SU1186642A1 - Method of reducing charge in stepped suspended bed furnace - Google Patents

Method of reducing charge in stepped suspended bed furnace Download PDF

Info

Publication number
SU1186642A1
SU1186642A1 SU833652157A SU3652157A SU1186642A1 SU 1186642 A1 SU1186642 A1 SU 1186642A1 SU 833652157 A SU833652157 A SU 833652157A SU 3652157 A SU3652157 A SU 3652157A SU 1186642 A1 SU1186642 A1 SU 1186642A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
reducing agent
coal
furnace
fuel
solid reducing
Prior art date
Application number
SU833652157A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Рудольф Федорович Кузнецов
Владимир Алексеевич Тверитин
Анатолий Анатольевич Кутузов
Виктор Васильевич Огнев
Original Assignee
Всесоюзный научно-исследовательский институт металлургической теплотехники
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 Всесоюзный научно-исследовательский институт металлургической теплотехники filed Critical Всесоюзный научно-исследовательский институт металлургической теплотехники
Priority to SU833652157A priority Critical patent/SU1186642A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU1186642A1 publication Critical patent/SU1186642A1/en

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/14Multi-stage processes processes carried out in different vessels or furnaces
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/0033In fluidised bed furnaces or apparatus containing a dispersion of the material

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Dispersion Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

СПОСОБ ВОССТАНОВЛЕНИЯ ШИХТЫ В ПЕЧИ СТУПЕНЧАТО-ВЗВЕШЕННОГО СЛОЯ, включающий добавку твердого восстановител  в сьфую руду, сушку, подогрев и восстановление шихты при сжигании ёС;;С /Чни7 газа во взвешенном слое.с образованием окислительной, а затем восстановительных сред и завершение восста новлени  в плотном слое, отличающийс  тем, что, с целью интенсификации процессов тепло- и массопереноса и повышени  удельной производительности агрегата, твердый восстановитель подают в шихту пульсирующим потоком с частотой пульсации 0,8-1,2 в 1 мин, при соот-ношении времени подачи и промежутка между подачами, равным 1:A METHOD FOR RESTORING A CHARGE IN A STEAD-WEIGHED LAYER OVEN, including adding a solid reducing agent to the ore, drying, heating and restoring the charge during combustion of ёС ;; C / Chni7 gas in a suspended layer. With the formation of oxidizing and then reducing media and the completion of regenerations A dense layer, characterized in that, in order to intensify the processes of heat and mass transfer and increase the specific productivity of the unit, a solid reducing agent is fed into the mixture by a pulsating flow with a pulsation frequency of 0.8-1.2 per minute, when the ratio of the time of filing and the interval between feedings equal to 1:

Description

0000

О:ABOUT:

11eleven

Изобретение относитс  к подготовке железорудного сырь  в черной металлургии , а именно к обжигмагнитному обогащению железных руд.The invention relates to the preparation of iron ore in ferrous metallurgy, in particular to the sintering of iron ores.

Цель изобретени  - интенсификаци  процессов тепло- и массопереноса и повышение удельной производительности агрегата.The purpose of the invention is to intensify the processes of heat and mass transfer and increase the specific productivity of the unit.

На чертеже представлена установка ступенчато-взвешенного сло  (СВСХThe drawing shows the installation of a step-weighted layer (SHSH

Установка состоит из печи дл  предварительной термообработки шихты в псевдоожиженном слое и камеры дл  завершени  восстановлени  в плотном слое в услови х отсутстви  в нем принудительной фильтрации газа.The installation consists of a furnace for pre-heat treatment of the charge in the fluidized bed and a chamber for completing the dense bed reduction in the absence of forced gas filtration in it.

Шихту через лоток 1 подают сначала в камеру 2 ступенчато-взвешенного сло , в которой подвергают сушке, подогреву и предварительному восстановлению в зонах соответственно 3,4 и 5. Отопление камеры 2 природным газом производ т через транспортирующие фурмы 6. Из камеры 2 подготовленную шихту передают в камеру 7 довосстановлени , восстанавливают до 120-130% (по магнетиту;, разгружают устройством 8 и отправл ют на склад готовой продукции.Through tray 1, the mixture is first fed into the chamber 2 of a step-weighted layer, in which it is dried, heated and pre-restored in zones 3.4 and 5, respectively. Heating of chamber 2 with natural gas is carried out through transport tuyeres 6. From chamber 2, the prepared mixture is transferred in the re-recovery chamber 7, they are reduced to 120-130% (in magnetite; they are discharged by the device 8 and sent to the finished product warehouse.

Из шихты сначала осуществл ют удаление внешней влаги, за счет фи-г зического тепла обратного потока газов, затем производ т разогрев материала до 800-1000 С и частичное удаление гидратной влаги (при ее наличии ) . в транспортирующие фурмы этой зоны подают основное количество (до 70-85%) топлива. В зоне частичного восстановлени  завершают удаление гидратной влаги и осуществл ют частичное восстановление руды (до 20-30% по магнетиту). Затем шихта, содержаща  твердый восстановитель (уголь), поступает в камеру довосстановлени , восстанавливаетс  до 120-160% (по магнетиту) -и разгру жаетс  из ,печи.First, external moisture is removed from the charge, due to the physical heat of the reverse flow of gases, then the material is heated to 800–1000 ° C and partially hydrated moisture (if present) is removed. The bulk of the fuel (up to 70-85%) is supplied to the transporting tuyeres of this zone. In the partial reduction zone, the removal of hydrated moisture is completed and the ore is partially reduced (up to 20-30% of magnetite). Then, the charge containing solid reducing agent (coal) enters the pre-reduction chamber, is reduced to 120-160% (by magnetite) —and is unloaded from the furnace.

Горение газообразного или жидкого топлива в печи СВС происходит с более высокими скорост ми, чем , твердого, что и обеспечивает поступ ление твердого восстановител  в камеру довосстановлени . При этом топливо равномерно распределено по всему объему печи, обуславливает одинаковое обгорание каждой частицы топлива. В результате реакционна  способность частиц топлива посте66422Combustion of gaseous or liquid fuel in an SHS furnace occurs at a higher rate than that of a solid one, which ensures that the solid reducing agent enters the recovery chamber. In this case, the fuel is evenly distributed throughout the furnace, causing the same burning of each particle of fuel. As a result, the reactivity of the fuel particles is post66422

пенно понижает  и скорость восстановлени  руды падает как в зоне частичного восстановлени , так и в камере довосстановлени . Повышение реакционной способности частиц угл ,обеспечивающее интенсификацию процессов тепло- и массопереноса, достигаетс  принудительной пульсацией горени  в объеме установки и установлени  переменной концентрации частиц твердого топлива,на отдельньк участках печи.It decreases the rate of ore reduction both in the partial reduction zone and in the post-reduction chamber. An increase in the reactivity of coal particles, which provides for the intensification of heat and mass transfer processes, is achieved by the forced pulsation of combustion in the installation volume and the establishment of a variable concentration of solid fuel particles, separately in furnace sections.

Принудительна  пульсаци  горени  топлива осуществл етс  подачей в сырую руду твердого угл  пульсирующим потоком. Така  пульсаци  обеспечивает повьш1ение реакционной способности топлива на входе в камеру довосстановлени  и интенсификациюForced pulsation of fuel combustion is carried out by feeding a solid coal pulsating stream into raw ore. Such a pulsation provides an increase in the reactivity of the fuel at the entrance to the pre-regeneration chamber and intensifies

0 процессов тепло- и массопереноса в объеме печи СВС.0 processes of heat and mass transfer in the volume of an SHS furnace.

Частоту пульсации топлива устанавливают равной 0,8-1,2 в 1 мин. Така  частота обеспечивает образо5 вание в объеме печи участков с повы шенной концентрацией частиц твердого топлива, равномерное предварительное восстановление частиц руды и требуемую интенсификацию процессов тепло0 и массопереноса. При частоте пульсаций ниже 0,8 подач в 1 мин участки с повышенной концентрацией частиц топлива в объеме печи практически отсутствуют . При.частоте пульсаций вьпие 1 ,2 подач в 1 мин разрыв между участками с повышенной концентрацией частиц топлива устанавливаетс  тaким что часть руды не восстанавливаетс  и качество готовой продукции ухуд . шаетс . 0The pulsation frequency of the fuel is set equal to 0.8-1.2 per 1 min. Such a frequency provides for the formation in the furnace volume of areas with an increased concentration of solid fuel particles, uniform preliminary recovery of ore particles, and the required intensification of heat and mass transfer processes. With a pulsation frequency below 0.8 feeds per minute, areas with a high concentration of fuel particles in the furnace volume are practically absent. At a frequency of pulsations over 1, 2 innings per 1 min, the gap between areas with increased concentration of fuel particles is established so that part of the ore is not restored and the quality of the finished product deteriorates. is coming. 0

ПyльQaцию твердого топлива следует производить при отношении продолжительности его подачи и перерыва между ними, равном 1:0,6-0,9. ТакоеPlyQaatsii solid fuel should be made with respect to the duration of its supply and a break between them, equal to 1: 0,6-0,9. Such

5 отношение обеспечивает равномерную раздачу частиц угл  относительно частиц руды, подачу частиц угл  в камеру довосстановлени  с повышенной реакционной способностью и достаточ0 но высокую интенсивность процессов тепло- и массопереноса. При меньшем перерыве между подачами твердого топлива (менее 0,6 от продолжительности подачи) уже в зоне подогрева5, the ratio ensures uniform distribution of coal particles relative to the ore particles, the supply of coal particles to the recovery chamber with increased reactivity, and a sufficiently high intensity of heat and mass transfer processes. With a smaller break between the feeds of solid fuel (less than 0.6 of the duration of the supply) already in the preheating zone

5 пульсации затухают и в камеру довосстановлени  поступает топливо с недостаточно высокой реакционной способностью . При большем перерыве между подачами твердого топлива (более 0,9 от продолжительности подачи ) равномерна  раздача частиц угл  относительно частиц руды в камере довосстановлени  не обеспечиваетс . Расход твердого восстановител  по углероду в подаче устанавливают равным 2,0-3,5 от весового расхода топлива, вдуваемого в печь за это же врем  через фурмы зоны подогрева Такое отношение двух видов топлива обеспечивает оптимальные услови  подогрева и зажигани  всех частиц твердого топлива, высокую интенсивность процессов тепло- и массопереноса и стабильное повышение реакционной способности частиц угл  на входе в камеру довосстановлени 5 pulsations fade out and fuel with insufficiently high reactivity enters the after-treatment chamber. With a longer break between the feeds of the solid fuel (more than 0.9 of the duration of the feed), even distribution of the coal particles relative to the ore particles in the refurbishment chamber is not ensured. The flow rate of the solid reducing agent in carbon is set equal to 2.0-3.5 of the weight consumption of fuel blown into the furnace over the same time through the tuyeres of the preheating zone. This ratio of two types of fuel provides optimal conditions for heating and ignition of all solid fuel particles, high intensity heat and mass transfer processes and a stable increase in the reactivity of coal particles at the entrance to the post-recovery chamber

При расходе угл  (по углероду), мень-20 тавл ет 96 кг.With coal consumption (carbon), less than-20 puts 96 kg.

шем 2,0 от расхода топлива, вдуваемого через фурмы зоны подогрева, суммарное количество твердого восстановител  в печи оказываетс  недостаточным дл  завершени  процес- , са восстановлени  и качество готовой продукции ухудшаетс . При расходе угл  (по углероду), большем 3,5 от расхода топлива, вдуваемого через фурмы зоны подогрева, концентраци  частиц в подаче чрезмерно высока, они не успевают прогреватьс  и начать реагировать с частицами РУДЫ.With a fuel consumption of 2.0 injected through the tuyeres of the preheating zone, the total amount of solid reducing agent in the furnace is insufficient to complete the recovery process and the quality of the finished product deteriorates. When coal consumption (in carbon) is greater than 3.5 of the fuel consumption blown through the tuyeres of the preheating zone, the concentration of particles in the feed is excessively high, they do not have time to warm up and begin to react with the ore particles.

Сущность изобретени  заключаетс  организации принудительной пульсации твердого восстановител  в печи СВС, обеспечивающей повьш1ение реакционной способности частиц угл  и интенсификацию процессов тепло- и массопереноса в слое.The essence of the invention is the organization of forced pulsation of a solid reducing agent in an SHS furnace, which increases the reactivity of coal particles and intensifies the processes of heat and mass transfer in the layer.

Пример 1. В сырую руду, доставл емую в печь ленточным транс портером , включа(рт твердый воссташовитель (уголь), подаваемый пульсирующим потоком. Этот поток организуют при подаче -угл  на транспор--тер сырой руды, например, лопастным вращающимс  дозатором с криволинейными лопатками. При его вращении в верхней точке емкость между лопатками постепенно заполн етс  (в это врем  подача угл  на транспотер руды отсутствует), в нижней точке уголь постепенно высыпаетс  на транспортер сырой руды. Частоту пул сации устанавливают 1 подачу в 1 ми при соотношении продолжительностиExample 1. In the raw ore delivered to the furnace by a belt conveyor, including (rt a solid reducing agent (coal) supplied by a pulsating flow. This stream is organized when the coal is fed to the transport — terred raw ore, for example, with a rotary blade with curvilinear rotating dispenser blades. When it rotates at the top point, the tank between the blades gradually fills up (at this time there is no coal supply to the ore transporter), at the bottom point the coal is gradually poured onto the raw ore conveyor. The feed rate is set to 1 feed per 1 minute duration ratio

Пример 2. В сырую руду, доставл емую 3 печь ленточным транспортером , включают твердый восстановитель (уголь), подаваемый пульсирующим потоком. Этот поток организуют при передаче угл  на транспортер и сырой руды, например, лопастным вращающимс  дозатором с криволинейными лопатками. Частоту пульсации устанавливают 0,8 подачи в 1 мин при соотношении продолжительности подачи и перерыва между подачами, равном 1:0,6, При частоте пульсаций ниже 0,8 в 1 мин замедл етс  скорость реаций тепло-и массопереноса. Так, даже при частоте пульсаций 0,75 ед/мин объемный коэффициент теплопередачи уменьшаетс  в 2,7-3,0 раза. Кроме того, при этой частоте пульсаций повьш1ение концентрации частиц в пике незначительно и содержание углерода перед камерой довосстановлени  не превышает 44-46%, При соотношении продолжительности подачи и перерыва между ними, меньшем 1:0,6, пульсации затухают к концу зоны подогрева и в камеру довосстано лени  подаетс  уголь с заниженной реакционной способностью. Даже при соотношении 1:0,54 точка затухани  пульсаций расположена непосредственно в зоне подогрева и в камеру довосстановлени  поступает уголь с содержанием углерода только 47-48%. Кроме этого недостаточно интенсифицированы процессы тепло- и массопереноса .EXAMPLE 2 In a raw ore delivered by a 3 kiln belt conveyor, a solid reducing agent (coal) supplied by a pulsating flow is included. This stream is organized by transferring the coal to the conveyor and raw ore, for example, by a blade rotating dispenser with curvilinear blades. The pulsation frequency is set at 0.8 feeds per minute at a ratio of feed duration and break between feedings equal to 1: 0.6. At a pulsation frequency lower than 0.8 per minute, the rate of heat and mass transfer slows down. Thus, even with a pulsation frequency of 0.75 units / min, the heat transfer volume coefficient decreases by 2.7-3.0 times. In addition, at this frequency of pulsations, the increase in particle concentration in the peak is insignificant and the carbon content in front of the re-installation chamber does not exceed 44-46%. When the ratio of the feed time and the interval between them is less than 1: 0.6, the pulsations decay to the end of the preheating zone and A downstream chamber is supplied with low reactivity coal. Even at a ratio of 1: 0.54, the pulsation damping point is located directly in the preheating zone and coal with a carbon content of only 47-48% enters the re-recovery chamber. In addition, the heat and mass transfer processes are not sufficiently intensified.

Расход твердого восстановител  по углероду в одной подаче устанав24 . подачи и- перерыва между подачами, равном 1:0,8. Расход твердого восстановител  (по углероду) в одной подаче устанавливают равным 2,0 от весового расхода топлива, вдуваемого в печь через муфты зоны подогрева в течение отрезка времени, равного продолжительности одной подачи топлива. При установке на лопастном дозаторе одной емкости скорость его вращени  составл ет 1 об/мин, а продолжительность подачи и перерыва между подачами при их соотношении 1:0,8 равна 0,56 и 0,44 мин соответственно. Применительно к печи СВС-1,0 при ее производительности по сьфой шихте 100 т/ч и расходе природного газа в зоне подогрева 1800 (30 м/мин) расход каменного угл  за одну подачу сосливают ранным 2,0 от весового расхода топлива, вдуваемого в печь через фурмы зоны подогрева в течение отрезка времени, равного продол жительности одной подачи топлива. Снижение расхода угл  по углероду с 2,0 даже до 1,8 от расхода вдувае мого через фурмы зоны подогрева топ лива, обуславливает недостаток воестановител  в камере довосстановлени  и уменьшение степени восстано лени  готовой продукции по магнетиту на 8-14%. При установке на лопастном дозаторе одной емкости скорость его вращени  составл ет 0,8 об/мин, а продолжительность подачи и перерыва между подачами при их соотношении 1:0,6 равна 0,615 и 0,385 мин соответственно . Применительно к печи СВС-1,0 при ее производительности по сьфой шихте 100 т/ч и расходе природного газ-а в зоне подогрева 1800 (30 ) расход угл  за одну подачу составл ет 120 кг. ПримерЗ. В сырую руду, дос тавл емую в печь ленточным транспортером , включают твердый восстановитель (уголь) подаваемый пульсирующим потоком. Этот поток организуют при передаче угл  на транспортер сырой руды, напрршер, лопаст ным вращающимс  дозатором с криволинейными лопатками. Частоту пульсации устанавливают 1,2 подачи в 1 мин при соотношении продолжитель ности подачи и перерыва между подачами , равном 1:0,9. Повышение частоты пульсаций вьпие 1,2 ед./мин приводит к значительному повышению периода пульсаций, не затухающих до самого конца агрегата. В результате в камере довосстановлени  форм руетс  слоиста  структура залегани  частиц угл , и часть руды попадает в худшие УСЛОВИЯ по восстановлению Так, даже при частоте пульсаций 1,25 ед./мин степень восстановлени готовой продукции снижаетс  на 18-20%. При соотношении продолжительности подачи и перерыва между ним, большем 1:0,9 точка затухани  пульсаций выходит за пределы печи, ив камере довосстановлени  также формируетс  слоиста  структура зал гани  частиц угл . Уже при соотношении продолжительности подачи и п рерыва между подачами, рапном 1:0,95, степень восстановлени  гоовой продукции снижаетс  на 7-9%. Расход твердого восстановител  пс. глероду в одной подаче устанавливают равньм 3,5 от весового расхода топлива, вдуваемого в печь через фурмы зоны подогрева в течение отрезка времени, равного продолжительности одной подачи топлива. Повышение расхода угл  с 3,5 даже до 3,8 от расхода вдуваемого через фурмы зоны подогрева топлива приводит к чрезмерному увеличению количества частиц угл  в одной подаче. При этом часть частиц не успевает разогреватьс  до температур выше 950 С, что приводит к ухудшению качества готовойпродукции иувеличению безвозвратных потерь топлива на 4-7%. При установке на лопастном дозаторе одной емкости скорость его вращени  составл ет 1,2 об./мин, а продолжительность подачи и перерыва ,между подачами при соотношении 1:0,0 равна 0,67 и 0,53 мин соответственно . Применительно к печи СВС-1.0 при ее производительности по сырой шихте 100 т/ч и расходе природного газа в зоне подогрева 1800 (30 ), расход угл  за одну подачу составл ет 140 кг. Во всех приведенных примерах общий расход угл  контролируют весоизмерител ми и регулируют задвижками на выходе из накопительных бункеров. Расход угл  за одну подачу контролируют по скорости движени  транспортера угл  и регулируют изменением этой скорости. Расход топлива , вдуваемого через фурмы, контролируют серийными диафрагмами и регулируют дросселирующими задвижками . Частоту пульсации потока угл  контролируют по скорости вращени  лопастного дозатора и регулируют изменением этой скорости. Продолжительность одной подачи угл  и перерыва между подачами контролируют (периодически) по секундомеру и регулируют изменением угла наклона лопаток дозатора (их поворотом), Применение изобретени  обеспечивает увеличение производительности агрегата на 2-5%, повьш1ение степени извлечени  железа из руды на 2-4% и повьш1ение степени восстановлени  готовой продукции на 10-14%.Consumption of solid reducing agent for carbon in one flow setting 24. filing and break between feedings, equal to 1: 0.8. The consumption of solid reducing agent (in carbon) in one feed is set equal to 2.0 of the weight consumption of fuel blown into the furnace through the clutches of the preheating zone for a period of time equal to the duration of one fuel supply. When mounted on a single-blade vane dispenser, its rotational speed is 1 rpm, and the duration of the supply and the interval between feedings at a ratio of 1: 0.8 is 0.56 and 0.44 minutes, respectively. With regard to the SVS-1.0 furnace with its capacity of 100 t / h and charge of natural gas in the heating zone of 1,800 (30 m / min), the consumption of coal per supply is applied to the early 2.0 from the weight consumption of fuel blown into the furnace through the tuyeres of the preheating zone for a period of time equal to the duration of one fuel supply. A decrease in carbon consumption from carbon from 2.0 to even 1.8 from the consumption of fuel injection through the tuyeres of the heating zone causes a deficiency in the re-recovery chamber and a reduction in the degree of reduction of finished products for magnetite by 8-14%. When mounted on a paddle dispenser of the same capacity, its rotational speed is 0.8 rpm, and the duration of the feed and the interval between feeds at a ratio of 1: 0.6 is 0.615 and 0.385 min, respectively. With regard to the SVS-1.0 furnace, with its capacity at 100 kg / h and the consumption of natural gas in the preheating zone 1800 (30), the consumption of coal per feed is 120 kg. Example In the raw ore supplied to the furnace by a belt conveyor, a solid reducing agent (coal) is supplied by a pulsating flow. This flow is organized by transferring the coal to a raw ore conveyor, for example, by a blade rotating dispenser with curvilinear blades. The pulsation frequency is set at 1.2 feeds per minute, with a feed time ratio and a break between feedings equal to 1: 0.9. An increase in the frequency of pulsations of 1.2 units / min leads to a significant increase in the period of pulsations that do not fade to the very end of the unit. As a result, the bedding structure of the coal particles lies in the redevelopment chamber of the layered forms, and part of the ore gets into worse recovery conditions. Thus, even with a pulsation frequency of 1.25 units / min, the recovery rate of the finished product decreases by 18-20%. When the ratio of the duration of the supply and the interval between it is greater than 1: 0.9, the decay point of the pulsations extends beyond the furnace, and in the pre-reduction chamber a layered structure of coal particles is also formed. Already at the ratio of the duration of the supply and the interruption between the feeds, 1: 0.95, the degree of recovery of new production is reduced by 7-9%. Consumption of solid reducing agent ps. Hydrode in one feed set equal to 3.5 from the weight consumption of fuel blown into the furnace through the tuyeres of the preheating zone for a period of time equal to the duration of one fuel supply. Increasing the consumption of coal from 3.5 to even 3.8 from the consumption of the fuel preheating zone blown through the tuyeres leads to an excessive increase in the number of coal particles in one feed. At the same time, some of the particles do not have time to heat up to temperatures above 950 ° C, which leads to a deterioration in the quality of the finished product and an increase in the irretrievable loss of fuel by 4-7%. When mounted on a single-blade vane dispenser, its rotational speed is 1.2 rpm, and the duration of the supply and the interval between feedings at a ratio of 1: 0.0 is 0.67 and 0.53 minutes, respectively. With regard to the SVS-1.0 furnace, with its capacity for a raw mixture of 100 t / h and consumption of natural gas in the heating zone 1800 (30), the consumption of coal per feed is 140 kg. In all the examples given, the total consumption of coal is controlled by weighing instruments and controlled by valves at the outlet of the storage bins. The consumption of coal per feed is controlled by the speed of the coal conveyor and is controlled by changing this speed. The flow rate of fuel injected through the tuyeres is controlled by serial diaphragms and controlled by throttling valves. The pulsation frequency of the coal flow is controlled by the speed of rotation of the paddle feeder and is controlled by changing this speed. The duration of one coal feed and the interval between feeds is controlled (periodically) by a stopwatch and controlled by changing the angle of inclination of the dispenser blades (turning them). The invention provides an increase in the productivity of the unit by 2-5%, increasing the degree of iron extraction from the ore by 2-4% and increase the degree of restoration of finished products by 10-14%.

/ / / х х////у / //XY / / / X X/XX jrx////Y////X // / / х х //// y / // XY / / / X X / XX jrx //// Y //// X /

.- X -.- X -

(v.U.i(v.U.i

Claims (1)

СПОСОБ ВОССТАНОВЛЕНИЯ ШИХТЫ В ПЕЧИ СТУПЕНЧАТО-ВЗВЕШЕННОГО СЛОЯ, включающий добавку твердого восстановителя в сырую руду, сушку, подогрев и восстановление шихты при сжигании газа во взвешенном слое.с образованием окислительной, а затем восстановительных сред и завершение восста новления в плотном слое, отличающийся тем, что, с целью интенсификации процессов тепло- и массопереноса и повышения удельной производительности агрегата, твердый восстановитель подают в шихту пульсирующим потоком с частотой пульсации 0,8-1,2 в 1 мин, при соотношении времени подачи и промежутка между подачами, равным J :(0,6-0,9) при этом расход твердого восстановителя (по углероду) при подаче устанавливают в 2,0-3,5 раза больше весового расхода топлива, вдуваемого в печь за это же время через фурмы зоны подогрева.METHOD OF REDUCING THE BOILER IN THE STEAM-WEIGHED LAYER FURNACE, comprising adding a solid reducing agent to the raw ore, drying, heating and reducing the mixture by burning gas in the suspended layer, with the formation of oxidizing and then reducing media and completion of the restoration in a dense layer, characterized in that, in order to intensify the processes of heat and mass transfer and increase the specific productivity of the unit, a solid reducing agent is fed into the mixture with a pulsating flow with a pulsation frequency of 0.8-1.2 in 1 min, with the ratio and the feed time and the interval between feeds equal to J: (0.6-0.9) while the flow rate of the solid reducing agent (carbon) when feeding is set to 2.0-3.5 times the weight flow rate of fuel injected into the furnace for the same time through the tuyeres of the heating zone. Q <9Q <9
SU833652157A 1983-10-14 1983-10-14 Method of reducing charge in stepped suspended bed furnace SU1186642A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU833652157A SU1186642A1 (en) 1983-10-14 1983-10-14 Method of reducing charge in stepped suspended bed furnace

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU833652157A SU1186642A1 (en) 1983-10-14 1983-10-14 Method of reducing charge in stepped suspended bed furnace

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU1186642A1 true SU1186642A1 (en) 1985-10-23

Family

ID=21085387

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU833652157A SU1186642A1 (en) 1983-10-14 1983-10-14 Method of reducing charge in stepped suspended bed furnace

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU1186642A1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Тациенко П.А. Подготовка труднообогатимых железных руд. М.: Недра 1979, с. 30-41. Авторское свидетельство СССР 789585, кл. С 21 В 13/10, 1978. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US2750273A (en) Method of heat hardening iron ore pellets containing fuel
US2052329A (en) Process of and apparatus for granulating fine material by adhesion to moistened nuclear fragments
JP7381876B2 (en) Sintered ore manufacturing method and sintering machine
JP2007284744A (en) Method for manufacturing sintered ore
US4326883A (en) Process for deoiling and agglomerating oil-bearing mill scale
SU1186642A1 (en) Method of reducing charge in stepped suspended bed furnace
JP6870439B2 (en) Sintered ore manufacturing method
US2933796A (en) Utilization of fly ash
US4342598A (en) Method and apparatus for manufacturing cement clinker
JP4228694B2 (en) Method for manufacturing raw materials for sintering
JP3058015B2 (en) Granulation method of sintering raw material
US3020147A (en) Process for the heat hardening of pellets composed of ores on sintering grates
US2876489A (en) Combination system of mixing materials and deep sinter bed charging
JPH0330798B2 (en)
US2466601A (en) Process and apparatus for burning cement and like materials
JPS60197827A (en) Production of sintered ore
US2882033A (en) Method for making cement clinker
RU2783930C1 (en) Method for producing portland cement clinker
JP3828778B2 (en) Operation method of rotary hearth, method of laying agglomerates on rotary hearth, and raw material supply equipment
RU2783929C1 (en) Method for producing portland cement clinker
JP3294908B2 (en) Sintering operation method
JPS6089526A (en) Production of sintered ore
JPH0437635A (en) Method for kneading powder coke and limestone
CA1113252A (en) Direct reduction process in a rotary kiln
JP4045897B2 (en) Raw material charging method for bell-less blast furnace