料形成的容器)和/或炉床可以包括例如承载耐火材料的支撑底部结构(例如，耐火材料衬里的炉床)。
例如，在一个实施方案中，所述支撑底部结构可以由一种或多种不同的材料形成，例如具有对于熔炉加工来说所需的高温特性的不锈钢、碳钢或者其它金属、合金或者其结合。进一步地，所述耐火材料例如可以是耐火材料板、耐火砖、陶瓷砖或者可浇铸的耐火材料。再进一步地，例如，可以选择耐火材料板和耐火砖的结合以提供对于在下面的底部结构最大的热防护。
在本发明的一个实施方案中，例如，线型床式炉系统被用于例如描述在2004年3月31日提交，作为US2005/0229748A1出版的美国临时专利申请No.60/558,197中的熔炉加工，以及炉床42是例如托盘的容器(例如图35A中显示的)。例如，这样的容器可包括支撑在金属容器(例如托盘)中的相对细的轻质耐火材料床。但是，能够提供熔炉加工所必需功能的任何合适的炉床42均可根据本发明使用。
进一步地参考图1的区块14和图3A，在炉床42上提供炉床材料层44。该炉床材料层44至少包括一种含碳材料。
如此处所使用的，含碳材料表示适用于作为含碳还原剂的任何含有碳的材料。例如，含碳材料可包括煤、木炭或者焦炭。进一步地，例如，这样的含碳还原剂可包括在图32A-32C显示的表(按照wt％)中列举和分析的那些。
例如，如图32A-32C所示，一种或多种无烟煤、低挥发分的烟煤含碳还原剂、中等挥发性的烟煤含碳还原剂、高挥发性的烟煤含碳还原剂、次烟煤含碳还原剂、焦炭、石墨及其它次烟煤烧焦含碳还原剂材料可用于所述底料层44。图32D进一步提供了对图32A-32C的表中显示的含碳还原剂的灰分分析。一些低的、中等的和高挥发性烟煤可能不适于单独用作底料层，但是可以用作构成材料以粉碎烟煤木炭。
炉床材料层44包括阻止矿渣穿透炉床材料层44并接触炉床42的耐火材料所必需的厚度。例如，可以将所述含碳材料粉碎至一定程度以使得其足够细小从而能够阻止矿渣发生这样的穿透。如本领域技术人员认识到的，如果不阻止接触，则金属铁矿块方法10期间矿渣的接触对炉床42的耐火材料产生不合需要的损害。
如通过图1的区块16所示，用作炉床材料层44的一部分的含碳材料可任选地被处理，或否则改性，以提供如将进一步在此处论述的一种或多种优点。例如，炉床材料层44的含碳材料可以涂有氢氧化铝(或者CaF2或者Ca(0H)3和CaF2的结合)以如此处进一步所述的减少微矿块的形成。根据一个或多个特别有利的实施方案，炉床材料层44包括无烟煤、焦炭、木炭或者其混合物。
在一个实施方案中，炉床材料层44具有大于.25英寸(6.4mm)且低于1.0英寸(25.4mm)的厚度。进一步地，在另一实施方案中，炉床材料层44具有低于.75英寸(19.0mm)且大于.375英寸(9.5mm)的厚度。
进一步地，参考图1的区块18和图3A，在下面的炉床材料层44上提供可还原混合物的层46。所述可还原混合物的层至少包括用于铁金属矿块生产的可还原载铁材料和还原材料(例如，其它可还原材料将用于使用一种或多种类似方法的其它类型金属矿块，例如，使用载镍红土矿和硅镁镍矿矿石用于镍铁矿块)。
如此处所使用的，载铁材料包括能够经由金属铁矿块方法(例如参考图1所述的方法10)形成为金属铁矿块的任何材料。例如，载铁材料可包括氧化铁材料、铁精砂、可循环的载铁材料、球团车间(pelletplant)废料和球团筛选的细料。进一步地，例如，这样的球团车间废料和球团筛选细料可包括显著量的赤铁矿。再进一步地，例如，这样的载铁材料可包括磁铁矿精矿、氧化的铁矿石、钢铁厂废料(例如，高炉灰、碱性氧气炉(BOF)粉尘和轧屑)、来自铝矾土加工过程的红泥、含钛的铁砂、含锰铁矿、氧化铝厂废料、或者含镍的氧化的铁矿石。
在至少一个实施方案中，将这样的载铁材料研磨至尺寸上为-100目(0.149mm)或更低以用于根据本发明的方法。本文中存在的各个实施例均使用研磨至-100目(0.149mm)的载铁材料，除非另作说明。但是，也可使用更大尺寸的载铁材料。例如，球团筛选的细料和球团车间废料通常为大约.25英寸(6.4mm)公称尺寸。这样的材料可以直接使用，或者可以研磨至-100目(0.149mm)以与含碳还原剂在加工期间更好的接触。
在一个优选的实施方案中，对于含有化学计量量80％的煤的压紧物，垛具有大约1.9-2.0的密度，球具有大约2.1的密度以及团块具有大约2.1的密度。进一步地，可还原混合物具有低于大约2.4的密度。在一个优选的实施方案中，可还原物质具有大约1.4-2.2的密度。
图33的表中显示的铁矿石一种或多种化学组成(即，排除氧含量)提供了将通过金属铁矿块方法(例如参考图1所述的方法10)加工的合适载铁材料。如其中所示，以化学组成的形式显示了三种磁选精矿、三种浮选精矿、球团车间废料和球团筛选细料。
如此处所使用的，在可还原混合物的层46中使用的还原材料包括至少一种含碳材料。例如，所述还原材料可包括煤、木炭或者焦炭的至少一种。在还原材料和可还原载铁材料的混合物中的还原材料的量将取决于在所采用的熔炉加工方法中完成还原反应所必需的化学计量量。如以下进一步所述的，这样的量可依仗使用的炉而改变(例如，在其中发生还原反应的气氛)。在一个或多个实施方案中，例如，实施载铁材料还原所必需的还原材料的量为实施所述还原所必需的还原材料的化学计量量的大约70％-90％。在其它实施方案中，例如，实施载铁材料还原所必需的还原材料的量为实施所述还原所必需的还原材料的化学计量量的大约70％-140％。
在至少一个实施方案中，将这样的含碳材料研磨至尺寸上为-100目(0.149mm)或更低以用于根据本发明的方法。在另一实施方案中，这样的含碳材料在-65目(0.230mm)至-100目(0.149mm)的范围内提供。例如，这样的含碳材料可以以不同的化学计量水平使用(例如，对载铁材料的还原所必需的化学计量量的80％、90％和100％)。但是，也可使用-200目(0.074mm)至-8目(2.38mm)范围内的含碳材料。粗含碳材料(例如煤)的使用可能需要增加量的煤以实施还原方法。更细研磨的含碳材料可能在还原方法中有效，但是微矿块的量可能增加，并由此较为不合意。本文中存在的各个实施例均使用研磨至-100目(0.149mm)的含碳材料，除非另作说明。但是，也可使用更大尺寸的含碳材料。例如，可以使用公称尺寸为大约1/8英寸(3mm)的含碳材料。此类更大尺寸的材料可以直接使用，或者可以研磨至-100目(0.149mm)或者更低以与所述载铁的可还原物质在加工期间更好的接触。当其它添加剂也加入所述可还原混合物时，如有必要，此类添加剂也可以研磨至-100目(0.149mm)或者更低的尺寸。
根据本发明，在提供还原材料的可还原混合物和可还原载铁材料时可以使用各种含碳材料。例如，在根据本发明的至少一个实施方案中，东方的(eastern)无烟煤和烟煤可以用作含碳还原剂。但是，在一些地区，例如在北明尼苏达州(Northern Minnesota)的铁矿带上，西方的次烟煤的使用提供了一种经济上有吸引力的变通办法，照此，煤更加容易用于已经存在的运输系统，加上它们成本低且含硫低。因而，西方的次烟煤可以使用在如此处所述的一种或多种方法中。进一步地，直接使用次烟煤的一种替代方案可以例如是在使用次烟煤之前在900℃下使该次烟煤碳化。
在一个实施方案中，可还原混合物46具有大于.25英寸(6.4mm)且低于2.0英寸(51mm)的厚度。进一步地，在另一实施方案中，可还原混合物46具有低于1英寸(25.4mm)且大于.5英寸(12.7mm)的厚度。可还原混合物的厚度通常受限和/或依赖于其有效的热穿透以及该可还原混合物增加的表面积(其允许增加的传热)(例如，如此处所述的圆丘状可还原混合物)。
除了还原材料(例如，煤或者木炭)和可还原载铁材料(例如氧化铁材料或者铁矿石)之外，还可以为了一种或多种目的任选地向所述可还原混合物提供各种其它添加剂，如通过图1的区块20所示。例如，可以使用用于控制炉渣碱度的添加剂、提供粘合剂功能的粘合剂或者其它添加剂(例如，在润湿时，石灰可在本文所述的微团结构中充当弱粘合剂)、用于控制矿渣熔化温度的添加剂、减少微矿块形成的添加剂、和/或用于控制由金属铁矿块方法10形成的所得铁矿块中硫含量的添加剂。
例如，显示于图34表中的添加剂可以在可还原混合物的层46的一个或多个实施方案中使用。图34的表显示了各种添加剂的化学组成，例如，其包括例如Al(OH)3、铁矾土、皂土、Ca(OH)2、熟石灰、石灰石、煅烧白云石和硅酸盐水泥的化学组成。但是，如将进一步地在此处所述的，也可使用其它添加剂，例如CaF2、Na2CO3、萤石、苏打灰。当在金属铁矿块方法10中使用时，单独或结合的一种或多种此类添加剂可提供有益的结果。
如在此处论述的，参考以一种或另一方式不同于参考图1所述金属铁矿块方法(例如，ITmk3方法、Hi-QIP方法等等)的金属铁矿块方法，所述可还原混合物可包括相同的材料(即，组成的类型)，但是在炉床上可还原混合物的形式可以不同。例如，可还原混合物采取的形式可以为预先形成的球、可以在粉碎的含碳层中填充凹陷、可以是团块或其它类型的压紧物(例如，包括压实层)等等。因而，所述可还原混合物的组成有益于多种类型的金属铁矿块方法，而不仅仅是在此处概括地参考图1所述的金属铁矿块方法。
进一步参考图1，且尤其是区块22和图3B，可还原混合物的层46中限定出了通道开口50(或者另有提供)以限定出如所示的形式金属铁矿块的可还原材料区域59，例如通过图3D俯视图中的正方形区域。这样的通道限定方法一般性地参考图3A-3E得到最好的显示和描述。通道限定提供了至少一种控制金属铁矿块尺寸的方式，如参考此处提供的各种实施方案所述。
如图3B所示，通道50提供在图3A的可还原混合物的层46中以提供形成的可还原混合物的层48。这样的通道50在可还原混合物46中被限定至深度56。所述深度56定义为从所述可还原混合物的层46的上表面在朝向炉床42的方向延伸。在一个或多个实施方案中，通道50的深度可仅仅延伸至炉床材料层44距离的一部分。但是，在一个或多个其它实施方案中，通道深度可延伸至炉床材料层44(或者如果足够厚，甚至至层44)。
在图3A-3E显示的实施方案中，在可还原混合物的层46中限定的通道开口50所提供的方式使得在每一形成矿块的可还原材料区域59(参见图3D)形成由开口50定义的垛52(参见图3B中圆丘状的垛)。如图3B-3D所示，在可还原混合物的层46中产生通道开口50的矩阵。可还原混合物的每一形成的部分，或者垛52包括至少一个弯曲或者倾斜部分61。例如，垛52可以形成为锥体、截顶锥体、圆垛、截顶圆垛、或者任何其它合适的形状或者结构。例如，在一个实施方案中，可以使用导致在一个或多个形成矿块的可还原材料区域59的每一个中形成金属矿块的任何合适的形状或结构。在一个或多个实施方案中，使用的形状提供大的暴露表面区域以用于有效热传递(例如，类似于形成的矿块形状的圆丘状的垛)。
进一步地，如将根据此处的描述显而易见的，取决于形成部分或垛52的形状，通道开口50将具有与此相关的形状或结构。例如，如果垛52是锥体结构、截顶锥体结构或梯形形状的垛，则开口50可以形成为V型结构。参考图5A-10E进一步地在此处描述了一种或多种此类不同类型的通道开口。
所述通道开口可以使用任何合适的通道限定设备形成。例如，一种或多种不同的通道限定设备参考图8A-10E进行了描述。
进一步地参考图1，以及任选地如区块26显示的，通道开口50至少部分地由如图3C-3D所示的矿块分离填充材料填充。该矿块分离填充材料58至少包括含碳材料。例如，在一个或多个实施方案中，所述含碳材料包括粉碎的焦炭或粉碎的木炭、无烟煤粉或其混合物。
在至少一个实施方案中，将用于填充通道开口的此类粉碎材料研磨至尺寸上为-6目(3.36mm)或更低以用于根据本发明的方法。在至少一个实施方案中，用于填充通道开口的此类粉碎材料为-20目(0.840mm)或更高。大于-20目(0.840mm)的更细粉碎材料(例如-100目(0.149mm))可增加微矿块形成的量。但是，也可使用更大尺寸的材料。例如，可以使用公称尺寸为大约1/4英寸(6mm)的含碳材料。
如图3C所示，每一个通道50的深度56仅仅部分地由矿块分离填充材料58填充。但是，此类通道50可以被完全地填充，并且在一个或多个实施方案中，可以作为例如垛之上以及在填充的所限定的通道之上的层形成附加的含碳材料。在至少一个实施方案中，通道深度56的至少大约四分之一由矿块分离填充材料58填充。再进一步地，在另一实施方案中，低于大约四分之三的通道深度56由矿块分离填充材料58填充。随着通道开口50至少由含碳材料填充并随着总体上均匀的形成矿块的可还原材料区域59形成，通过所述金属铁矿块方法10可以产生均匀尺寸的矿块。如将认识到的，形成矿块的可还原材料区域59越大(例如，可还原混合物的垛52越大)，则通过方法10形成的矿块越大。换句话说，矿块尺寸可以得到控制。
随着通道开口50至少部分地由矿块分离填充材料58填充，形成的可还原混合物的层48(例如，垛52)可以在适当的条件下热处理以还原可还原载铁材料，并在一个或多个限定出的形成金属铁矿块的可还原材料区域59中形成一个或多个金属铁矿块，如图1的区块24所示。例如，如图3E的实施方案所示，在形成矿块的可还原材料区域59的每一个中形成一金属矿块63。这样的矿块63通常是大小均匀的，因为形成并加工了基本上相同量的可还原混合物以产生每一矿块63。
如进一步在图3E中显示的，在炉床材料层44上生成的炉渣60显示出具有一个或多个金属铁矿块63(例如从铁矿块63中分离出来或者与其连接的在炉床材料层44上的矿渣珠粒)。进一步参考图1的区块28，金属矿块63和矿渣60(例如，连接的矿渣珠粒)从炉床42卸料，并且卸料的金属矿块然后从矿渣60中分离出来(区块29)。
在形成的可还原混合物层48的热处理(区块24)期间铁矿块形成的机理在此处参考图4A-4D进行描述。图4A-4D显示了在还原炉(即，此处所述的还原炉称为管式炉)中在1400℃温度下的时间对于矿块形成的影响。可还原混合物的组成包括使用5.7％的二氧化硅精矿、处于80％化学计算需要量的中等挥发性的烟煤、以及形成为两个隔离的垛67的熔渣组合物(A)。熔渣组合物(A)可以从图21A的相位图和图21B的表辨别出。
图4A显示了在炉床上形成矿块71的矿块形成加工阶段，图4B提供了此类矿块的俯视图，图4C提供了此类矿块的侧视图，以及图4D提供了此类矿块的横截面。换句话说，图4A-4D显示了铁矿块形成顺序的一个实施方案，包括金属的海绵铁形成、金属化颗粒的烧熔(frit)、烧熔的金属铁颗粒通过收缩并挤出产生的矿渣进行的凝结。这样的图4A-4D显示充分熔化的固体铁矿块71在大约5-6分钟之后形成。用以形成垛67的可还原混合物中凹槽69的存在诱发个体岛状物(islands)中的铁矿块71彼此收缩离开并分离成个体矿块。
这样的方法相当不同于使用干燥铁矿石/煤混合物球(例如本文背景技术部分中所述的)建议和描述的机理。据报道以球的方式使用的机理包括通过含碳球的还原形成直接还原的铁，在原有圆形的表面上由从金属中分离出来的液态熔渣形成致密的金属铁壳和内部大的空隙空间，然后熔化铁相并从熔融金属分离矿渣。
金属铁矿块方法10可以通过如图2A概括所示的炉系统30进行。其它类型的金属铁矿块方法可以使用此类系统的一个或多个组分，单独地或者与其它适当的设备结合进行。所述炉系统30通常包括装料设备36，其可操作来在炉床材料层44的至少一部分上提供可还原混合物的层。装料设备可包括适合于在炉床材料层44上提供可还原混合物46的任何设备。例如，可以使用可控制的进料槽、液面控制装置、进料导向设备等等以在炉床42上提供这样的进料混合物。
然后，通道限定设备35可操作(例如，其手动和/或自动操作；通常在商业单元或系统中自动的)以产生至少部分地延伸通过可还原混合物46的层以限定出多个形成矿块的可还原材料区域59的通道开口50。通道限定设备35可以是用于在可还原混合物的层46中产生通道开口50(例如，形成垛52、按压可还原混合物46、切割开口等等)的任何合适的设备(例如，通道切割设备、垛成形压力机等等)。例如，通道限定设备35可包括一个或多个模具、刀具、成形刀、鼓、圆筒、棒(bar s)等等。一种或多种合适的通道限定设备将参考图8A-10E描述。但是，本发明并不局限于任何具体设备以在形成矿块的可还原材料区域59的形成中产生通道开口50。
炉系统30进一步包括通道填充设备37，其可操作来由矿块分离填充材料58至少部分地填充多个通道开口50。可以使用用于提供这样的分离填充材料58进入通道50的任何合适的通道填充设备37(例如，其手动和/或自动操作)。例如，可以使用在一个或多个位置限制并定位材料的进料装置，可以使得材料成为下卷(roll down)圆丘状垛以至少部分地填充所述开口，可以使用喷雾器以在通道中提供材料，或者可以使用与通道限定设备同步的设备(例如，形成如垛的至少部分地被填充的通道)。
随着形成的可还原物质48提供在炉床材料层44上并随着提供矿块分离填充材料58以至少部分地填充多个通道开口50，提供还原炉34以热处理形成的可还原混合物的层48以在多个形成矿块的可还原材料区域59的一个或多个中产生一个或多个金属铁矿块63。还原炉34可包括用于提供适当条件(例如，气氛和温度)的任何合适的炉区域或者区段以用来加工可还原混合物46以使得形成一个或多个金属铁矿块63。例如，可以使用转底炉、线型床式炉或者能够进行可还原混合物46的热处理的任何其它炉。
进一步如图2A所示，炉系统30包括卸料设备38，用于除去在通过炉系统30的加工期间形成的金属矿块63和矿渣60并从系统30卸料这样的组分(例如，矿块63和矿渣60)。卸料设备38可包括许多不同的卸料技术，包括重力型卸料(例如，包括矿块和矿渣的托盘的倾斜)或者使用螺旋卸料装置或耙子(rake)卸料装置的技术。人们将意识到，许多不同类型的卸料设备可适合于提供矿块63的此类卸料(例如，铁矿块63和矿渣珠粒60聚集体)，且本发明并不局限于其任何特定的结构。进一步地，分离设备可随后用来从矿渣珠粒60中分离金属铁矿块63。例如，可以使用破坏铁矿块和矿渣珠粒聚集体的任何方法，例如，在圆筒中滚动、筛选、锤磨机等等。但是，可以使用任何合适的分离设备(例如，磁力分离设备)。
取决于本发明的应用，可以根据本发明使用一种或多种不同的还原炉。例如，在本文一个或多个实施方案中，使用实验室炉来进行热处理。人们将意识到，可以进行从实验室炉放大到批量生产的水平，且本发明预期到了这样的放大。因而，人们将意识到，本文所述的各种型式的设备可以在更大规模的方法中使用，或者可以使用在更大尺度下进行这样的加工所必需的生产设备。
在没有铁矿块方法的炉气成分的任何其它信息的情况下，本文所述的大多数实验室测试在67.7％N2和33.3％CO的气氛中进行，假定，天然气燃烧炉气中的CO2在含碳还原剂和底料层材料的存在下，通过Boudouard(或者碳溶液)反应(CO2+C＝2CO)在高于1000℃的温度下将迅速地转变向CO，和富含CO的气氛至少在可还原材料附近占优势。
尽管炉内气氛中CO的存在与仅有N2的气氛相比较稍微加速了熔化方法，但炉内气氛中CO的存在减缓了铁矿块的熔化性能。炉内气氛中的CO2在1325℃(2417°F)下对铁矿块形成存在显著的影响，其中温度接近于形成熔化铁矿块。在更高的温度下，CO2的影响变得较不明显，且事实上，在1400℃(2552°F)以上该影响变得几乎不存在。在本文给出的实施例中，除非另有陈述，否则发现的显著特征作为主要在N2和CO气氛中所观察到的提供。
本文使用的用于实现一种或多种技术和/或概念的两种还原炉包括实验室试验炉(包括例如实验室管式炉，如图2B所示)和实验室箱式炉(如图2C所示)。对于此类炉的细节将作为对本文所述的一个或多个示例性测试的补充信息提供。除非另有陈述，否则使用这样的实验室试验炉来实施本文提供的各个实施例。
实验室管式炉500(图2B)在本文所述的多个测试情形中使用，其包括2英寸(51mm)直径的水平管式炉，16英寸(406mm)高×20英寸(508mm)宽×41英寸(1040mm)长，具有四个碳化硅加热元件，额定为8kW，和West2070温度控制器，配备有2英寸(51mm)直径×48英寸(1220mm)长的莫来石管。其原理图显示于图2B中。在燃烧管501的一端，放置了类型R热电偶503和进气管505，而在另一端，连接有水冷的腔室507，与其连接有气体出口和取样口509。如果使用CO，则燃烧排出气体，并移动到排出系统。N2、CO、和CO2通过燃烧管以不同的组合经由各自的转子流量计供应以控制炉内气氛。最初，使用刚铝石舟皿，其为5英寸(127mm)长×3/4英寸(19.0mm)宽×7/16英寸(11.1mm)高。
当温度设定在1300℃(2372°F)时管式炉典型温度分布图如下显示。
管式炉的温度分布图，设定在1300℃(2372°F)
  自中心的距离，英寸(mm)   温度读数℃
  -5＊(-127)-4  (-102)-3  (-76)-2  (-51)-1  (-25.4)0   (0)+1  (25.4)+2  (51)+3  (76)+4  (102)+5  (127)   12921296129913001301130012981295129112861279
气流从-向+的方向
自炉中央1英寸(25.4mm)上游的恒温区域足够延伸过4英寸(102mm)长的石墨舟皿511。
还原测试通过加热至1325℃(2417°F)-1450℃(2642°F)范围内的温度并由气体流速(在许多测试中，为2L/minN2和1L/minCO)保持不同的时间周期以气氛控制而实施。在某些测试中，气氛被转换为含有不同浓度的CO2。炉温由两种不同的校准热电偶校验并发现读数误差在5℃内。
对于还原测试，将石墨舟皿511引入水冷的腔室507，气体被切换到N2-CO或者N2-CO-CO2混合物并清扫10分钟。舟511被移动进入恒温区域并从该恒温区域除去。然后，挑选出铁矿块和矿渣，而其余在20目(0.840mm)筛上分离，并且尺寸过大和尺寸过小的被磁性分离。过大尺寸的磁性部分主要包括金属铁微矿块，而过小尺寸的磁性部分在大多数情况下观察到主要包括来自铁矿石或者来自所加入煤的载铁杂质的具有一些磁性材料的焦炭颗粒。
进一步地，39英寸(991mm)高×33英寸(838mm)宽×52英寸(1320mm)长的实验室电热箱式炉600(图2C)在其每一腔室的两侧具有四个螺旋形碳化硅加热元件。两个腔室中的总共十六(16)个加热元件额定为18kW。箱式炉原理图显示于图2C中。炉600包括两个12英寸(305mm)×12英寸(305mm)×12英寸(305mm)的加热室602、604，该两个腔室能够使用两个Chromalox 2104控制器独立地控制温度高达1450℃。类型S的热电偶自顶部悬挂下来进入每一腔室中的每一空穴中央底板以上41/2英寸(114mm)。第二腔室604中典型的温度分布图如下给出：
箱式炉的温度分布图，设定在1400℃(2552°F)
  自中央的距离，英寸(mm)   温度读数，℃
  -4＊(-102)-3  (-76)-2  (-51)-1  (-25.4)0   (0)+1  (25.4)+2  (51)+3  (76)+4  (102)   139213941396139713971396139513931392
气流从-向+的方向
6英寸(152mm)长托盘606上的温度变化在几度范围之内。炉600在冷却室608(16英寸(406mm)高×13英寸(330mm)宽×24英寸(610mm)长)之前，具有侧门620，通过其引入了石墨托盘606(5英寸(127mm)宽×6英寸(152mm)长x11/2英寸(38mm)高，厚度为1/8英寸(3.2mm))，以及在顶部的观察窗610。进气口614、另一小的观察窗612以及用于推拉杆以传送样品托盘606进入炉600的口616位于该腔室的外墙上。在连接至炉的侧面上，安置了上翻(flip-up)门622以屏蔽辐射热通过。在该上翻门622中的1/2英寸(12.7mm)孔使得气体能够透过，并且使得推拉杆能够在炉600内部移动托盘606。在炉的相对末端，安置有炉气排出口630、气体取样口632、以及用于推拉杆634将托盘606从炉600中移动出来的口。
为了控制炉内气氛，将N2、CO和CO2以不同的组合经由各自的转子流量计提供给炉600。总的气流可以调整为10-50L/min。在大多数测试中，使用了石墨托盘606，但是在一些测试中，使用了由高温纤维板制成具有11/2英寸(12.7mm)厚度的托盘。在将托盘606引入冷却室608之后，由N2清扫炉30分钟以置换空气，然后由在测试中使用的N2-CO或者N2-CO-CO2混合物的气体混合物在样品托盘606推进炉之前清扫另一30分钟。
最初，托盘仅仅推进上翻门622之内，在那里保持3分钟，然后进入第一腔室602以预热(通常在1200℃下5分钟)，并进入第二腔室用于铁矿块形成(通常在1400℃-1450℃下10-15分钟)。在测试之后，气体被切换到N2并且托盘606推动至门622的背后并在那里保持3分钟，并随后进入冷却室608。冷却10分钟后，从冷却室608除去托盘606以进行观测。
然后，挑选出铁矿块和矿渣，而其余在20目(0.840mm)筛上分离，并且尺寸过大和尺寸过小的被磁性分离。过大尺寸的磁性部分主要包括金属铁微矿块，而过小尺寸的磁性部分在大多数情况下观察到主要包括来自铁矿石或者来自所加入煤的载铁杂质的具有一些磁性材料的焦炭颗粒。+20目(+0.840mm)的磁性部分在本文中被标记并称为“微矿块”，以及-20目(-0.840mm)在本文中被标记并称为“-20目(-0.840mm)磁选(mag)”。因而，如此处所使用的，，微矿块表示那些小于在所述方法期间形成的母矿块但是太大而不能透过20目(0.840mm)筛的微矿块，或者换句话说，+20目(+0.840mm)材料。
再进一步地，如本文先前所述的，也可使用线型床式炉，例如在题为“Linear hearth furnace system and methods”，2004年3月31日提交，作为US20050229748A1出版的美国临时专利申请No.60/558,197中所描述的。在其中所述的线型床式炉的概要如下。此类线型床式炉一个示例性实施方案概括地显示于图2D中，并且可以是四十英尺(12.2m)长步进梁式铁还原炉712，其包括由内部挡板墙746隔离的三个加热区728、730、731，并且还包括最终冷却部分734。档板墙746例如通过水冷的过梁冷却以在这些环境中支撑耐火材料。如此处所述的，还使用该线型床式炉运行各个测试并且其结果参考图35A-41进行描述。
区段728被描述为起初加热和还原区。该区段可在两个燃烧天然气的450,000BTU(475MJ)燃烧器738(其能够实现1093℃的温度)上操作。其墙和顶排有评定为1316℃的六(6)英寸(152mm)陶瓷纤维耐火材料。其目的是为样品带来用于干燥、脱挥发碳氢化合物和启动还原阶段足够的温度。所述燃烧器在低于化学计量下操作以最小化氧含量。
区段730被描述为还原区。该区段可在两个燃烧天然气的450,000BTU(475MJ)燃烧器738(其能够实现1316℃以温度)上操作。其墙和顶排有12英寸(305mm)的陶瓷纤维耐火材料，其评定用来支撑1316℃的恒定操作温度。进料混合物的还原发生在该区段730中。
区段731被描述为熔化或者熔化区。该区段可在两个燃烧天然气的1,000,000BTU(1055MJ)燃烧器738(其能够支撑该区段在1426℃)上操作。所述墙和顶排有12″(305mm)的陶瓷纤维耐火材料，其评定用来支撑1426℃的恒定操作温度。该区段的功能是完成还原，熔融铁进入金属铁结核或者“矿块”。如果该炉用于制造直接还原的铁或者海绵铁，则该区段中的温度将降低，其中将促进完全还原而没有熔化或者熔化。
最后的区段734或者冷却区是大约十一(11)英尺(3.7m)长的炉的水夹套部分。在第三区段和所述冷却区之间已经安置了一系列端口，以使得氮可用于产生覆盖层(blanket)。该区段的目的是冷却样品托盘715，以使得它们可以被安全地处理并固化金属铁矿块以便从炉除去。
根据温度、压力和进料速度个别地控制区段728、730和731，使得该炉712能够模拟若干铁还原方法并操作条件。用于步进梁式机构724的结合至Automation-Direct PLC的Allen Bradley PLC微逻辑控制器718通过便于使用者操作的PC界面控制所述炉。
炉在正压之下的操作使得能够控制每一区段中的气氛以减少氧含量(例如，至0.0％)。样品托盘715也由焦碳屑或者其它含碳炉床材料层填充以进一步地提高炉内气氛。高温堵缝被用来密封所有暴露表面上的接缝以最小化空气渗漏。
进料速度通过Automation-Direct PLC控制的液压步进梁式机构724控制，其推进(advance)托盘715通过炉712。该设备监测每一区段中的时间并从而由步进梁式机构724推进托盘715，同时调节进料速度。炉进料速度和托盘的位置通过与PLC的通讯显示在操作屏幕上。一对并排的可浇铸的耐火材料步进式梁沿着炉712的长度延伸。它们由一对通过PLC操作的液压缸驱动向前和向后。所述梁通过第二对液压缸提高和降低，该液压缸推动所述梁装置在辊上上下一系列斜面(楔形物)。所述梁机构的活化移动它们通过总共5个循环或者每循环30英寸(762mm)，相当于一个托盘。
样品托盘715在开始测试之前手动制备。还可以使用附加的托盘，由焦炭或者含碳还原剂覆盖以调节炉内气氛。由气压缸提高和降低的辊卷板(roll plate)收割台升降机752用来在炉的进料720处排列样品托盘715用于插入托盘。升起升降机752撑开了弹簧支承的进料口，将炉的进料段暴露至所述气氛以插入托盘。一旦实现适当的高度和排列，将托盘插入炉中。使用自动化托盘进料系统来由气压缸进料样品托盘。
步进式梁724将托盘715运输至炉的相对末端722，在此它们被卸料在类似的平台(辊球板)升降机754上。已经安置了安全机构以在炉卸料时监测热托盘的位置。卸料辊驱动托盘到收割台升降机上，在哪里它们可以除去或者再插回炉中。除非托盘处于用来卸料的位置，收割台升降机处于“上升”位置，并且步进式梁已经降低以防止热托盘以外卸料，否则该卸料辊不会运行。分层的输送辊位于炉的卸料处以除去并储存样品托盘直至冷却。为了使托盘再进入回到炉中，已经设计了返回小车(cart)，其在炉的下面运输热托盘在进料端回到收割台升降机。
排气系统747由通过炉PLC控制的VFD连接至排气扇753。因为排气扇753对于本申请来说尺寸过大，使用手动控制的一列式(in-line)阻尼器或压力控制器755来降低排气扇753的容量以提高区段压力控制。作为安全预防措施，将进入水平控制水箱的气压柱安置在普通集液箱(common header)和排气扇之间以吸收任何突然的压力改变。排出气体从扇753卸料到四十英尺(12.2m)的排气器757。排气管被耐火材料排列至炉的外墙，在哪里它们转移(transition)到高温不锈钢(RA602CA)，配备有喷水嘴749，用于冷却该废气。来自每一区段的水气的温度由连接至每一组水喷雾器(sprays)的一列式热电偶和手动控制的水流计控制。一旦气体被充分地冷却，标准碳钢之后是不锈钢管。使用在普通集液箱中的热电偶来监测废气的温度并最小化对排气扇轴承的加热。
样品托盘或托板715(如图35A所示)具有30英寸(762mm)的正方形耐火材料衬里的带有平坦底部的底盘，其由步进式梁机构724通过炉输送。托盘框架可以由303不锈钢合金或碳钢制造。它们可以镶有高温耐火材料砖或带有侧壁的陶瓷纤维板以容纳进料混合物。
给出上述炉系统是用于示例性的目的，仅仅是为了进一步举例说明矿块形成方法10并提供本文中报告的测试和结果的某些细节。应该理解，能够实施本文所述金属铁矿块形成方法的一个或多个实施方案的任何合适的炉系统均可根据本发明使用。
如参考图1和图3B概括描述的，通道开口50可以为多种结构和深度。如图3B所示，通道开口50在每一形成矿块的可还原材料区域59形成可还原混合物的垛52(图3D)。随着通道开口50沿着深度56延伸进入可还原混合物的层46，垛52例如可具有圆丘或球的形状。用于替换通道开口构造的多种可选择实施方案显示于图5A-7B，以及图8A-10E。进一步地，在图8A-10E中，显示了替换类型的通道限定设备35，其可用于形成这样的通道开口(例如，与多个形成矿块的可还原材料区域的每一个中的垛形成有关的通道开口)。
图5A-5B显示了一个可选择的通道开口实施方案的俯视图和横截面侧视图。如其中所示，在可还原混合物的层72中产生了通道开口74的矩阵。每一个通道开口74部分地延伸进入可还原混合物的层72并且完全不延伸至炉床材料层70。通道开口74的栅格(例如，基本上相同尺寸的通道开口同时水平和垂直地运行)形成长方形形状或正方形的形成矿块的可还原材料区域73。如图5B所示，通道开口74基本上是进入可还原混合物的层72的轻微的凹入处(例如，伸长的凹陷)。每一通道开口74全部由矿块分离填充材料76填充。同样如图5B所示，通道开口74延伸至大约为可还原混合物72厚度的一半的深度。
图6A-6B显示了通道开口构造的另一可选择的实施方案的俯视图和横截面侧视图。如其中所示，第一组通道开口84在第一方向中运行，而附加组的通道开口84在垂直于第一方向的第二方向中运行。因而，形成了长方形形状的形成矿块的可还原材料区域83。由于通道开口为V形的凹槽84，可还原混合物82的垛基本上为锥体形状。如图6B所示，V形的凹槽84延伸至炉床材料层80并且通道开口84由矿块分离填充材料86填充。矿块分离填充材料86被填充至低于所述V形凹槽通道84深度的一半。
图7A-7B显示了通道开口的另一可选择的实施方案的俯视图和横截面侧视图，其中V形凹槽的栅格形成了长方形形状的形成矿块的可还原材料区域93。所述V形通道开口94通常在每一形成矿块的可还原材料区域93中形成可还原混合物92的截顶锥体垛。矿块分离填充材料96完全每一填充V形凹槽94。该V形通道开口94延伸至炉床材料层90。
如多个实施方案中所示，人们将意识到，通道开口可以形成为贯穿整个可还原混合物层至炉床材料层或仅仅部分地从其穿过。进一步地，人们将意识到，矿块分离填充材料可完全填充每一通道开口或者可仅仅部分地填充此类开口。
图8A-8B分别显示了通道开口构造的另一可选择的实施方案的俯视图和横截面侧视图。此外，图8A-8B显示了用于在已经提供于炉床材料层100之上的可还原混合物的层102中形成通道开口104的限定设备106。通道开口104通常是在可还原混合物的层102中由通道限定设备106产生的伸长的凹槽。
通道限定设备106包括第一伸长的元件108和一个或多个自该伸长的元件108正交延伸的扩展元件110。如由方向箭头107、109所示，通道限定设备106和/或可还原混合物102可以同时沿着x和y轴移动以传送足够的可还原混合物材料以产生通道开口104。例如，当元件108和/或可还原混合物102在由箭头107表示的方向中移动时，产生的通道垂直于在设备106在方向109中移动时所产生通道。在一个实施方案中，伸长的元件108不需要在箭头107表示的方向中移动，因为例如可还原混合物的层102正在图10A显示的连续形成过程中以等速移动至右边。
图9A-9B分别显示了另一可选择的通道开口构造以及用于在提供于炉床材料层120之上的可还原混合物的层122中形成通道开口124的通道限定设备126。通道开口124包括在彼此垂直的第一和第二方向中的伸长凹槽的矩阵，并且其通常形成长方形的形成矿块的可还原材料区域131的矩阵。
通道限定设备126包括第一伸长转动轴元件128，其包括相对于伸长轴元件128正交设置的多个间隔部件盘状元件127。在一个示例性实施方案中，当可还原的进料混合物122在方向133中移动时，盘状元件127在原位旋转以产生凹槽。换句话说，双向箭头132表明了轴元件128的转动和，因而一个或多个盘状元件127使得盘状元件127的转动(在可还原混合物的层122在方向133中移动时)在第一方向(即，在箭头133的方向)产生凹槽形状的通道124。在一个实施方案中，通道限定设备126进一步包括连接到盘状元件127之间的转动轴元件128的一个或多个扁平叶片130。当可还原混合物的层122移动(例如，在例如图10A显示的连续形成过程中以等速移动)时，所述扁平叶片130(例如，如图9B中所示相距180度设置的两个叶片，相距120度设置的三个叶片等等)在横向方向(即，垂直于箭头方向133)中犁过(plough)可还原混合物122。
人们将意识到，在方向133延伸的通道开口124可以由与所产生的与其垂直的那些相同或者不同的通道限定设备产生。例如，通道限定设备126可以用来沿着方向133产生通道124，然而如参考图8A-8B所示的通道设备106可以用来形成与其垂直延伸的通道124。换句话说，相同或多种类型的通道限定设备可以用来在本文所述的一个或多个不同的可选择通道开口构造中产生通道开口，并且本发明并不局限于任何特定的通道限定设备或者设备组合。
图10A是另一可选择的通道开口构造结合通道限定设备146的说明性侧横截面图。如图10A所示，通道限定设备146在可还原混合物的层142中产生垛145，类似于概括地在图3B-3C中显示的那些。例如，通道限定设备146在箭头152方向并跨越可还原混合物的层142旋转，从而在可还原混合物的层142沿箭头153方向移动时以对应于模具表面150的形状形成垛145。
换句话说，通道限定设备146包括沿着轴(设备146围绕该轴转动)延伸的伸长元件148。在径向距离轴148的一定位置形成一个或多个模具表面150。如图10A中所示，这样的模具表面150在距离轴148一定径向距离处沿着整个周长并且还沿着轴148(尽管没有显示)延伸。所述模具表面150可以以任何特定的构造形成以形成通道开口144的形状(其直接对应于在提供于炉床材料层140上的可还原混合物的层142中形成的垛145的形状)。人们将意识到，所述垛不需要是球形形状、具有曲面，而是可以为任何其它形状，例如锥体模制的垛、截顶锥体垛等等。
图10B显示了通道限定设备166的另一可选择的实施方案，用于在可还原混合物的层162中形成通道开口164和垛165，其基本上类似于参考图10A所述所形成的那些。如图10B所示，通道限定设备166处于冲压(stamping)设备的形式，其在冲压体元件168的降低区域具有多个模具表面169。所述模具表面169对应于通道开口164和垛165(其由此形成)的形状。如通过伸长的元件167从冲压体元件168和箭头163延伸概括表示的，一定的力被施加到冲压设备，通过使模具表面169降低到可还原混合物162上以形成垛165。通过举起冲压设备和用于冲压设备的可还原混合物在由箭头165概括表示的方向中移动，通道限定设备可以移动到可还原混合物162的另一区域并随后再一次降低以形成附加的垛165和通道开口164。
如此处所述的，可以使用不同的通道限定设备以根据本发明形成垛和相关的通道开口。但是，在一个实施方案中，提供了圆丘状或基本上球状的垛，例如图10A-10B和图3B-3C中显示的那些。如这样的图中所示，在可还原混合物的层内延伸至一定深度的开口可延伸至炉床材料层或仅仅部分地穿过可还原混合物。进一步地，如这样的图中所示，形成此类圆丘状垛的通道可以部分地或完全地由矿块分离填充材料填充。在一个特定的实施方案中，矿块分离填充材料以低于通道深度的大约四分之三提供以用于通道开口形成这样的圆丘或球形形状垛。
提供图10C-10E来举例说明在金属铁矿块形成方法的一个或多个实施方案中作为控制参数的压力或压缩的使用。可还原混合物形成技术的一个或多个说明性实施方案对炉床上的可还原混合物施加压力或压缩来为金属矿块的成核和生长过程提供附加的控制参数。例如，作为控制参数的压力或压缩的使用使得在炉床上成核、定位和生长更大的结核成为可能。对于给定的温度，导致金属矿块的结核将在靠近最高的压缩或压力处成核和生长。
压力或压缩的使用可以结合此处所述的任何实施方案或作为对其的替换方案。例如，并且如此处所述的，在通道的形成或在炉床材料上可还原混合物的形成中，压缩或压力(例如，使用一个或多个通道限定设备按压)可以用来修改矿块形成方法。此类压紧的可还原混合物可以单独使用或与提供于开口中由压缩或压力形成的矿块分离填充材料结合使用。
进一步地，例如，压紧设备(例如压块圆筒或辊或压块机(briquetting press))可以用来优化形成的矿块的尺寸和/或形状。例如，压紧设备可配置为将样式冲压至可还原混合物的层(例如载铁细屑和还原材料)。冲压越深，特定区域中的压紧程度越高。这样的压紧对于矿块形成方法可导致更高的生产量。进一步地，也许可将矿块的尺寸增加至在一定程度，并且在该程度下凝固速率及其它物理参数限制金属矿块的形成和熔渣分离。
在均匀的温度环境中，具有更高压紧程度的区域将增强加热和扩散，由此起到用于金属矿块的成核和收集位置的作用，提供定位的方式(其中矿块将在炉床上形成)。进一步地，也许可使用由压缩或压力带来的附加自由度作为控制参数，以抵消跨越炉床不均匀温度分布的消极影响(其可能是炉的几何形状(例如，边缘效应)和炉中热源位置的结果)。再进一步地，除了压力的使用以控制反应速度(即，在金属矿块的形成中)之外，还原气体的扩散速率可以通过使用压力结合颗粒大小而改变，以控制用于气体进入所形成的材料的通道。同样，由于受到传热和冶金扩散机理的支配，微粒的固态反应速度也可以改变。
不同的压紧分布显示于图10C-10E。但是，这样的分布仅仅是说明使用压力和压缩可以形成很多不同的压紧物。压紧物表示任何压紧的可还原混合物或其它进料材料，其在形成为所需形状时具有对其施加的压力(例如，用于在炉床上形成垛、用于在可还原物质的层中提供一种或多种压缩分布、或用于形成压紧的球压紧的长方形形状的物体(例如使用压缩或压力预先形成并提供给用于加工的炉床的干球或团块)的压缩或压力)。应该理解，在压紧物的形成期间不同的加压可能导致不同的加工性能。
图10C-10E显示了炉床220，在其上提供了炉床材料层222。压紧的可还原混合物层224、226和228分别显示于图10C-10E中。图10C包括在可还原混合物层224中的弧形压紧洼地230，图10D包括在可还原混合物层226中的弧形压紧洼地232(其中施加了比图10C更高的压力)，以及图10E包括在可还原混合物层228中更加锥形的竖墙设置的压紧洼地234。但是，人们将意识到，可以在可还原混合物层中提供任何压紧的样式用于矿块形成方法并且图10C-10E仅供说明。
进一步地，图11A-11E显示了可使用压缩以形成具有如此处所述的一种或多种组成的可还原混合物的各种其它实例。例如，图11A-11B显示了用于金属铁矿块方法的一个或多个实施方案的可还原混合物的预先形成的球(例如，压紧的或未用压缩或压力所形成的，如通过粘合剂材料的使用)，其中图11A显示了可还原混合物的多层球和进一步地其中图11B显示了具有不同组成的层的多层球。图11C-11D显示了用于提供在金属铁矿块方法的一个或多个实施方案中使用的可还原混合物的压紧物(例如团块)的压缩，其中图11C显示了三层压紧物的形成，和进一步地其中图11D显示了双层压紧物的形成。进一步地，图11E-11F显示了用于提供在金属铁矿块方法的一个或多个实施方案中使用的可还原混合物的压紧物(例如团块)的压缩(例如，通过模制过程)，其中图11E显示了双层压紧物的形成，和进一步地其中图11F显示了三层压紧物的形成。本文中，参考在形成可还原混合物的不同层中使用不同百分比水平的还原材料(例如，含碳材料)或其其它组分(例如，添加剂)进一步描述了图11A-11E。
图12A-15D举例说明了本发明的一个或多个示例性实施方案以及在通道开口中使用的矿块分离填充材料量的影响。为了增加可还原混合物的层对炉内气氛的暴露表面积，将混合物形成为简单形状帮助了可还原混合物的层分离为个体矿块，并且还尽量降低了形成充分熔化的铁矿块所要求的时间。
如根据图12A的一个实施例所示，制造了12段的、相等尺寸的、在每一孔洞顶端1‘3/8’英寸(35mm)×1‘3/8’英寸(35mm)×1英寸(25.4mm)深的圆丘状木模型，并用于在石墨托盘(即，具有5英寸(127mm)乘以6英寸(152mm)的尺寸)中成形可还原混合物的层，其包括5.7％的SiO2磁选精矿和为用于熔渣组合物(A)金属化化学计算需要量的80％的中等挥发分烟煤。所述可还原混合物以均匀厚度置于粉碎的焦炭层上，并且所述木模向着可还原混合物按压以形成可还原混合物简单的圆丘状岛状物，如图12B中所示。当在可还原进料混合物的圆丘状岛状物之间的通道开口或凹槽保持为没有任何矿块分离填充材料焦炭时，并且在于箱式炉中，在1450℃下在80％N2-20％CO气氛中加工6分钟之后，矿块形成。但是，在加工之后所得的矿块产品包括无法控制的熔融铁的聚结(例如，矿块没有有效地隔离并且大小不均匀)。
如图12C的实施例所示，提供了可还原进料混合物的模制12段样式，其中所述可还原进料混合物包括5.7％的SiO2磁选精矿和为用于熔渣组合物(A)金属化化学计算需要量的80％的中等挥发分烟煤。所述12段样式具有完全由粉碎的焦炭填充的凹槽，并且在箱式炉中，在1450℃下于80％N2-20％CO气氛中加工6分钟。此类加工的结果显示于将描述如下的图13A和14A中。
图13A-13D和图14A-14D显示了12段的圆丘状进料混合物的凹槽或通道开口中焦炭水平的效果。图13A显示了12段的圆丘状进料混合物的凹槽中焦炭水平的效果，该由粉碎的焦炭填充至完全的水平(例如，如上所述的整个通道开口深度)，图13B显示了当此类凹槽或通道开口被填充一半水平时的效果，图13C显示了当此类凹槽或通道开口被填充四分之一水平时的效果，以及图13D显示了当在通道开口中没有提供焦炭或矿块分离填充材料(例如以上参考图12B所述的)时的效果。
如其中所示，并且还在对应的图14A-14D中所示，当凹槽没有填充或由焦炭填充四分之一时，一些铁矿块合并成更大尺寸并且它们的尺寸不能得到控制。当凹槽被填充至一半水平时，每一段保持其尺寸以完全形成熔化的铁矿块。
在箱式电炉中，在1450℃的温度下使用以形成铁矿块的热处理进行6分钟。在5.5分钟时，在中心以的铁矿块显示出接近于完全熔化的迹象。因而，可以断定5.5分钟是完全熔化成具有模制样式所需的最低时间。
图15A-15D显示的实施例进一步显示了在可还原混合物层的通道开口中使用炉床矿块分离填充材料的效果。在凹槽或通道开口中提供此类炉床矿块分离填充材料被认为引起了每一区域(例如，可还原混合物的矩形区域)中的可还原混合物彼此收缩离开并分离成个体铁矿块。所述矩形的尺寸和可还原混合物层的厚度控制所得的矿块尺寸。
如图15A中所示，控制铁矿块尺寸可以通过切割可还原混合物的层中凹槽的矩形样式而实现。在该情况下，提供的混合物包括5.7％SiO2磁选精矿和处于熔渣组合物(A)80％的化学计量量的中等挥发性的烟煤。凹槽形成需要由含碳材料填充的形成矿块的可还原混合物区域的程度通过按压可还原混合物的层16毫米厚、13毫米深的槽以形成12方形样式得到举例说明，如图15A-15D所示。
图15A的可还原混合物中的凹槽保持为空的，并且在另一测试方案中，凹槽由20/65目(0.840/0.230mm)焦炭填充，如图15C所示。托盘在箱式炉中，在1450℃下，在80％N2-20％CO气氛中加热13分钟。结果分别显示于图15B和15D。在凹槽中没有粉碎的焦炭或含碳材料的情况下，一部分正方形收缩以形成个体铁矿块，同时其它的正方形合并形成更大的铁矿块。当通道开口或凹槽中没有使用矿块分离填充材料(例如，含碳材料)时，对铁矿块的尺寸几乎没有控制。由于熔融铁的单个正方形通过其自重扩展，它们彼此接触并结合至更大的尺寸。更大尺寸的熔融铁最后接近恒定的厚度，该恒定厚度通过由于其自重产生的扩展力与由于其表面张力产生的约束力之间的平衡所确定。
如图15D所示，当矿块分离填充材料(例如含碳材料，例如粉碎的焦炭)处于凹槽或通道开口中时，个体铁矿块保持为隔离并且可以获得尺寸均匀的铁矿块。凹槽由焦炭颗粒进行的填充帮助了每一个可还原物质的垛以单独地并且均匀地形成个体熔融铁矿块。
上述示例性说明对于在可还原混合物的层中提供通道开口以限定形成金属铁矿块的区域(区段22)提供了支持，如参考图1所述的。可还原物质此类成形区域的热处理导致一个或多个金属铁矿块。
进一步地，在根据本发明的至少一个或多个实施方案中，所述通道开口至少部分地由矿块分离填充材料(例如，含碳材料)(区段26)填充，如本文实施例所述。通过使用这样的通道开口50和在其中的矿块分离填充材料58，例如如图3B-3C所示，在由通道开口50限定的每一形成矿块的可还原材料区域59中形成了基本上均匀尺寸的金属铁矿块。
在一个实施方案中，并且如图4A-4C所示，一个或多个金属铁矿块的每一个包括最大横截面。一个或多个金属铁矿块包括大于大约0.25英寸(6.4mm)并且低于大约4.0英寸(102mm)的跨越最大横截面的最大长度。在另一实施方案中，跨越最大横截面的最大长度大于大约0.5英寸(12.7mm)并且低于大约1.5英寸(38mm)。
进一步地，如参考图1所示和所述，通常根据区块14提供的炉床材料层44的含碳材料可以以一种或多种不同的方式改性。如先前所述，所述含碳材料通常足够细小，这样矿渣不会穿透炉床材料层44以致与炉床42的耐火材料不合意地反应。
炉床材料层44(例如其尺寸分布)可能影响在可还原混合物的层46的还原加工期间产生的极微(mini)矿块和微矿块的量。例如，在至少一个实施方案中炉床材料层44包括粉碎的焦炭层，其具有“如研磨的”焦炭的+65目(0.230mm)筛分的粒径分布。在另一实施方案中，+28目(0.650mm)筛分的“如研磨的”焦炭用作炉床材料层。借助于垛52，例如图3B中显示的(例如，可还原混合物的圆丘状样式)在此类炉床材料层44上，由于可还原混合物的岛状物通过热处理收缩形成矿块，一部分磁选精矿被截留在炉床材料层44(例如，粉碎的焦炭层)的空隙中并形成如本文先前定义的微矿块。
由于过量碳的存在，微矿块不会与形成矿块的可还原材料区域59中的母体矿块或在他们自己之中结合。微矿块这样的形成是不希望的，而还原微矿块在例如本发明所述那些的方法中形成的方式是合意的。
当使用圆丘状的垛样式时，虽然云包括粉碎的焦炭的炉床材料层44可以产生大量微矿块，但是已经发现粉碎的氧化铝层能够最小化他们的量。尽管氧化铝的使用证明了含碳的炉床材料层44在产生微矿块中扮演的角色，但是粉碎的矾土由于其与矿渣的反应不能用作炉床材料层44。
为了在通道开口限定的垛根据本发明加工时尽量减少微矿块的产生，比较了不同类型的炉床材料层44的效果，表明炉床材料层或其含碳物质可以任选地改性(图1的区块16)以用于根据本发明的金属铁矿块方法10。形成的微矿块的量可以通过如下判断：
％微矿块＝Wt微矿块/(Wt矿块+Wt微矿块)×100
一个或多个示例性说明的测试方案的结果显示在图16的表中。在该表中，注意到焦炭和氧化铝的混合物，或者A1(OH)3涂覆的焦炭可以根据本发明使用以降低在金属铁矿块方法10中形成的微矿块的百分比。图16的表中显示de结果是如下说明性的测试方案的结果。
对于图16中显示的“12个伸长的圆丘”，将12段的、伸长的圆丘状样式的、带有由粉碎的焦炭填充至一半水平的凹槽的进料混合物在1450℃(2642°F)下，在箱式炉中于N2-CO气氛中加热5.5分钟以生产个体完全熔化的铁矿块。如图16的表所示，仅有炉床材料层被改性。
对于图16中显示的“12和16个球”，使用相等重量的熔渣成分(A)的进料混合物以形成相等大小的球，并且这样的球通过在1450℃(2642°F)下，在箱式炉中于N2-CO气氛中加热5.5分钟而加工，以生产个体完全熔化的铁矿块。球的加工导致极少的微矿块形成(例如，0.4％和0.8％)。
底料层材料效果的两个极端值在图16的表中进行了对比。当粉碎焦炭的炉床材料层产生大量微矿块(13.9％)时，粉碎的氧化铝层最小化了微矿块的量(3.7％)。但是，如上所指出，粉碎的氧化铝在实践中不能用作底料层材料。
比较了在仅有焦炭和焦炭与氧化铝的相等重量(50∶50)混合物用作底料层时的结果。通过炉床材料层中氧化铝的存在，微矿块的量被降低至一半。
进一步地，粉碎的焦炭通过混合40g Al(OH)3含水淤浆中的焦炭而由Al(OH)3涂覆，干燥并在65目(0.230mm)过筛以除去过量Al(OH)3。焦炭获得6wt％的Al(OH)3。该Al(OH)3涂覆的焦炭用作炉床材料层。微矿块的量显著地降低(3.9％)。
更进一步地，粉碎的焦炭通过混合40g Ca(OH)2含水淤浆中的焦炭而由Ca(OH)2涂覆，干燥并在65目(0.230mm)过筛以除去过量Ca(OH)2。焦炭获得12wt％的Ca(OH)2。该Ca(OH)2涂覆的焦炭用作炉床材料层。显然，Ca(OH)2的涂覆对微矿块的产生基本上没有影响(14.2％)。可以推测，涂覆中CaF2向Ca(OH)2的加入将通过降低高石灰渣的融合来最小化微矿块的量，如在熔渣组成L1.5FS0.5-2的情况下，参见图21A和23。
如先前参考图1所述，供本发明的金属铁矿块方法10之用的可还原混合物的层46可包括与还原材料和可还原的载铁材料(例如，可还原的氧化铁材料)结合的一种或多种添加剂。对于提供可还原混合物46(带有任选的添加剂)的一种方法200显示于图17的方框图。该方法包括：提供至少还原材料(例如，含碳材料如焦炭或者木炭)和可还原的氧化铁材料(例如，载铁材料如图33中显示的)的混合物(区块202)。例如，任选地，氧化钙或者一种或多种能够通过其热分解产生氧化钙的化合物(区块204)可加入至所述可还原混合物。进一步地，任选地，可以提供与可还原混合物的其它组分结合的氧化钠或者一种或多种通过其热分解产生氧化钠的化合物(区块206)。更进一步地，可以任选地提供一种或多种助熔剂以在可还原混合物中使用(区块208)。
可以提供来与可还原混合物一起使用的一种或多种助熔剂(区块208)可包括任何合适的任何合适的助熔剂，例如，通过降低可还原混合物的熔化温度或者增加可还原混合物的流动性来帮助熔化过程的试剂。在一个实施方案中，氟化钙(CaF2)或者萤石(例如，矿物形式的CaF2)可以用作助熔剂。进一步地，例如，硼砂、NaF或者炼铝工业熔渣可以用作助熔剂。至于使用萤石作为助熔剂，可以使用可还原混合物的约0.5％-约4wt％的量。
例如，萤石以及一种或多种其它助熔剂的使用降低了形成的铁矿块的熔化温度并最小化了微矿块的产生。发现萤石不仅降低矿块形成温度，而且在降低微矿块产生的量中特别地有效。
为求改善熔渣的脱硫容量，如将在此处进一步所述的，石灰或者一种或多种能够产生氧化钙的其它化合物的含量通常被提高至超过组合物(L)，如图21A的CaO-SiO2-Al2O3相位图所示，其表明了(A)、(L)、(L1)和(L2)的熔渣组成。如先前注解的，组合物(L)位于CaO-SiO2-Al2O3相位图中的低熔化温度槽中。进一步地，如先前表明的，通过作为下标以百分比表明使用的加入的(additional)石灰相对于组合物(L)的量(例如，(L1)和(L2)分别表明1％和2％的石灰添加料)而简化所述熔渣组成(参见图22的表)。以百分比加入的化学制品CaF2(缩写成CF)的量也作为下标指出例如，(L0.5CF0.25)表示0.25wt％的CaF2加入至具有熔渣组成(L0.5)的进料混合物。
总的说来，图22显示了CaF2加入进料混合物对以2段样式处于舟皿中的产物的重量分布的影响，该进料混合物包括5.7％SiO2磁选精矿、用于金属化的化学计量需要量80％的中等挥发分烟煤、以及熔渣组成(L0.5)，在1400℃下于N2-CO气氛中加热7分钟。0.25％wtCaF2向具有熔渣组成(L0.5)的进料混合物的加入将微矿块的量从11％降低到2％，并且在加入量为约2％wt的CaF2下，所述量保持为最小值。
总的说来，图23显示了CaF2和/或萤石(缩写为FS)加入进料混合物对微矿块产生的量的影响，该进料混合物包括5.7％SiO2磁选精矿、用于金属化的化学计量需要量80％的中等挥发分烟煤、以及提高石灰组成的熔渣组成。以2段样式处于舟皿中的样品在不同温度下于N2-CO气氛中加热7分钟(例如1400℃、1350℃和1325℃)。其表明，萤石和CaF2在降低形成完全熔化的铁矿块和尽量减少微矿块形成方面的表现是基本上相同的。在该表中，注意到萤石的加入使操作温度降低了75℃。用于形成完全熔化的铁矿块的最低温度通过加入约1％-约4％wt的萤石降低到低至1325℃。萤石加入还最小化了微矿块的产生至约1％。
总的说来，图24显示了萤石加入对由进料混合物形成的铁矿块的分析结果的影响，该进料混合物包括5.7％SiO2磁选精矿/用于金属化的化学计量需要量80％的中等挥发分烟煤和熔渣组成(L1)、(L1.5)和(L2)。以2段样式处于舟皿中的样品于N2-CO气氛中在1400℃下被加热7分钟。
尽管据报道萤石在炼钢熔渣中不是特别有效的脱硫剂，但图24显示，随着萤石加入的增加，铁矿块中的硫在熔渣组成(L1.5)和(L2)中比在(L1)中更加有效地降低。在熔渣组成(L1.5)和(L2)，铁矿块分析为分别包括0.058％wt硫和0.050％wt硫，而在加入4％萤石时，硫分别稳定地降低至低至0.013％和0.009％wt。因此，萤石的使用不仅降低了操作温度和铁矿块中的硫，而且显示出最小化微矿块产生这一预料不到的益处。
进一步参考图17，可以使用氧化钙和/或一种或多种能够通过热分解产生氧化钙的化合物，如区块204所示。例如，氧化钙和/或石灰可以用作添加剂加入至可还原混合物。通常，通过添加石灰增加熔渣碱度是用来控制铁矿石直接还原中的硫的常规方法。增加使用石灰(从熔渣组成L至L2)使铁矿块中的硫从0.084％降低至0.05％。进一步降低硫含量对于某些应用可能是合意的。但是，增加使用石灰需要愈发更高的温度和在该温度下更长的时间以形成完全熔化的铁矿块。因而，大量的石灰是不合意的，因为更高的温度也导致金属铁矿块更低的经济生产。
如进一步地图17所示，除了石灰之外，例如可以使用氧化钠和/或一种或多种能够通过热分解产生氧化钠的化合物(区块206)，以尽量减少形成的金属铁矿块中的硫。例如，苏打灰、Na2CO3、NaHCO3、NaOH、硼砂、NaF和/或炼铝工业熔渣可以用于以尽量减少金属铁矿块中的硫(例如，在可还原混合物中使用)。
苏打灰在热金属的炉外脱硫中用作脱硫剂。鼓风炉进料材料中的钠在鼓风炉内再循环并聚积，导致操作上的问题并侵蚀熔炉和在线辅助设备。在转底炉中，钠的再循环和累积很少会发生，并因而，在进料材料中可以允许比在鼓风炉中更大量的钠。
图25A-25C显示了向进料混合物加入苏打灰对以2段样式形成于舟皿中的产物的影响，该进料混合物包括5.7％SiO2、磁选精矿、用于金属化的化学计量需要量80％的中等挥发分烟煤和熔渣成分(L0.5)，其在管式炉中在1400℃下于N2-CO气氛中被加热7分钟。图25A对应于组成(L0.5)，图25B对应于组成(L0.5SC1)，而图25C对应于组成(L0.5SC2)。
图26的表显示了Na2CO3和CaF2加入对具有不同含量的石灰添加的铁矿块硫分析的影响，所述铁矿块由包括5.7％SiO2、磁选精矿、用于金属化的化学计量需要量80％的中等挥发分烟煤和熔渣成分(LmCS1或LmFS1)的进料混合物形成。所述进料混合物在管式炉中于N2-CO气氛中在1400℃下被加热7分钟。
加入Na2CO3而没有CaF2降低了铁矿块中的硫，其如CaF2一样有效，或甚至比CaF2更加有效，但微矿块产生的量增加，如图25A-25C所示。当CaF2随同Na2CO3一起使用时，铁矿块中的硫含量甚至进一步降低且微矿块的量保持在约1％的最小量。要注意的另一点是，在熔渣组成(L1)、(L1.5)和(L2)中，CaF2在降低铁矿块熔化温度中的影响比在熔渣组成L和L0.5中更加明显。该分析数据显示，至少在该实施方案中，采用苏打灰比采用增加加入的石灰在减少硫方面更加明显。
图27的表显示了温度对由进料混合物形成的铁矿块分析结果的影响。所述进料混合物包括5.7％SiO2磁选精矿、用于金属化的化学计量需要量80％的中等挥发分烟煤和熔渣成分(L1.5FS1SC1)。所述进料混合物在管式炉中于N2-CO气氛中在指定的温度下被加热7分钟。如图27的表所示，随着温度降低，铁矿块中的硫显著地从在1400℃下0.029％S降低到在1325℃下0.013％S。Na2CO3连同1-2％CaF2的加入不仅使铁矿块中的硫降低至远低于0.05％，而且降低了操作温度和最小化了微矿块的产生。因此，降低加工温度似乎在除了降低能源成本和维护之外还具有降低硫的附加优点。
在上述和各种金属铁还原方法中，例如如同本文背景技术部分中介绍的使用形成的和/或干燥的球，含碳还原剂通常以大于还原铁氧化物所要求理论值的量加入，以促进金属铁的渗碳从而降低熔点。球中含碳还原剂的量因此要求包括还原氧化铁所需要的量加上对金属铁渗碳所需要的量以及与氧化有关的损失量。
在本文所述的许多方法中，还原材料的化学计量量对从预先确定量的可还原载铁材料完成金属化并形成金属铁矿块也是所必需的。例如，在一个或多个实施方案中，可还原混合物可包括预先确定量的可还原载铁材料以及对完成其金属化所必需的约70％-约125％化学计量量的还原材料(例如，含碳还原剂)(例如，其中可还原进料混合物在整个可还原混合物中具有均匀的煤含量，例如当以垛形成时)。
但是，在根据本发明的一个或多个实施方案中，量为完成金属化所需要的化学计量量的该量含碳还原剂的使用可能导致可还原混合物破裂入为极微矿块并产生大量微矿块，如图18-19所示。图18-19显示了化学计算的煤含量对矿块形成的影响，其中使用了包括5.7％SiO2精矿、中等挥发性的烟煤和熔渣组成(A)的进料混合物。所述进料混合物在管式炉中于N2-CO气氛中在1400℃下被加热10分钟。如其中所示，100％水平的含碳还原剂和/或超过化学计量需要量的含碳还原剂的过量加入可能导致极微和微矿块的形成。
图20A-20B也显示了化学计量的煤含量对矿块形成的影响，其中使用了包括5.7％SiO2精矿、次烟煤以及熔渣组成(A)和(L)的进料混合物。所述进料混合物在管式炉中于N2-CO气氛中在1400℃下被加热10分钟。
如图18-20B所示，化学计量量的约70％-约90％的加入使微矿块的形成减到最少。进一步还原和碳化熔融金属所需要的碳将然后来自，例如炉内气氛中的公司和/或来自衬底的含碳炉床材料层44。
可还原混合物中还原材料量的控制基于完成金属化方法(以及本文所述各种添加剂的使用)所必需的化学计量量，其可被用于其它矿块形成方法以及参考图1所述的方法。例如，预先形成的球方法(压紧的或未压紧的，然而另外形成的)，或压紧物的形成(例如，由压力或压缩形成的垛或团块)可使用这样的还原剂控制技术和/或本文所述的添加剂技术。
例如，可使用在合适可还原混合物中采用完成金属化所需要含碳还原剂的70％-90％的压紧物。例如，这样的压紧物可具有适当加入的熔剂和石灰石，和/或可进一步在炉床上包括辅助的还原剂或部分覆盖所述压紧物以有效地提供矿块金属化和尺寸控制。换句话说，本文所述的化学计量控制连同本文提供的组成的变化(例如，添加剂、石灰等等)可被用于压紧物(例如，团块、部分的团块、压紧垛等等)。压紧物的使用可缓解对使用如参考图1所述的矿块间隔材料的任何需要。例如，团块或其它类型压紧物中压力、温度和气体扩散的控制可以提供这样的益处。
但是，如上所述，图18-20A中显示的此类数据由在本文所述的N2-CO气氛中使用管式电炉的热处理产生，且通常没有考虑到天然气燃烧炉中的气氛(例如，线型床式炉，如本文中所述的)。在这样的线型床式炉气氛中，其气氛可包括8-10％二氧化碳和3-4％一氧化碳以及在其最高温度带中的高度湍流气流。该不同于管式电炉和箱式炉，其中所述气氛由组分的引入而控制。因而，在线型床式炉(本文中参考图2D所述的)中进行了各种测试并且也在以下提供。测试及其结果参考图35-41进行了概括。
线型床式炉测试
使用40英尺(12.2m)长，燃烧天然气的线型床式炉进行测试，该线型床式炉包括三个加热区和一个冷却区，正如概括地参考图2D所述的。测试中使用的样品托盘223或托板(如图35A中例举的)由30英寸(762mm)的正方形碳钢框架组成并排有带侧壁的高温纤维板225以装入样品(例如，可还原混合物228和加工完成之后从其中所得的产物)。托盘223由液压驱动的如参考图2D所述的步进梁系统穿过炉传送。图35A中的箭头229表明托板穿过炉运动的方向。
托盘223上的可还原进料混合物228以6段圆丘形状形成以用于实验室箱式炉测试，放置在标记为(1)-(4)的托盘223的四象限的每一个中的-10目(2.00mm)焦炭层上。6×6段象限中的每一个圆丘均具有如下尺寸：基本上1-3/4英寸(44mm)宽乘2英寸(51mm)长并且是11/16英寸(17.5mm)高，并以化学计量量的指定百分比包含中等挥发分烟煤(参见以下的各个测试实施例)，并具有指定的(参见以下的各个测试实施例)熔渣组成。
对于由线型床式炉测试产生的产物重要的两个方面是通过加工形成的金属铁矿块中的硫量和微矿块形成的量。本文中所述的实验室管式和箱式炉测试表明了熔渣组成(L1.5FS1)，而且以化学计量量的80％使用的中等挥发分烟煤最小化了铁矿块中的硫并最小化了微矿块形成。但是，线型床式炉测试揭示，靠近被加工的进料处出人意料地高的CO2含量和高度湍流的炉气在1和2区消耗了大量加入的煤(例如，加入至可还原载铁材料的加入的还原材料，且没有足够的还原剂(例如还原材料)留下以用于在高温区(区3)中渗碳和熔融金属铁。以化学计量量的105-125％的量使用煤对形成完全熔化的金属铁矿块(如通过以下提供的测试14和17所示)是必要的。
在线型床式炉测试14中，使用了具有以6段圆丘排列的不同进料混合物的托板，如图35A中概括显示的。进料混合物包括在象限中的中等挥发分烟煤，其表明了化学计量量的百分比和熔渣组成(L1.5FS1)，放置在-10目(2.00mm)焦炭层上。该象限表明的百分比是：象限(1)110％煤；象限(2)115％煤；象限(3)120％煤和象限(4)125％煤。
在线型床式炉测试17中，使用了在6段圆丘中具有不同进料混合物排列的托板，如图35A中概括显示的。进料混合物包括在象限中的中等挥发分烟煤，其表明了化学计量量的百分比以及熔渣组成(L1.5FS2)和(L1.5FS3)，放置在-10目(2.00mm)焦炭层上。该象限表明的百分比是：象限(1)115％煤、2％萤石；象限(2)110％煤、2％萤石；象限(3)105％煤、2％萤石；象限(4)115％煤、3％萤石。
使用化学计量量105％-125％的煤添加和熔渣组成(L1.5FS1-3)在测试14和17中形成铁矿块。图35B显示了来自测试17所得的产物。典型的气体组成显示，当O2低时，CO2为大约10％且CO逐渐地从2％增加到4％。这样的数据提供于图36，其显示了对于测试17，为线型床式炉中各区提供的炉气连同此类区的温度的分析结果。在测试14期间于各区中使用相同的温度。
表示为CO+CO2百分比的CO浓度绘制在如图37所示的氧化铁还原和碳溶液(carbon solution)(Boudouard)平衡浓度图中。区1(1750°F(954℃))中的CO浓度处于Fe3O4的稳定区中，而区2(2100°F(1149℃))和区3(2600°F(1427℃))中的那些处于FeO稳定区的低范围中。所有点均远低于碳溶液反应，证实了加入的煤在线型床式炉中迅速遗失的观点。线型床式炉的气体取样口位于托板表面以上约8英寸(203mm)处的炉壁上。由于炉气的高湍流，4％的CO浓度将表示充分混合的值。图37中2600°F(1427℃)处的箭头表明区3中的CO随时间增加。
线型床式炉测试14和17的铁矿块和熔渣的分析结果在图38中给出，连同对于另一测试15的此类结果。在线型床式炉测试15中，使用了进料混合物以圆丘排列的托板，如图35A中概括显示的。测试15的进料混合物包括在化学计量量的115％和110％的中等挥发分烟煤以及熔渣组成(L1.5FS1)，放置在-10目(2.00mm)焦炭层上。
如图38所示，铁矿块中的硫为0.152-0.266％，或者几倍到甚至高于在实验室管式和箱式炉中以相同的进料混合物形成的铁矿块中的硫(如先前参考图24所示和所述的)的巨大数量级。分析熔渣以证实它们的确富含石灰。尽管CaO/SiO2比率为1.48-1.71，但是注意到熔渣富含6.0-6.7％的FeO。在相同熔渣组成下，实验室管式和箱式炉中熔渣的FeO分析发现FeO少于1％。线型床式炉中高的CO2和高度湍流的炉气(例如，由使用燃气喷嘴产生)引起高FeO渣的形成，其通过干扰脱硫明显造成铁矿块中更高的硫。使用升高百分比的煤以及使用高硫焦炭(0.65％S)作为底料层(与实验室测试中低硫的焦炭(0.40％S)相比较)也可能促进了铁矿块中的高硫。
在图39中，显示了线型床式炉测试14、15和17，连同附加测试21和22的铁矿块和熔渣的分析结果。总结了对于这些测试的铁矿块和铁中的碳和硫，熔渣中的FeO和硫。在线型床式炉测试21和22中，使用了具有以6段圆丘排列的不同进料混合物的托板，如图35A中概括显示的。进料混合物包括化学计量量的指定百分比的中等挥发分烟煤(如图39所示)和指定的熔渣组成(如图39所示)，放置在-10目(2.00mm)焦炭层上。在测试21和22中，区3中的温度设置为更高25°F(14℃)，为2625°F(1441℃)。
如图39所示，熔渣中的FeO在萤石加入增加到2％时减半，并伴随着铁矿块中硫的减少。考虑到具有2％萤石加入的测试17的结果，较低的FeO可能是2625°F(1441℃)这一更高温度的结果。
图40是显示对于测试16-22，区3中温度对CO浓度的影响的表。测试14-15、17和21-22中使用的进料混合物已经在先前进行了解释。在线型床式炉测试16中，使用的托板具有如下进料混合物排列：31/2英寸(89mm)宽乘5英寸长(127mm)(以及11/16英寸(17.5mm)高)的梯形垛。测试15的进料混合物包括在化学计量量的100％-115％的中等挥发分烟煤以及熔渣组成(L1.5FS1)，放置在-10目(2.00mm)焦炭层上。在线型床式炉测试18中，进料混合物包括在化学计量量的100％和115％的中等挥发分烟煤以及熔渣组成(L1.5FS0.5)，放置在-10目(2.00mm)焦炭层上。在线型床式炉测试19中，进料混合物包括在化学计量量的115％和120％的中等挥发分烟煤以及熔渣组成(L1.5FS1)，放置在-10目(2.00mm)焦炭层上。在线型床式炉测试20中，进料混合物包括在化学计量量的115％和120％的中等挥发分烟煤以及熔渣组成(L1.5FS1)，放置在-10目(2.00mm)焦炭层上。
如图40所示，在2600°F(1427℃)和2625°F(1441℃)下，CO浓度存在差异。最初的数字是在炉温度恢复到2600°F(1427℃)时的读数。CO浓度随时间渐近增加并在测试的结尾接近最终的数字。明显的是，在2600°F(1427℃)下，最初的和最终的数字均比在2625°F(1441℃)下高。随着温度增加25°F(14℃)，燃烧器放出更多燃烧气体以保持温度并由此通过碳溶液反应稀释产生的CO，因此阻碍金属铁的渗碳。事实上，2625°F(1441℃)下的产物似乎比在2600°F(1427℃)下形成较少完全熔化的铁矿块。因此，抑制炉气的运动可能是必要的。
线型床式炉测试中微矿块的量也大，例如，在10到15％范围内，如图41中所概括。图41的表显示了萤石含量和煤加入以及温度的影响。不存在与微矿块形成有关的重要参数。在实验室管式和箱式炉测试中，熔渣组成(L1.5FS0.5～4)的微矿块的量少于几个百分比，如参考图23所示和所述的。高的CO2和高度湍流的炉气可能需要使用超过化学计量量的煤，且接近焦炭底料层的进料混合物中的煤可能在加工期间持续很高，因此引起大量微矿块形成。
鉴于上述，在本发明的一个实施方案中，在靠近底料层处，使用的进料混合物具有低于化学计量量的煤，以最小化微矿块形成，其上由包含超过化学计量量的煤的进料混合物覆盖，以允许碳溶液反应引起的损失。换句话说，化学计量量的还原材料(例如煤)对从预先确定量的可还原载铁材料完成金属化且形成金属铁矿块是必要的，该还原材料(例如，煤)和载铁材料为根据本文所述的一种或多种实施方案的加工提供可还原进料混合物。对于具有低于化学计量量的含碳材料的某些应用，不能使用底料层，或者底料层不能包含任何含碳材料。
根据本发明的一个实施方案可包括使用可还原进料混合物，该可还原进料混合物包括在炉床材料层上的可还原混合物的第一层，其具有预先确定量的可还原载铁材料，但该量仅仅为完成还原材料金属化所必需的化学计量量的约70％-约90％，以便减少可能形成的微矿块(例如建议在加工完成时使用箱式和管式炉)。预先确定量的可还原载铁材料可在可还原载铁材料位于底料层上时动态地确定和变化。随后，可使用可还原混合物的一个或多个附加层，其包括预先确定量的可还原载铁材料并且处于对完成还原材料金属化所必需化学计量量的约105％-约140％之间。照此，可还原进料混合物将包括多层具有不同化学计量量的还原材的料混合物(例如，从离开底料层起，化学计量百分比增加)。
如以上讨论的，在某些炉中(例如，具有高的CO2和高度湍流的气氛的燃烧天然气的炉)，进料混合物(例如本文所述的那些可还原混合物)中加入的含碳材料(例如煤)通过在炉的某些区(例如，预热和还原区)中的碳溶液(Boudouard)反应而损失。为了弥补损失，加入超过完成其金属化所必需化学计量量的还原材料(例如，含碳材料)可能是必要的。但是，此外如此处所述的，超过化学计量量的还原材料(例如煤)的这种加入量可能导致大量微矿块的形成。这样的微矿块形成看起来与接近底料层的区域中还原材料的量(其在加工期间持续很高)有关。
如此处指出的，一定程度上低于化学计量量的还原材料加入量最小化了这种微矿块的形成。因而，此处描述的靠近底料层的进料混合物(例如，可还原混合物)具有低于化学计量量的还原材料(例如，煤)，且该进料混合物上覆盖的可还原混合物包含超过完成金属化所必需化学计量量的还原材料，以最小化微矿块形成。进一步地，加工期间通过碳溶液反应产生的所加入还原材料(例如，煤)的损失可通过以多种方式压缩可还原混合物(例如，形成来自可还原混合物的压紧物或者团块)而尽量降低。图11A-11F显示了通过压缩形成进料混合物(例如可还原混合物)的各种方式，同时还引入了在接近底料层的区域中使用低于化学计量量的还原材料这一思想。例如，这样形成的可还原混合物可包括此处所述的任何组成，或者可包括满足如下要求的其它进料混合物组成：至少一部分材料低于化学计量，且至少一部分材料包括的还原材料量超过完成可还原混合物的金属化所必需化学计量量的还原材料的量。
图11A-11B显示了可还原混合物的预先形成的多层干球280，以用于金属铁矿块方法的一个或多个实施方案。图11A显示了可还原混合物的多层球280的平面图，以及图11B显示了所述多层球280的横截面。如图11B所示，所述球280包括可还原物质的多个层284-285。尽管仅显示了两个层，然而多于两个层也是可能的。球280的层284由具有低于化学计量量的还原材料(例如，完成金属化所必需的化学计量量的70％-90％)的可还原混合物形成，而球280层285(例如，球280的内部)由包含超过完成金属化所必需化学计量量(例如，大于100％，例如大于100％但低于大约140％)的还原材料的可还原混合物形成。随着球280以这样的方式形成，在接近炉床层处使用具有低于化学计量量的还原材料(例如，煤)的进料混合物得到了实现，同时保持了足够的还原材料以实现完全的金属化。人们将意识到，可以在室温或低温(例如，室温至300℃)下形成球280而无需压缩或压力，但伴随着粘合剂的利用。
在一个实施方案中，制备了具有3/4英寸(19.0mm)或更低直径的两层球。对于3/4英寸(19.0mm)或更低直径的球，例如，具有例如1/16英寸(1.5mm)厚度的外层总计达外层中球总重量的大约40％或更多，而1/8英寸(3.2mm)的厚度总计达总重量的大约60％或更多。因而，通过该量的具有低于化学计量量的还原材料(例如，完成金属化所必需的化学计量量的70％-90％)的外层，与例如使用包括多个层的垛时相比较，中心核心(即，内部)将需要略微更高的还原材料(例如，煤)含量(例如中心核心可能需要高于完成金属化所必需的化学计量量的125％)。在一个实施方案中，球的内部由包含超过完成金属化所必需的化学计量量的105％但低于大约140％的还原材料的可还原混合物形成。
图11C-11D显示了形成工具286-287以用来提供用于金属铁矿块方法的一个或多个方案的可还原混合物的压紧物(例如，团块)的示例性方案。形成了具有两个相对平坦表面的团块。如图11C所示，所述团块包括三个层290-292。两个外侧(或顶和底层)291、292由具有低于化学计量量的还原材料(例如，完成金属化所必需的化学计量量的70％-90％)的可还原混合物形成，而中间层290(例如，内部层)由包含超过完成金属化所必需化学计量量(例如，大于100％，例如大于100％但低于大约140％)的还原材料的可还原混合物形成。随着团块以这样的方式形成，包括具有低于化学计量量的还原材料(例如，煤)的进料混合物的表面(例如，外侧层)将接近炉床层，以最小化微矿块形成。人们将意识到，可以经由元件287在室温或低温(例如，室温至300℃)通过施加压力形成团块。
图11D显示了可以形成的两层团块的形成。该团块包括层293-294。其中一个层293由具有低于化学计量量的还原材料(例如，完成金属化所必需的化学计量量的70％-90％)的可还原混合物形成，而另一个层294(例如，内部层)由包含超过完成金属化所必需化学计量量(例如，大于100％，例如大于100％但低于大约140％)的还原材料的可还原混合物形成。随着团块以这样的方式形成，通过适当的负载到炉床上，包括具有低于化学计量量的还原材料(例如，煤)的进料混合物的层可以定位至接近炉床层，以最小化微矿块形成。
图11E-11F显示了用于提供在金属铁矿块方法的一个或多个实施方案中使用的可还原材料的压紧物(例如，圆丘形状的混合物和圆丘形状的团块)的形成设备288和289的示例性实施方案。如图11E所示，圆丘形状的压紧物300包括由层295-296形成的部分。层296之一由带有低于化学计量量的还原材料的可还原混合物形成(例如，完成金属化所必需化学计量量的70％-90％)，而另一层295由包含超过完成金属化所必需化学计量量的还原材料的可还原混合物形成(例如大于100％，例如大于100％但低于大约140％)。随着圆丘形状的压紧物300以这样的方式形成，包括具有低于化学计量量的还原材料(例如，煤)的进料混合物的层定位至接近炉床层281，以最小化微矿块形成。显示作为形成压紧物300的设备288可以类似于参考图10A所述的。进一步地，在一个实施方案中，压紧物302通过在炉的预热区(例如700℃-1000℃)原位压缩而形成。
如图11F所示，圆丘形状的压紧物302包括由三个层297-299形成的部分(例如，在室温下形成的团块)。外部两层(或者说顶层和底层)297、299由带有低于化学计量量的还原材料的可还原混合物形成(例如，完成金属化所必需化学计量量的70％-90％)，而中间层298由包含超过完成金属化所必需化学计量量的还原材料的可还原混合物形成(例如大于100％，例如大于100％但低于大约140％)。随着压紧物以这样的方式形成，包括具有低于化学计量量的还原材料(例如，煤)的进料混合物的表面(例如，外层)将定位至接近炉床层281，以最小化微矿块形成。在一个实施方案中，显示为用于形成压紧物302的设备289的每一部分可以类似于参考图10A所述的。
在一个实施方案中，压紧物302使用例如图11C-11D所示的压机形成，但具有不同形状的模具表面。例如，在一个实施方案中，如图11E所示的压紧物通过高温(例如，700℃-1000℃)可还原混合物形成。某些类型的还原材料(例如，煤)可能在一些温度下软化并起到粘合剂的作用，或一部分低熔点添加剂的使用可能有助于发展更低透过性的压紧物。例如，可以使用以下低熔点添加剂中的一种或多种：硼砂(熔点741℃)；碳酸钠(熔点851℃)；二硅酸钠(熔点874℃)；氟化钠(熔点980-997℃)：以及氢氧化钠(熔点318.4℃)。
人们将意识到，可以使用各种形状的压紧物同时仍然保持具有如下进料混合物的益处：该进料混合物带有低于化学计量量的还原材料(例如，煤)接近炉床层以最小化微矿块形成。本文所述的构造提供来仅供说明之用。
进一步参考图1，提供了可还原混合物的层，如概括地由区块18所示，其可以以一种或多种不同的方式(例如，与铁矿石混合的粉煤)提供。如图28所示，可还原混合物可以根据微团形成方法通过形成微团(区块252)而提供。在根据本发明着至少一个实施方案中，所述可还原混合物为可还原微团的层。进一步地，在至少一个实施方案中，可还原微团的层的至少50％包括平均尺寸为大约2毫米或更低的微团。
所述微团通过提供可还原载铁材料(例如，氧化铁材料，例如铁矿石)(区块260)并借助于还原材料(区块256)而形成(区块252)。任选地，一种或多种添加剂(区块250)可以另外与可还原载铁材料以及如此处所述的对于其它实施方案的还原材料(例如，石灰、苏打灰、萤石等等)混合。然后在微团的形成中加入水(区块254)。例如，在一个实施方案中，混合器(例如，如同商业的厨房立式(stand)混合器)可以用来混合所有组分直至它们形成为小的微团结构。
在气体燃烧炉中直接进料细小的干燥颗粒，例如铁燧岩精矿和粉煤，将导致大量颗粒作为粉尘由炉气的移动吹出。因此，进料混合物的微团是合意的。例如，通过水的优化加入直接混合铁燧岩精矿的湿滤饼和干磨的煤可由适当的混合技术(例如Pekay混合器、浆式混合器或螺条混合器)产生微团。作为不同含量湿气的涵数的微团的典型粒度分布显示于图29。
微团进料至炉床表面具有若干优点。微团可以被进料到炉床表面而不会破裂，具有最小限度的粉尘损失，并且均匀地遍布炉床表面。然后，微团一旦放置在炉床上，其可以压缩为如此处所述的垛形状的结构(例如，锥体形状、圆垛、圆丘状的结构等等)。
图30的表显示了作为尺寸和空气速度函数的微团的末端速度，该速度通过假定微团的表观密度为2.8且气温为1371℃(2500°F)而计算。末端速度低于空气速度的颗粒尺寸将作为气体燃烧炉中的粉尘吹出。为了防止粉尘损失，至少一个实施方案中，合意的是可还原微团的层的至少50％包括平均尺寸为大约2毫米或更低的微团。参照图29，指出在这种情况下，微团应该形成为具有大约12％水分以实现微团的这种分布。
用来为微团提供所需性能的水分含量将取决于多种因素。例如，微团的水分含量将至少取决于进料混合物的细度(或粗度)和吸水性能。依靠进料混合物的这种细度，水分含量可以为大约10％-大约20％。
图31显示，与在相同条件下得自干燥粉末进料混合物的产品相比较，完全熔化的铁矿块由微团进料形成，但对微矿块的产生没有多少影响。微团进料由5.7％SiO2磁选精矿、用于金属化的化学计量需要量80％的中等挥发分烟煤和熔渣组成(A)制造。对于微团进料，水分含量是大约12％。相同的进料混合物用于干式进料(但没有加入水分)。所得产品在管式炉中，在1400℃下于N2-CO气氛中加热7分钟以2段样式在舟皿中形成。
图31A显示了使用干式进料可还原混合物的结果，图31B显示了微团进料混合物的结果。如其中所示，对于干式进料混合物和微团进料两者来说，均没有显著的额外微矿块形成并且形成的金属铁矿块基本上是相同的。但是，通过使用微团，提供了粉尘控制。
可以使用微团的任何类型分层。例如，可以通过在炉床材料层上提供第一层可还原微团来提供所述可还原微团。随后，可以在第一层上提供可还原微团的一个或多个附加层。至少一个所提供的附加层的可还原微团的平均尺寸相对于先前所提供微团的尺寸来说可以不同。例如，所述尺寸可以比先前所提供层更大或更小。在一个实施方案中，在底部带有粗的团并且尺寸朝向顶部降低的层状微团进料可最小化铁矿石/煤混合物与衬垫的炉床(heath)材料层(例如粉碎的焦炭层)的混合，由此最小化微矿块的产生。
具有不同化学计量量的还原材料的可还原进料混合物层的使用可有利地与如此处所述微团(例如，化学计量百分比随着离开炉床层而增加)的使用结合使用。例如，较大尺寸的微团(例如，粗的团)以及较低化学计量百分比的还原材料可用于与炉床层相邻的材料。具有更高化学计量百分比以及降低尺寸微团(例如，更细的团)的附加层可随后提供给在炉床层上提供的粗的且较低百分比的微团。
本文中引用的所有专利、专利文件和参考文献均以其整体并入，恰如其中每一个均被单独地并入。本发明已经参考说明性实施方案进行了描述而并不意味着以限制性的意义解释。如先前所述的，本领域技术人员将意识到，其它多种说明性的应用可使用如此处所述的技术以利用在此产生的颗粒的有益特性。所述说明性实施方案的多种修改，以及本发明其它实施方案通过参考本说明书对所属技术领域的专业人员来说将是显而易见的。

Claims (13)

1.一种用于生产金属铁矿块的方法，包括以下步骤：
提供包括耐火材料的炉床；
在所述耐火材料上提供炉床材料层，该炉床材料层至少包括含碳材料；
在所述炉床材料层的至少一部分上提供可还原混合物的层，该可还原混合物的至少一部分至少包括还原材料和可还原载铁材料；
形成多个通道开口，该通道开口至少部分延伸进入所述可还原混合物的层以限定出多个形成矿块的可还原材料区域；
热处理可还原混合物的层以在所述多个形成矿块的可还原材料区域的一个或多个中形成一个或多个熔化的金属铁矿块，其特征在于：
所述多个通道开口延伸进入可还原混合物的层至通道深度，且所述通道深度的至少四分之一由矿块分离填充材料填充，该矿块分离填充材料至少包括含碳材料；以及
所述可还原混合物具有大于0.64cm（0.25英寸）且小于5.08cm（2.0英寸）的厚度。
2.权利要求1的方法，其中所述热处理可还原混合物的层的步骤在所述多个形成矿块的可还原材料区域的一个或多个中形成单一金属铁矿块。
3.权利要求1的方法，其中热处理可还原混合物的层的步骤包括在低于1450℃的温度下处理所述可还原混合物的层。
4.权利要求1的方法，其中热处理可还原混合物的层的步骤包括在低于1400℃的温度下处理所述可还原混合物的层。
5.权利要求1的方法，其中热处理可还原混合物的层的步骤包括在低于1375℃的温度下处理所述可还原混合物的层。
6.权利要求1的方法，其中热处理可还原混合物的层的步骤包括在低于1350℃的温度下处理所述可还原混合物的层。
7.权利要求1-6中任一项所述的方法，其中形成矿块的可还原材料区域具有低于2.4的密度。
8.权利要求1-6中任一项所述的方法，其中形成矿块的可还原材料区域具有1.4-2.2的密度。
9.权利要求1-6中任一项所述的方法，其中多个形成矿块的可还原材料区域各自包括含有至少一个弯曲或倾斜部分的可还原混合物的垛。
10.权利要求1-6中任一项所述的方法，其中在炉床材料层上提供可还原混合物的层的步骤包括提供压紧物的层，和形成多个通道开口的步骤包括用通道限定工具形成多个通道开口。
11.权利要求1-6中任一项所述的方法，其中所述多个通道开口延伸进入可还原混合物的层至通道深度，且低于四分之三的通道深度由矿块分离填充材料填充。
12.权利要求1-6中任一项所述的方法，其中所述一个或多个形成的金属铁矿块中的每一个具有最大横截面，且一个或多个金属铁矿块具有大于6.4mm（0.25英寸）并且低于102mm（4.0英寸）的跨越该最大横截面的最大长度。
13.权利要求12的方法，其中一个或多个金属铁矿块具有大于12.7mm（0.5英寸）并且低于38mm（1.5英寸）的跨越最大横截面的最大长度。
CN200580047838.5A 2004-12-07 2005-12-07 用于生产金属铁矿块的方法和系统 Expired - Fee Related CN101133169B (zh)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US63388604P 2004-12-07 2004-12-07
US60/633,886 2004-12-07
PCT/IB2005/054110 WO2006061790A1 (en) 2004-12-07 2005-12-07 Method and system for producing metallic iron nuggets

Related Child Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201410216361.XA Division CN104099439A (zh) 2004-12-07 2005-12-07 用于生产金属铁矿块的系统

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN101133169A CN101133169A (zh) 2008-02-27
CN101133169B true CN101133169B (zh) 2014-06-25

Family

ID=35999550

Family Applications (3)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN200580047838.5A Expired - Fee Related CN101133169B (zh) 2004-12-07 2005-12-07 用于生产金属铁矿块的方法和系统
CN2005800478667A Expired - Fee Related CN101151380B (zh) 2004-12-07 2005-12-07 用于生产金属铁矿块的方法和系统
CN201410216361.XA Pending CN104099439A (zh) 2004-12-07 2005-12-07 用于生产金属铁矿块的系统

Family Applications After (2)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN2005800478667A Expired - Fee Related CN101151380B (zh) 2004-12-07 2005-12-07 用于生产金属铁矿块的方法和系统
CN201410216361.XA Pending CN104099439A (zh) 2004-12-07 2005-12-07 用于生产金属铁矿块的系统

Country Status (10)

Country Link
US (5) US7641712B2 (zh)
EP (2) EP1844168B1 (zh)
JP (3) JP5388450B2 (zh)
CN (3) CN101133169B (zh)
AU (3) AU2005312999B2 (zh)
BR (2) BRPI0515812B1 (zh)
CA (2) CA2590267C (zh)
MX (2) MX2007006785A (zh)
TW (1) TWI411686B (zh)
WO (3) WO2006061787A1 (zh)

Families Citing this family (33)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US7413592B2 (en) * 2004-03-31 2008-08-19 Nu-Iron Technology, Llc Linear hearth furnace system and methods regarding same
TWI411686B (zh) * 2004-12-07 2013-10-11 Nu Iron Technology Llc 製造金屬鐵塊之方法及系統
US8470068B2 (en) * 2004-12-07 2013-06-25 Nu-Iron Technology, Llc Method and system for producing metallic iron nuggets
CA2658897C (en) * 2006-07-26 2016-04-12 Nu-Iron Technology, Llc Method and system for producing metallic iron nuggets
US8021460B2 (en) * 2006-07-26 2011-09-20 Nu-Iron Technology, Llc System and method for producing metallic iron nodules
AU2008343167B2 (en) 2007-12-19 2013-07-11 Nu-Iron Technology, Llc System and method for producing metallic iron
AU2009215703B2 (en) * 2008-01-30 2014-07-17 Nu-Iron Technology, Llc Method and system for producing metallic iron nuggets
JP5366069B2 (ja) * 2008-03-26 2013-12-11 パウダーテック株式会社 フェライト粒子及びその製造方法
AU2009201322B2 (en) 2008-04-03 2014-10-30 Nu-Iron Technology, Llc System and method for producing metallic iron
BRPI1007071A2 (pt) * 2009-01-22 2016-02-10 Nu Iron Technology Llc método para recuperar ferro metálico a partir de resíduo metalúrgico que contém ferro em siderurgia
WO2011001282A2 (en) 2009-06-29 2011-01-06 Bairong Li Metal reduction processes, metallurgical processes and products and apparatus
JP2011042870A (ja) * 2009-07-21 2011-03-03 Kobe Steel Ltd アルカリ含有製鉄ダストを原料とする還元鉄の製造装置および製造方法
JP5498137B2 (ja) * 2009-11-30 2014-05-21 株式会社神戸製鋼所 回転炉床炉
US8545593B2 (en) * 2010-01-23 2013-10-01 Cardero Resource Corporation Direct processing of metallic ore concentrates into ferroalloys
CN102206516A (zh) * 2010-03-29 2011-10-05 通用电气公司 耐火墙及气化装置和方法
JP2012007225A (ja) * 2010-06-28 2012-01-12 Kobe Steel Ltd 粒状金属鉄を用いた溶鋼製造方法
US8287621B2 (en) * 2010-12-22 2012-10-16 Nu-Iron Technology, Llc Use of bimodal carbon distribution in compacts for producing metallic iron nodules
CN102061346A (zh) * 2011-01-14 2011-05-18 攀钢集团钢铁钒钛股份有限公司 改善钒钛高炉渣冶金性能的方法
JP5671426B2 (ja) * 2011-08-03 2015-02-18 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の製造方法
EP2573058B1 (de) 2011-09-21 2016-12-21 Rheinkalk GmbH Granulat enthaltend agglomeriertes Schüttgut
WO2014021473A1 (ja) * 2012-08-03 2014-02-06 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製造方法
JP2014043645A (ja) * 2012-08-03 2014-03-13 Kobe Steel Ltd 金属鉄の製造方法
CN102925612A (zh) * 2012-10-31 2013-02-13 长沙矿冶研究院有限责任公司 利用隧道窑还原焙烧从硫酸渣中提取海绵铁的方法
JP2014167150A (ja) * 2013-02-28 2014-09-11 Kobe Steel Ltd 還元鉄塊成物の製造方法
CN105936951B (zh) * 2016-06-23 2018-07-13 江苏省冶金设计院有限公司 处理高磷铁矿的系统和方法
JP6511027B2 (ja) 2016-09-27 2019-05-08 矢崎総業株式会社 レバー式コネクタ
CN107354257A (zh) * 2017-07-10 2017-11-17 中冶南方工程技术有限公司 一种金属铁的生产方法
CN108642273B (zh) * 2018-05-15 2019-08-27 鞍钢股份有限公司 一种转炉渣改质用的铁碳硅双层复合球团及其制备方法
CN110814850B (zh) * 2019-12-19 2021-06-25 淮安展德光电科技有限公司 一种车床加工屑处理装置
CN113073166A (zh) * 2021-03-30 2021-07-06 山东海岱泉岳环境科技有限公司 一种高铁赤泥的处理方法及其高温气化熔融炉
CN113564353B (zh) * 2021-08-07 2023-03-03 湘潭炜达机电制造有限公司 一种铁矿粉造块方法及挤出成型模具
CN114235734B (zh) * 2021-10-25 2023-03-24 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 一种测定硫铁矿中高硫含量的方法
CN114875206B (zh) * 2022-04-11 2023-09-19 辽宁石源科技有限公司 一种红土镍矿冶炼含铬高磷金属液的去磷保铬二重工艺

Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1339686A (zh) * 2000-08-07 2002-03-13 川崎制铁株式会社 向移动型炉床炉装入原料等的方法及其装置
CN1365396A (zh) * 2000-04-10 2002-08-21 株式会社神户制钢所 生产还原铁的方法

Family Cites Families (91)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1848710A (en) * 1932-03-08 Metal sponge
US768551A (en) 1903-06-16 1904-08-23 Jose Baxeres De Alzugaray Manufacture of iron and steel and their alloys.
US2072072A (en) 1933-09-01 1937-02-23 Reading Iron Company Iron metallurgy
US2711952A (en) 1951-07-30 1955-06-28 Illinois Clay Products Co Production of iron briquettes by reduction of iron oxide
FR1345641A (fr) 1962-10-16 1963-12-13 Electro Chimie Soc D Procédé et dispositif pour la réduction des minerais de fer
GB1138695A (en) 1965-07-20 1969-01-01 Strategic Patents Ltd Process for the treatment of finely divided metalliferous material
US3443931A (en) 1965-09-10 1969-05-13 Midland Ross Corp Process for making metallized pellets from iron oxide containing material
US3802865A (en) 1969-08-29 1974-04-09 Nippon Kokan Kk Self soluble slag forming agents for use in steel making
US3751241A (en) 1970-12-28 1973-08-07 Bethlehem Steel Corp Method for producing weather-resistant superfluxed metallized pellets from iron-bearing fines and a superfluxed metallized pellet produced thereby
US3807986A (en) 1971-06-09 1974-04-30 Lukens Steel Co Combination iron and iron oxide briquette and method of using
US3953196A (en) 1974-04-05 1976-04-27 Obenchain Richard F Process for the direct reduction of metal oxides
US3910786A (en) 1974-04-09 1975-10-07 Univ Minnesota High temperature direct reduction process for iron ore agglomerates
DK132900C (da) * 1974-06-12 1976-07-26 Bergsoe & Son As P Fremgangsmade og apparat til behandling af blyholdigt flugtstov
JPS52119403A (en) 1976-03-03 1977-10-06 Kobe Steel Ltd Sintered pellets of iron ore and its production method
US4160663A (en) 1978-02-21 1979-07-10 Jack Hsieh Method for the direct reduction of iron ore
US4239530A (en) 1979-01-10 1980-12-16 Board Of Control Of Michigan Technological University Process for producing metallized iron pellets
JPS604891B2 (ja) 1979-10-09 1985-02-07 株式会社神戸製鋼所 粗粒鉱石含有ペレツト
US4528029A (en) * 1980-07-21 1985-07-09 Board Of Control Of Michigan Technological University Self-reducing iron oxide agglomerates
CA1158442A (en) 1980-07-21 1983-12-13 Mehmet A. Goksel Self-reducing iron oxide agglomerates
US4612718A (en) * 1983-02-28 1986-09-23 Graham Field, Inc. Hospital identification bands
MX162727A (es) 1984-03-15 1991-06-20 Hylsa Sa Metodo y aparato mejorados para producir hierro con una estrutura parecida a esponja a partir de particulas de oxido de hierro
US4676741A (en) 1986-10-22 1987-06-30 The International Metals Reclamation Company, Inc. Radiantly heated furnace
US4874428A (en) * 1988-09-12 1989-10-17 Armco Inc. Fluidizing a lime-silica slag
US5186741A (en) 1991-04-12 1993-02-16 Zia Patent Company Direct reduction process in a rotary hearth furnace
US5358550A (en) * 1992-10-26 1994-10-25 Rossborough Manufacturing Company Desulfurization agent
BE1008397A6 (fr) * 1994-07-13 1996-05-07 Centre Rech Metallurgique Procede pour fabriquer une eponge de fer a basse teneur en soufre.
DE4434847A1 (de) 1994-09-29 1996-04-04 Bayer Ag Verfahren zur Herstellung von Alkylhydrazinsalzen
US5730775A (en) 1994-12-16 1998-03-24 Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch Method for rapid reduction of iron oxide in a rotary hearth furnace
AUPN461695A0 (en) * 1995-08-07 1995-08-31 Technological Resources Pty Limited A process for reducing iron oxides
DE19543074C2 (de) 1995-11-13 1999-07-15 Mannesmann Ag Direktreduktionsverfahren und Einrichtung zur Durchführung des Verfahrens
BE1010261A3 (fr) * 1996-03-07 1998-04-07 Centre Rech Metallurgique Dispositif pour deposer en continu sur un support mobile au moins deux matieres fines en couches superposees alternees.
US6506231B2 (en) 1996-03-15 2003-01-14 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method and apparatus for making metallic iron
AR006206A1 (es) * 1996-03-15 1999-08-11 Kobe Seiko Sho Conocida Tambien Como Kobe Steel Ltd Kk Método para fabricar hierro metalico, dispositivo para su fabricación y conglomerado reducido obtenido por dicho método y mediante dicho dispositivo
US5873924A (en) * 1997-04-07 1999-02-23 Reactive Metals & Alloys Corporation Desulfurizing mix and method for desulfurizing molten iron
AU7215298A (en) * 1997-04-11 1998-11-11 Paul Wurth S.A. Device for charging a rotary furnace
US5927411A (en) 1997-04-16 1999-07-27 Kennametal Inc. Connector with variable resistance retention member
US5972066A (en) 1997-04-22 1999-10-26 Iron Dynamics, Inc. Mixed bed iron reduction process
JP3873367B2 (ja) * 1997-04-30 2007-01-24 Ｊｆｅスチール株式会社 移動型炉床炉の操業方法
AU8143398A (en) 1997-06-20 1999-01-04 Iron Dynamics, Inc. Low sulfur iron reduction process using a rotary hearth furnace
JPH1161215A (ja) * 1997-08-19 1999-03-05 Sumitomo Metal Ind Ltd 還元鉄製造原料の成形・装入装置および方法
US6149709A (en) 1997-09-01 2000-11-21 Kabushiki Kaisha Kobe Seiko Sho Method of making iron and steel
JP3480266B2 (ja) 1997-09-30 2003-12-15 Ｊｆｅスチール株式会社 移動型炉床炉の操業方法
EP0969105B1 (en) 1997-09-30 2007-08-15 JFE Steel Corporation Method of operating a movable hearth furnace for reducing oxides
JP3482838B2 (ja) 1997-09-30 2004-01-06 Ｊｆｅスチール株式会社 移動型炉床炉の操業方法
JP3845978B2 (ja) 1997-09-30 2006-11-15 Ｊｆｅスチール株式会社 回転炉床炉の操業方法および回転炉床炉
JP4159634B2 (ja) 1997-10-23 2008-10-01 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法および装置
CA2251339A1 (en) * 1997-10-30 1999-04-30 Hidetoshi Tanaka Method of producing iron oxide pellets
US6592648B2 (en) 1997-11-17 2003-07-15 Mcmaster University Reduction of iron ore in ore/coal mixtures
TW495552B (en) * 1997-12-18 2002-07-21 Kobe Steel Ltd Method of producing reduced iron pellets
CA2315031A1 (en) * 1997-12-26 1999-07-08 Nkk Corporation Refining method of molten iron and smelting reduction method for producing molten iron
EP0952230A1 (en) 1998-03-24 1999-10-27 KABUSHIKI KAISHA KOBE SEIKO SHO also known as Kobe Steel Ltd. Method of producing reduced iron agglomerates
US6120577A (en) * 1998-03-25 2000-09-19 Ltv Steel Company, Inc. Treatment of steel mill waste metal oxides
JP2997459B1 (ja) 1998-11-04 2000-01-11 株式会社神戸製鋼所 還元鉄塊成物の製造方法
JP3817969B2 (ja) 1998-05-27 2006-09-06 Ｊｆｅスチール株式会社 還元金属の製造方法
JP4069493B2 (ja) 1998-05-27 2008-04-02 Ｊｆｅスチール株式会社 還元鉄の製造方法
US6582491B2 (en) * 1998-10-30 2003-06-24 Midrex International, B.V. Rotterdam, Zurich Branch Method for producing molten iron in duplex furnaces
US6413295B2 (en) 1998-11-12 2002-07-02 Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch Iron production method of operation in a rotary hearth furnace and improved furnace apparatus
JP3004265B1 (ja) * 1998-11-24 2000-01-31 株式会社神戸製鋼所 炭材内装ペレット及び還元鉄製造方法
US6146411A (en) * 1998-12-24 2000-11-14 Alsius Corporation Cooling system for indwelling heat exchange catheter
JP3404309B2 (ja) 1999-01-18 2003-05-06 株式会社神戸製鋼所 還元鉄塊成物の製造方法および製造装置
JP3009661B1 (ja) 1999-01-20 2000-02-14 株式会社神戸製鋼所 還元鉄ペレットの製造方法
US6126718A (en) 1999-02-03 2000-10-03 Kawasaki Steel Corporation Method of producing a reduced metal, and traveling hearth furnace for producing same
US6224820B1 (en) * 1999-03-29 2001-05-01 Kawasaki Steel Corporation Method of producing a reduced metal, and traveling hearth furnace for producing same
WO2000076698A1 (en) 1999-06-11 2000-12-21 Georgia Tech Research Corporation Metallic articles formed by reduction of nonmetallic articles and method of producing metallic articles
JP2001081509A (ja) 1999-09-10 2001-03-27 Mitsubishi Heavy Ind Ltd 還元鉄の製造方法及び装置
JP4227710B2 (ja) * 1999-09-17 2009-02-18 三菱重工業株式会社 還元鉄製造装置
DE19946430A1 (de) * 1999-09-28 2001-04-05 Bus Zinkrecycling Freiberg Verfahren zur Verwertung von Eisen, Zink und Blei enthaltenden Sekundärrohstoffen
EP1170384B1 (en) * 1999-12-13 2010-04-07 Nippon Steel Corporation A method of operating a rotary hearth reducing furnace
JP4572435B2 (ja) * 1999-12-24 2010-11-04 Ｊｆｅスチール株式会社 鉄含有物からの還元鉄の製造方法
US6582490B2 (en) 2000-05-18 2003-06-24 Fleetguard, Inc. Pre-form for exhaust aftertreatment control filter
JP2001279313A (ja) 2000-03-30 2001-10-10 Midrex Internatl Bv 溶融金属鉄の製法
CA2374700C (en) * 2000-03-30 2006-10-03 Shuzo Ito Method of producing metallic iron and raw material feed device
JP2001288504A (ja) 2000-03-31 2001-10-19 Midrex Internatl Bv 溶融金属鉄の製造方法
US6907009B2 (en) * 2000-03-31 2005-06-14 Matsushita Electric Industrial Co., Ltd. Rate matching calculation method and rate matching apparatus
JP4757982B2 (ja) * 2000-06-28 2011-08-24 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の歩留まり向上方法
JP4330257B2 (ja) 2000-08-09 2009-09-16 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
US20020053307A1 (en) * 2000-10-31 2002-05-09 Natsuo Ishiwata Method for discharging reduced product from a moveable-hearth furnace and a discharging device
AU2002214273A1 (en) 2000-11-10 2002-05-21 Nippon Steel Corporation Method for operating rotary hearth type reducing furnace and rotary hearth type reducing furnace facilities
US6648942B2 (en) * 2001-01-26 2003-11-18 Midrex International B.V. Rotterdam, Zurich Branch Method of direct iron-making / steel-making via gas or coal-based direct reduction and apparatus
US6749664B1 (en) * 2001-01-26 2004-06-15 Midrex International, B.V., Rotterdam, Zurich Branch Furnace hearth for improved molten iron production and method of operation
JP4691827B2 (ja) * 2001-05-15 2011-06-01 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄
JP4669189B2 (ja) * 2001-06-18 2011-04-13 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の製法
JP4266284B2 (ja) 2001-07-12 2009-05-20 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
JP2003028575A (ja) * 2001-07-17 2003-01-29 Kobe Steel Ltd 移動床型加熱炉および還元金属塊成物の製造方法
JP4267843B2 (ja) * 2001-08-31 2009-05-27 株式会社神戸製鋼所 金属鉄の製法
JP4438297B2 (ja) 2003-03-10 2010-03-24 株式会社神戸製鋼所 還元金属の製造方法および炭材内装塊成物
JP4167101B2 (ja) * 2003-03-20 2008-10-15 株式会社神戸製鋼所 粒状金属鉄の製法
US7413592B2 (en) 2004-03-31 2008-08-19 Nu-Iron Technology, Llc Linear hearth furnace system and methods regarding same
US20060070483A1 (en) * 2004-10-05 2006-04-06 Dimsey James J Brake and clutch lever height adjusters
TWI411686B (zh) * 2004-12-07 2013-10-11 Nu Iron Technology Llc 製造金屬鐵塊之方法及系統
JP2006276108A (ja) 2005-03-28 2006-10-12 Sanyo Epson Imaging Devices Corp 液晶装置及び電子機器

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1365396A (zh) * 2000-04-10 2002-08-21 株式会社神户制钢所 生产还原铁的方法
CN1339686A (zh) * 2000-08-07 2002-03-13 川崎制铁株式会社 向移动型炉床炉装入原料等的方法及其装置

Also Published As

Publication number Publication date
AU2010202010A1 (en) 2010-06-10
US20060150775A1 (en) 2006-07-13
CN101151380B (zh) 2012-12-05
AU2010202010B2 (en) 2012-06-07
CN101151380A (zh) 2008-03-26
AU2005312999B2 (en) 2010-05-20
AU2005313001A2 (en) 2006-06-15
US7632335B2 (en) 2009-12-15
WO2006061787A1 (en) 2006-06-15
TW200628615A (en) 2006-08-16
TWI411686B (zh) 2013-10-11
US7628839B2 (en) 2009-12-08
US20060150772A1 (en) 2006-07-13
BRPI0515750A (pt) 2008-08-05
MX2007006785A (es) 2007-10-08
US20060150774A1 (en) 2006-07-13
AU2005313001A1 (en) 2006-06-15
MX2007006786A (es) 2008-02-11
JP2008523248A (ja) 2008-07-03
AU2005312999A1 (en) 2006-06-15
JP2013040407A (ja) 2013-02-28
EP1844168B1 (en) 2013-05-01
JP2008523247A (ja) 2008-07-03
CA2590267C (en) 2014-06-10
AU2005312999A2 (en) 2006-06-15
BRPI0515812A (pt) 2008-08-05
CA2590267A1 (en) 2006-06-15
AU2005313001B2 (en) 2010-06-24
BRPI0515750B1 (pt) 2014-10-07
US8158054B2 (en) 2012-04-17
CA2590259A1 (en) 2006-06-15
US7641712B2 (en) 2010-01-05
JP5388450B2 (ja) 2014-01-15
US7695544B2 (en) 2010-04-13
EP1844167A1 (en) 2007-10-17
WO2006061788A1 (en) 2006-06-15
CN101133169A (zh) 2008-02-27
EP1844168A1 (en) 2007-10-17
BRPI0515812B1 (pt) 2014-09-23
WO2006061790A1 (en) 2006-06-15
US20100164150A1 (en) 2010-07-01
CN104099439A (zh) 2014-10-15
US20060150773A1 (en) 2006-07-13
CA2590259C (en) 2016-02-16

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101133169B (zh) 用于生产金属铁矿块的方法和系统
US8470068B2 (en) Method and system for producing metallic iron nuggets
US8333823B2 (en) Method and system for producing metallic iron nuggets
US20120285295A1 (en) Method for producing metallic iron nuggets
CA2658897C (en) Method and system for producing metallic iron nuggets

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20140625

Termination date: 20171207