EP0255154B1 - Verfahren zur Direktreduktion von eisenoxidhaltigen Materialien im Drehrohrofen - Google Patents

Verfahren zur Direktreduktion von eisenoxidhaltigen Materialien im Drehrohrofen Download PDF

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EP0255154B1
EP0255154B1 EP87201059A EP87201059A EP0255154B1 EP 0255154 B1 EP0255154 B1 EP 0255154B1 EP 87201059 A EP87201059 A EP 87201059A EP 87201059 A EP87201059 A EP 87201059A EP 0255154 B1 EP0255154 B1 EP 0255154B1
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rotary kiln
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fraction
finer
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Gerd Elsenheimer
Wolfram D. Schnabel
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GEA Group AG
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Metallgesellschaft AG
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    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C21METALLURGY OF IRON
    • C21BMANUFACTURE OF IRON OR STEEL
    • C21B13/00Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
    • C21B13/08Making spongy iron or liquid steel, by direct processes in rotary furnaces

Definitions

  • the invention relates to a process for the direct reduction of iron oxide-containing materials to sponge iron in a rotary tube furnace, the feed being passed through the rotary tube furnace in countercurrent to the gas atmosphere, solid carbonaceous reducing agent with a high content of volatile constituents separated into a coarser and a finer fraction and partly , is charged into the loading end of the rotary kiln, and the outer part is blown through the discharge end of the rotary kiln and is distributed over part of the length of the kiln to the feed and oxygen-containing gases are introduced into the rotary kiln at several points through the jacket.
  • the zone of the rotary kiln before the discharge end of the kiln is particularly sensitive to temperature fluctuations and carbon depletion in the material bed. This can lead to fluctuations in the degree of metallization, formation of deposits in the furnace and increased heat consumption.
  • CA-PS 872 728 From CA-PS 872 728 it is known to blow coal with a grain size up to 6 mm into the discharge end with a blowing device and to feed the remaining coal into the loading end, but the grain size below 1 mm is also blown in from the discharge end.
  • the object of the invention is to maintain optimal operating conditions in the end zone of the rotary kiln by keeping the temperature and the carbon content in the feed largely constant.
  • the portion of the solid reducing agent which is up to 50% of the total reducing agent addition and which is blown into the discharge end of the rotary kiln with a blowing device is a mixture of 10-40% finer fraction below 3-5 mm grain size and 90 - 60% coarser fraction is above 3 - 5 mm grain size and, calculated from the discharge end, up to a maximum of 50% of the furnace length is distributed and the remaining solid, carbon-containing material is charged into the loading end of the rotary kiln.
  • the solid, carbon-containing reducing agent contains more than 20% of flammable, volatile components. A part with a lower volatile content can also be inserted in the loading end of the furnace.
  • the oxygen-containing gases generally air
  • air are blown in through jacket pipes, the outlet openings of which lie in the longitudinal axis of the furnace, and / or through nozzle stones, the outlet openings of which lie approximately in the lining of the furnace.
  • air is expediently introduced through the air tube of the central burner.
  • the central burner is used to heat the furnace during commissioning and standstills, but can also be switched on briefly to increase the temperature.
  • the coarser and the finer fraction can be generated by separating the entire solid reducing agent or a partial stream. The separation is advantageously carried out on vibrating screens. The amount of finer and coarser fraction that is not needed for blowing is charged into the feed end.
  • the reducing agent which is not subjected to this separation, may also be charged into the loading end.
  • the furnace length over which the reducing agent is blown is calculated from the end of the discharge.
  • the proportion of finer fraction in the blown mixture is selected in the upper range if the content of volatile constituents in the reducing agent is relatively low, since then a larger one Amount of fine-grained reducing agent to cover the heat needs must be burned.
  • the proportion is selected in the lower range if the volatile component content is relatively high, since more heat is then covered by the combustion of the volatile components expelled.
  • the screen cut for the separation of the reducing agent is selected depending on the reactivity of the coal, its volatile content and the required operating conditions in the furnace. At low throughputs of the rotary kiln, the percentage of the blown carbonaceous material in the total amount used is in the upper range.
  • the solid carbonaceous material is separated into a coarser and a finer fraction by sieving with a certain sieve size in the range of 3 to 5 mm.
  • a preferred embodiment is that the mixture of the blown carbon-containing material consists of 15-30% finer fraction and 85 to 70% coarser fraction. In most cases, this mixing ratio results in particularly good operating conditions.
  • a preferred embodiment is that the amount of the mixture of solid carbonaceous material blown in is 15-30% of the total carbonaceous material fed.
  • One embodiment consists in that the upper grain size of the blown coarser fraction is limited and the coarse grain above it is separated off and charged into the loading end of the rotary kiln.
  • the coarse grain can be separated before the separation into the finer and coarser fraction or after the separation from the coarser fraction.
  • coarse coal particles are not blown in with the coarser fraction, as a result of which the excess carbon content of the discharge material is reduced and the operating conditions in the furnace can be made more uniform. This separation is carried out in particular when the reducing agent contains larger and changing proportions of coarse grain.
  • a preferred embodiment is that the upper grain size of the blown coarser fraction is limited to 10 to 15 mm. This limitation gives very good operating conditions in the rotary kiln.
  • a preferred embodiment consists in that after the separation, the finer fraction is passed into one container and the coarser fraction into another container, the corresponding amounts of finer and coarser fraction are drawn off from the containers, mixed and blown into the discharge end, the excess Drain the quantities of the finer and coarser fraction separately from the containers and into the end of the entry Rotary kiln can be charged.
  • the term "container” means chutes, bunkers and the like. Dispensing devices are arranged at the lower end of the containers, which allow metered removal and control the desired amount of finer and coarser fractions from the respective containers. The excess amount of finer and coarser fraction flows out of the upper part of the container and is charged into the entry end of the furnace.
  • the streams of the fractions are passed into bunkers and then metered out.
  • the desired mixture of coarser and finer fractions for blowing in can be achieved with very little effort, regardless of fluctuations in the grain composition of the coal supplied.
  • the rotary kiln had a diameter of 4.8 m and a length of 80 m. It was equipped with 8 jacket pipes and 3 systems of nozzle stones. Air was blown into the free furnace space through the casing pipes and nozzle stones and also into the feed through the nozzle stones. A coal blowing device and a central burner were arranged at the discharge end of the furnace.
  • 1.2 t / h were in a grain size of 0 - 5 mm and 3.8 t / h in a grain size of 5 - 15 mm.
  • the temperature of the furnace atmosphere in the last part of the rotary kiln could be kept constant at around 1090 ° C.
  • the advantages of the invention are that very constant furnace conditions can be maintained in the end zone of the rotary kiln before the discharge end.
  • a precisely metered and constant ratio of coarser to finer fraction can be set and maintained even with the usually constantly fluctuating fine fractions of the coal supplied.
  • the temperature and, on the other hand, the carbon content in the feed are kept largely constant and, if necessary, can be changed quickly and in a controlled manner.
  • the ratio can be set and kept constant so that - in connection with the use of only one blowing device - by the rapid combustion of the fine-grained coal in flight a constant temperature and a rapid and constant consumption of the oxygen of the carrier air is achieved and thereby the combustion of the coarser coal is kept low during the flight. This also brings a constant amount of carbon into the loading bed.

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Description

  • Die Erfindung betrifft ein Verfahren zur Direktreduktion von eisenoxidhaltigen Materialien zu Eisenschwamm in einem Drehrohrofen, wobei die Beschickung im Gegenstrom zur Gasatmosphäre durch den Drehrohrofen geleitet wird, festes kohlenstoffhaltiges Reduktionsmittel mit hohem Gehalt an flüchtigen Bestandteilen in eine gröbere und eine feinere Fraktion getrennt und zu einem Teil, in das Beschickungsende des Drehrohrofens chargiert wird, sowie zum auderen Teil durch das Austragsende des Drehrohrofens eingeblasen und über einem Teil der Ofenlänge auf die Beschickung verteilt wird und sauerstoffhaltige Gase an mehreren Stellen durch den Mantel in den Drehrohrofen eingeführt werden.
  • Die Zone des Drehrohrofens vor dem Austragsende des Ofens ist besonders empfindlich gegenüber Temperaturschwankungen und Verarmung an Kohlenstoff im Materialbett. Dadurch können Schwankungen des Metallisierungsgrades, Bildung von Ansätzen im Ofen sowie erhöhter Wärmeverbrauch eintreten.
  • Es sind verschiedene Vorschläge bekannt, einen Teil des festen, kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels vom Austragsende des Drehrohrofens pneumatisch einzublasen und auf der Beschickung über einen Teil der Ofenlänge zu verteilen.
  • Aus der US-PS 981 280 ist es bekannt, pulverförmige, bituminöse Kohle mittels Luft durch eine erste Einblasvorrichtung einzublasen, wobei diese Einblasvorrichtung wie ein Staubkohlenbrenner wirkt. Durch eine zweite Einblasvorrichtung wird stückige Kohle mit einer Korngröße bis zu etwa 25 mm eingeblasen und auf der Beschickung verteilt.
  • Aus der US-PS 3 505 060 ist es bekannt, durch eine erste Einblasvorrichtung Kohle mit hohem Anteil an flüchtigen Bestandteilen in einer Korngröße von 0 bis 10 mm einzublasen und durch eine zweite Einblasvorrichtung Kohle in einer Korngröße von 10 bis 20 mm einzublasen.
  • Aus der US-PS 4 378 244 ist es bekannt, 15 bis 35% der gesamten Kohle vom Austragsende durch zwei Einblasvorrichtungen in einer Korngröße von 0 bis 12,5 mm einzublasen und über mindestens 50 % der Ofenlänge zu verteilen. Der Rest der Kohle in einer Korngröße von bis zu etwa 50 mm wird in das Beschickungsende chargiert.
  • Aus der CA-PS 872 728 ist es bekannt, Kohle mit einer Korngröße bis zu 6 mm in das Austragsende mit einer Einblasvorrichtung einzublasen und die restliche Kohle in das Beschickungsende aufzugeben, wobei jedoch die Korngröße unter 1 mm ebenfalls vom Austragsende eingeblasen wird.
  • Aus der IN-PS 142 368 ist es bekannt, die gesamte Kohle bei einem Siebschnitt von 6 mm zu trennen, die grobe Fraktion in das Beschickungsende zu chargieren und die feine Fraktion in das Austragsende einzublasen, wobei die eingeblasene feine Fraktion 40 bis 70 % der gesamten Menge beträgt und durch eine oder zwei Einblasvorrichtungen eingeblasen wird.
  • Aus der DE-OS 33 32 556 ist es bekannt, daß 60 - 100 % der eingesetzten frischen Kohle vom Austragsende eingeblasen werden und daß die eingeblasene kohle höchstens 20 % des unter 4 mm Korngröße liegenden Feinanteils der gesamten frischen Kohle enthalten darf. Zum Einblasen sind zwei Einblasvorrichtungen vorgesehen. Mit einer Einblasvorrichtung wird ein Teil der unabgesiebten Kohle eingeblasen, die den erlaubten Anteil mit einer Korngröße unter 4 mm enthält, und über höchstens 20 % der Ofenlänge verteilt. Mit einer zweiten Einblasvorrichtung wird abgesiebte Kohle eingeblasen, deren Korngröße über 4 mm liegt. Diese Kohle wird ab 20 % der Ofenlänge über bis zu 70 % der Ofenlänge verteilt.
  • Mit diesen Verfahren kann die Schlußzone des Drehrohrofens jedoch nicht ständig auf optimalen Betriebsbedingungen gehalten werden.
  • Der Erfindung liegt die Aufgabe zugrunde, in der Schlußzone des Drehrohrofens ständig optimale Betriebsbedingungen durch weitgehende Konstanthaltung der Temperatur und des Kohlenstoffgehaltes in der Beschickung einzuhalten.
  • Die Lösung dieser Aufgabe erfolgt erfindungsgemäß dadurch, daß der bis zu 50 % der gesamten Reduktionsmittelzugabe betragende Anteil des festen Reduktionsmittels, welcher mit einer Einblasvorrichtung in das Austragsende des Drehrohrofens eingeblasen wird, eine Mischung aus 10 - 40 % feinerer Fraktion unterhalb 3 - 5 mm Korngröße und 90 - 60 % gröberer Fraktion oberhalb 3 - 5 mm Korngröße ist und auf, gerechnet vom Austragsende, bis zu maximal 50 % der Ofenlänge verteilt wird und das restliche feste, kohlenstoffhaltige Material in das Beschickungsende des Drehrohrofens chargiert wird. Der Gehalt des festen, kohlenstoffhaltigen Reduktionsmittels an brennbaren, flüchtigen Bestandteilen beträgt über 20 %. In das Beschickungsende des Ofens kann auch ein Teil mit geringerem Gehalt an flüchtigen Bestandteilen eingesetzt werden. Die sauerstoffhaltigen Gase, im allgemeinen Luft, werden durch Mantelrohre, deren Austrittsöffnungen in der Längsachse des Ofens liegen, und/oder durch Düsensteine, deren Austrittsöffnungen etwa in der Auskleidung des Ofens liegen, eingeblasen. Vom Austragsende wird zweckmäßigerweise Luft durch das Luftrohr des Zentralbrenners eingeleitet. Der Zentralbrenner wird zur Aufheizung des Ofens bei Inbetriebnahme und Stillständen benutzt, kann aber auch kurzfristig zur Temperaturerhöhung eingeschaltet werden. Die gröbere und die feinere Fraktion kann durch Trennung des gesamten festen Reduktionsmittels oder eines Teilstromes erzeugt werden. Die Trennung erfolgt zweckmäßigerweise auf Vibrationssieben. Die Menge an feinerer und gröberer Fraktion, die nicht für das Einblasen benötigt wird, wird in das Beschickungsende chargiert. In das Beschickungsende wird auch eventuell das Reduktionsmittel chargiert, das nicht dieser Trennung unterworfen wird. Die Ofenlänge, über die das Reduktionsmittel eingeblasen wird, wird vom Austragsende gerechnet. Der Anteil an feinerer Fraktion in der eingeblasenen Mischung wird im oberen Bereich gewählt, wenn der Gehalt des Reduktionsmittels an flüchtigen Bestandteilen relativ gering ist, da dann eine größere Menge an feinkörnigem Reduktionsmittel zur Deckung des Wärmebedarfs verbrannt werden muß. Der Anteil wird in unteren Bereich gewählt, wenn der Gehalt an flüchtigen Bestandteilen relativ hoch ist, da dann mehr wärme durch die Verbrennung der ausgetriebenen flüchtigen Bestandteile gedeckt wird. Der Siebschnitt für die Trennung des Reduktionsmittels wird in Abhängigkeit von der Reaktionsfähigkeit der Kohle, ihrem Gehalt an flüchtigen Bestandteilen und den erforderlichen Betriebsbedingungen im Ofen gewählt. Bei geringen Durchsatzleistungen des Drehrohrofens liegt der prozentuale Anteil des eingeblasenen kohlenstoffhaltigen Materials an der gesamten eingesetzten Menge im oberen Bereich.
  • Die Trennung des festen kohlenstoffhaltigen Materials in eine gröbere und eine feinere Fraktion erfolgt durch eine Siebung mit einer bestimmten Siebgröße im Bereich von 3- 5 mm.
  • Eine vorzugsweise Ausgestaltung besteht darin, daß die Mischung des eingeblasenen kohlenstoffhaltigen Materials aus 15 - 30 % feinerer Fraktion und 85 bis 70 % gröberer Fraktion besteht. Dieses Mischungsverhältnis ergibt in den meisten Fällen besonders gute Betriebsbedingungen.
  • Eine vorzugsweise Ausgestaltung besteht darin, daß die Menge der eingeblasenen Mischung des festen kohlenstoffhaltigen Materials 15 - 30 % des gesamten aufgegebenen kohlenstoffhaltigen Materials beträgt.
  • Dadurch werden in den meisten Fällen, insbesondere bei hohen Durchsatzleistungen, besonders gute Betriebsbedingungen erzielt.
  • Eine Ausgestaltung besteht darin, daß die obere Korngröße der eingeblasenen gröberen Fraktion begrenzt wird und das darüberliegende Grobkorn abgetrennt und in das Beschickungsende des Drehrohrofens chargiert wird. Die Abtrennung des Grobkorns kann vor der Trennung in die feinere und gröbere Fraktion erfolgen oder nach der Trennung aus der gröberen Fraktion. Dadurch werden grobe Kohlepartikel nicht mit der gröberen Fraktion eingeblasen, wodurch der Gehalt des Austragsmaterials an überschüssigem Kohlenstoff verringert werden und die Betriebsbedingungen im Ofen vergleichmäßigt werden können. Diese Abtrennung wird insbesondere dann durchgeführt, wenn das Reduktionsmittel größere und wechselnde Anteile an grobem Korn enthält.
  • Eine vorzugsweise Ausgestaltung besteht darin, daß die obere Korngröße der eingeblasenen gröberen Fraktion auf 10 bis 15 mm begrenzt wird. Diese Begrenzung ergibt sehr gute Betriebsbedingungen im Drehrohrofen.
  • Eine vorzugsweise Ausgestaltung besteht darin, daß nach der Trennung die feinere Fraktion in einen Behälter und die gröbere Fraktion in einen anderen Behälter geleitet werden, aus den Behältern die entsprechenden Mengen an feinerer und gröberer Fraktion abgezogen, gemischt und in das Austragsende eingeblasen werden, die überschüssigen Mengen der feineren und gröberen Fraktion aus den Behältern separat abfließen und in das Eintragsende des Drehrohrofens chargiert werden. Unter dem Ausdruck "Behälter" sind Schurren, Bunker und dergl. zu verstehen. Am unteren Ende der Behälter sind Austragsvorrichtungen angeordnet, die eine dosierte Entnahme ermöglichen und die gewünschte Menge an feinerer und gröberer Fraktion aus den jeweiligen Behältern steuern. Die überschüssige Menge an feinerer und gröberer Fraktion fließt aus dem oberen Teil der Behälter ab und wird in das Eintragsende des Ofens chargiert. Vor dem Einblasen in das Austragsende und dem Chargieren in das Eintragsende werden die Ströme der Fraktionen in Bunker geleitet und dann dosiert aus diesen abgezogen. Dadurch kann mit sehr geringem Aufwand die erwünschte Mischung von gröberer und feinerer Fraktion für das Einblasen unabhängig von Schwankungen in der Kornzusammensetzung der angelieferten Kohle erreicht werden.
  • Die Erfindung wird anhand von Beispielen näher erläutert.
  • Der Drehrohrofen hatte einen Durchmesser von 4,8 m und eine Länge von 80 m. Er war mit 8 Mantelrohren und 3 Systemen von Düsensteinen ausgerüstet. Durch die Mantelrohre und Düsensteine wurde Luft in den freien Ofenraum geblasen und durch die Düsensteine auch in die Beschickung. Am Austragsende des Ofens waren eine Kohleneinblasvorrichtung und ein Zentralbrenner angeordnet.
  • Folgende Rohstoff wurden eingesetzt:
    Figure imgb0001
  • Beispiel 1
  • Es wurden 12,5 t/h Kohle in das Beschickungsende des Drehrohrofens chargiert und 5 t/h vom Austragsende bis zu einer Länge von 25 m, gerechnet vom Austragsende, eingeblasen.
  • Durch starke Schwankungen des Anteiles der eingeblasenen Kohle mit einer Korngröße unter 5 mm traten sehr unterschiedliche Temperaturverhältnisse im Auslaufbereich des Ofens ein. Bei hohem Anteil stiegen die Temperaturen stark an, verursacht durch starke Verbrennung im freien Ofenraum. Gleichzeitig kam es zu einer Kohlenstoffverarmung im Materialbett, da sich die in das Bett abgeworfene Menge an Grobkorn verringerte, so daß sich trotz hoher Temperatur in diesen Ofenteil eine niedrigere Metallisierung ergab. Durch die hohe Temperatur kam es zu lokalen Überhitzungen und zur vermehrten Bildung von Überkorn.
  • Produkt:
  • Figure imgb0002
  • Beispiel 2
  • Es wurde wie im Beispiel 1 gearbeitet, jedoch wurde Kohle bei einem Siebschnitt von 5 mm in eine grobe Fraktion von 5 - 15 mm und eine feine Fraktion von 0 - 5 mm getrennt, in zwei Bunkern getrennt gelagert, mittels Dosierbandwaagen im konstanten Verhältnis aus den Bunkern abgezogen und wieder vermischt durch die Einblasvorrichtung in den Ofen eingeblasen.
  • Von den 5 t/h, die vom Austragsende eingeblasen wurden, lagen 1,2 t/h in einer Korngröße von 0 - 5 mm und 3,8 t/h in einer Korngröße von 5 - 15 mm vor.
  • Die Temperatur der Ofenatmosphäre im letzten Teil des Drehrohrofens konnte konstant auf etwa 1090° C gehalten werden.
  • Produkt:
    Figure imgb0003
  • Die Vorteile der Erfindung bestehen darin, daß in der Schlußzone des Drehrohrofens vor dem Austragsende sehr konstante Ofenbedingungen eingehalten werden können. Durch die Trennung des Reduktionsmittels und Vermischung einer konstanten Menge der gröberen und feineren Fraktion kann auch bei den üblicherweise ständig schwankenden Feinanteilen der angelieferten Kohle ein genau dosiertes und konstantes Verhältnis von gröberer zu feinerer Fraktion eingestellt und eingehalten werden. Dadurch wird einerseits die Temperatur und andererseits der Kohlenstof fgehalt in der Beschickung weitgehend konstantgehalten und kann, falls erforderlich, schnell und geregelt verändert werden. Das Verhältnis kann so eingestellt und konstantgehalten werden, daß - in Verbindung mit der Verwendung nur einer Einblasvorrichtung - durch die schnelle Verbrennung der feinkörnigen Kohle im Fluge eine konstante Temperatur und ein rapider und konstanter Verbrauch des Sauerstoffs der Trägerluft erzielt wird und dadurch die Verbrennung der gröberen Kohle während des Fluges geringgehalten wird. Dadurch wird auch eine konstante Menge an Kohlenstoff in das Beschickungsbett gebracht.

Claims (6)

  1. Verfahren zur Direktreduktion von eisenoxidhaltigen Materialien zu Eisenschwamm in einem Drehrohrofen, wobei die Beschickung im Gegenstrom zur Gasatmosphäre durch den Drehrohrofen geleitet wird, festes kohlenstoffhaltiges Reduktionsmittel mit hohem Gehalt an flüchtigen Bestandteilen im eine größere und eine feinere Fraction getrennt und zu einem Teil, in das Beschickungsende des Drehrohrofens chargiert, sowie zum anderen Teil durch das Austragsende des Drehrohrofens eingeblasen und über einen Teil der Ofenlänge auf die Beschickung verteilt wird und sauerstoffhaltige Gase an mehreren Stellen durch den Mantel in den Drehrohrofen eingeführt werden, dadurch gekennzeichnet, daß der bis zu 50 % der gesamten Reduktionsmittelzugabe betragende Anteil des festen Reduktionsmittels, welcher mit einer Einblasvorrichtung in das Austragsende des Drehrohrofens eingeblasen wird, eine Mischung aus 10 - 40 % feinerer Fraktion unterhalb 3 - 5 mm Korngröße und 90 - 60 % gröberer Fraktion oberhalb 3 - 5 mm Korngröße ist und auf, gerechnet vom Austragsende, bis zu maximal 50 % der Ofenlänge verteilt wird und das restliche feste, kohlenstoffhaltige Material in das Beschickungsende des Drehrohrofens chargiert wird.
  2. Verfahren nach Anspruch 1 , dadurch gekennzeichnet, daß die Mischung des eingeblasenen kohlenstoffhaltigen Materials aus 15 - 30 % feinerer Fraktion und 85 bis 70 % gröberer Fraktion besteht.
  3. Verfahren nach Anspruch 1 oder 2, dadurch gekennzeichnet, daß die Menge der eingeblasenen Mischung des festen kohlenstoffhaltigen Materials 15 - 30 % des gesamten aufgegebenen kohlenstoffhaltigen Materials beträgt.
  4. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 3, dadurch gekennzeichnet, daß die obere Korngröße der eingeblasenen gröberen Fraktion begrenzt wird und das darüberliegende Grobkorn abgetrennt und in das Beschickungsende des Drehrohrofens chargiert wird.
  5. Verfahren nach Anspruch 4, dadurch gekennzeichnet, daß die obere Korngröße der eingeblasenen gröberen Fraktion auf 10 bis 15 mm begrenzt wird.
  6. Verfahren nach einem der Ansprüche 1 bis 5, dadurch gekennzeichnet, daß nach der Trennung die feinere Fraktion in einen Behälter und die gröbere Fraktion in einen anderen Behälter geleitet werden, aus den Behältern die entsprechenden Mengen an feinerer und gröberer Fraktion abgezogen, gemischt und in das Austragsende eingeblasen werden, die überschüssigen Mengen der feineren und gröberen Fraktion aus den Behältern separat abfließen und in das Eintragsende des Drehrohrofens chargiert werden.
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Families Citing this family (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP2130796B1 (de) 2003-11-21 2016-10-19 DermaTools Biotech GmbH Wässrige Lösungen von reaktive Chlorverbindungen
AT514438B1 (de) 2013-07-04 2015-01-15 Zizala Lichtsysteme Gmbh Fahrzeugscheinwerfer
CN103757168B (zh) * 2013-12-31 2015-10-07 李苏翔 一种炼铁回转窑及其炼铁工艺

Family Cites Families (8)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US981280A (en) 1910-05-12 1911-01-10 John T Jones Method of reducing iron ore.
US2709650A (en) * 1950-05-22 1955-05-31 Johannsen Friedrich Method of processing iron containing materials to nodules
US3097090A (en) * 1960-06-23 1963-07-09 Independence Foundation Metallurgical process
US3890138A (en) * 1971-10-19 1975-06-17 Western Titanium N L Reduction of iron-containing ores
US4375883A (en) * 1980-03-24 1983-03-08 The Direct Reduction Corporation System for recycling char in iron oxide reducing kilns
AU540463B2 (en) * 1981-04-22 1984-11-22 Tata Iron + Steel Co..Ltd. The Production of sponge iron + a rotary kiln for producing the same
US4378244A (en) * 1981-11-03 1983-03-29 The Direct Reduction Corporation System for coal injection in iron oxide reducing kilns
DE3332556A1 (de) 1983-09-09 1985-03-28 Fried. Krupp Gmbh, 4300 Essen Verfahren zur reduktion oxidischer eisenerze im drehrohrofen

Also Published As

Publication number Publication date
DE3769394D1 (de) 1991-05-23
AU7452287A (en) 1987-12-24
ZA874437B (en) 1989-02-22
GR3001794T3 (en) 1992-11-23
CN87104326A (zh) 1988-01-20
ES2021694B3 (es) 1991-11-16
IN164140B (de) 1989-01-21
DE3620842A1 (de) 1987-12-23
AU590862B2 (en) 1989-11-16
EP0255154A1 (de) 1988-02-03
ID929B (id) 1996-09-16
US4838934A (en) 1989-06-13
TR23022A (tr) 1989-01-24
CN1011893B (zh) 1991-03-06

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