SU894007A1 - Method of agglomerating iron-containing materials - Google Patents

Method of agglomerating iron-containing materials Download PDF

Info

Publication number
SU894007A1
SU894007A1 SU802913734A SU2913734A SU894007A1 SU 894007 A1 SU894007 A1 SU 894007A1 SU 802913734 A SU802913734 A SU 802913734A SU 2913734 A SU2913734 A SU 2913734A SU 894007 A1 SU894007 A1 SU 894007A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
sintering
chain
furnace
efficiency
head
Prior art date
Application number
SU802913734A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Валерий Михайлович Борисов
Михаил Гаврилович Бойко
Людмила Сергеевна Агафонникова
Original Assignee
Московский Ордена Трудового Красного Знамени Институт Стали И Сплавов
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 Московский Ордена Трудового Красного Знамени Институт Стали И Сплавов filed Critical Московский Ордена Трудового Красного Знамени Институт Стали И Сплавов
Priority to SU802913734A priority Critical patent/SU894007A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU894007A1 publication Critical patent/SU894007A1/en

Links

Description

Способ осуществл ют следующим образом . Углеродсодержаща  пыль, в частности колошникова , . ее предварительной подготовки используетс  не в качестве компонента шихты, а в качестве дополнительного теплоносител  (от сжигани  углерода топлива), подаваемогоВ смеси с кислородсодержащим агентом, в зону наибольшей температуры зажигатетшного горна. Колошникова  пыль содержит в своем составе 15-20% углерода твердого топлива и окислы металлов, в основном железа . Тонкодисперсность пыли позвол ет обеспечить полное сжигание углерода топ лива на стадии зажигани , нагрев и растшавление железосодержащей части пыли с последующим наслоением расплавленных капель на поверхностный слой шихты. Кро ме того, подача колошниковой пьши под зажигательный горн позволит значительно снизить расход газообразного топлива, не обходимого дл  зажигани  шихты. Вывод колошниковой пыли из агломера ционной шихты обеспечивает высокую степень окомковани  шихты и благопри т . :ные газодинаг шческие услови  процесса., Одной из отличительных особенностей предлагаемого способа  вл етс  подача смеси колошниковой пыли и воздуха, обогащенного кислородом, в зону максимальной температуры зажигательного горна. Зона наибольшей температуры теплоносител  (1бОО°С) от сжигани  газообразного топлива {смесь доменного и пр1фодного газа) расположена на рассто нии ЗОО40О мм от поверхностного сло  шихты. На других горнах, оборудованных плоскопламенными горелками, распределение температурного пол  по высоте факела практически одинаково, за исключением участков, расположенных в непосредственной близости от поверхности шихты. Дл  полного и эффективного сжигани  углерода колошниковой пыли .в зоне зажигани  необходим определенный период времени, обусловленный местом вдувани  смеси пы , ли и окислител  в зону зажигани  и тем . паратурой основного теплоносител Дл  обычных зажигательных горнов наибольший эффект, и полнота сжигани  углерода колошниковой пыли достигаетс  при ее подаче в зону максимальных температур . Дл  горнов, оборудованных плоскопламенными горелками, место подачи колошниковой пьши должно располагатьс  на рассто нии 20О-ЗОО мм от поверхностного сло  шихты. Месторасположение ввода смеси колошниковой пыли и газа-окислител   вл етс  необходимым, но недостаточным условием дл  повышени  эффективности утилизации пьиш и более полного сжигани  углерода топлива. Полнота сгорани  углерода колошниковой пыли, обеспечивающа  заданную температуру зажигани , достигаетс  только при условии обогащени  воздуха кислородом , причем содержание последнего должно составл ть 50-60%. Снижение концентрации кислорода в воздухе приводит к снижению калориметрической температуры и температзфы над слоем шихты, что нарушает услови  теплового режима работы горна, приводит к увеличению расхода газа и ухудшению качества верха пирога. Чрезмерное увеличение кислорода требует разработки новых конструктивных решений газогорелочного устройства и высоких капитальных затрат. J Другим отличительным признаком пред (Лагаемого способа  вл етс  соотношение между расходом газообразного топлива и углерода колошниковой пыли, выраженное количеством тепла, поступающего от каждого теплоносител . Указанное соотношение тесно взаимосв зано как с ссндержанием кислорода в воздухе, так и с конструктивными особенност ми зажигательного горна. Оптимальное количество колошниковой пыли, вдуваемой в смеси с воздухом, обогащенным кислородом, должно составл ть 6-12 кг/г агломерата (0,6-1,2т/ч), при этом количество тепла от сжигани  15% углерода, вход щего в состав пыли, составл ет О, 1,4 1О ккал/ч. При общем количестве тепла, поступающего на зажигание шихты, равном (3,5-3,6)х1О ккал/ч, соотношение между количеством тепла от сжигани  газообразного и твердого топлива составл ет 1:(0,2-О,4). Введение колошниковой пыли в количестве 6-12 кг/т агломерата (0,6-1,2 т/ч)позвол ет снизить расход природного газа на 31-32 . При этом температура зажигани  остаетс  на заданном уровне и составл ет . Уменьшение, расхода колошниковой пыли ниже оптимальных значений не приводит к улучшению технико-экономических показателей процесса в силу того, что, во-первых, затраты на обогащение дуть  кислородом не компенсируютс  незначительным снижением расхода природногоThe method is carried out as follows. Carbonaceous dust, in particular koloshnikov,. its preliminary preparation is not used as a component of the charge, but as an additional coolant (from burning carbon of the fuel) supplied to the mixture with an oxygen-containing agent to the zone of the highest temperature of the hearth. Koloshnikov dust contains in its composition 15-20% of carbon solid fuel and oxides of metals, mainly iron. The fine dispersion of dust makes it possible to ensure complete combustion of the carbon of the fuel at the ignition stage, heating and expansion of the iron-containing part of the dust with subsequent layering of the melted droplets on the surface layer of the charge. In addition, the supply of the top part under the incendiary horn will significantly reduce the consumption of gaseous fuel required to ignite the charge. The removal of flue dust from the sintering mixture provides a high degree of pelletizing of the charge and good t. : One gas-dynamic conditions of the process. One of the distinguishing features of the proposed method is to feed a mixture of top dust and oxygen-enriched air into the zone of the maximum temperature of the incendiary hearth. The zone of the highest temperature of the coolant (1 ° C) from the combustion of gaseous fuel (a mixture of blast furnace gas and industrial gas) is located at a distance of 60–40 mm from the surface layer of the mixture. On other furnaces equipped with flat-flame burners, the distribution of the temperature field along the height of the torch is almost the same, with the exception of areas located in close proximity to the surface of the charge. For complete and efficient combustion of carbon from flue dust. In the ignition zone, a certain period of time is necessary, due to the place where the mixture of dust and oxidant is blown into the ignition zone and so. By the main coolant circuit, for ordinary incendiary furnaces, the greatest effect is achieved, and the combustion of the blast dust from carbon is achieved when it is fed to the zone of maximum temperatures. For horns equipped with flat-flame burners, the place of supply of the top furnace should be located at a distance of 20О-ZOO mm from the surface layer of the charge. The location of the entry of a mixture of flue dust and an oxidizing gas is a necessary, but not sufficient condition for increasing the efficiency of disposal of food and for more complete burning of carbon in the fuel. The completeness of the combustion of carbon from flue dust, which ensures the preset ignition temperature, is achieved only if oxygen is enriched with air, and the content of the latter should be 50-60%. A decrease in the concentration of oxygen in the air leads to a decrease in calorimetric temperature and temperature above the charge layer, which violates the conditions of the thermal conditions of the furnace, leads to an increase in gas consumption and deterioration in the quality of the top of the cake. An excessive increase in oxygen requires the development of new design solutions for a gas-burning device and high capital costs. J Another distinguishing feature of the proposed (Lagged method is the ratio between the consumption of gaseous fuel and carbon flue dust, expressed by the amount of heat supplied from each coolant. This ratio is closely interrelated with both oxygen depletion in the air and the incendiary hearth. The optimum amount of flue dust blown in a mixture with oxygen-enriched air should be 6-12 kg / g sinter (0.6-1.2 t / h), while the amount of heat from burning 15% of the carbon in the dust is O, 1.4 10 O kcal / h. With the total amount of heat supplied to the ignition of the charge equal to (3.5–3.6) x1 O kcal / h, the ratio between heat from burning gaseous and solid fuels is 1: (0,2-O, 4). The introduction of top dust in the amount of 6-12 kg / ton of sinter (0.6-1.2 t / h) reduces the consumption of natural gas at 31-32. At the same time, the ignition temperature remains at a predetermined level and is. A reduction in the flue dust consumption below optimal values does not lead to an improvement in the technical and economic indices of the process due to the fact that, firstly, the cost of enrichment with oxygen is not compensated by a slight decrease in the consumption of natural gas.

газа за счет вдувани  колошниковой пыли и, во-вторых, выход возврата из верхних слоев пирога остаетс  на прежнем уровне . Кроме того, использование колошниковой пыли в качестве дополнительного теплоносител  не сбалансировано по отношению к выходу в процессе доменной плавки Поэтому основную массу колошниковой пыли (около 7О%) приходитс  вводить в аглошихту.gas by blowing in flue dust and, secondly, the return yield from the upper layers of the cake remains at the same level. In addition, the use of flue dust as an additional coolant is not balanced with respect to the output in the blast furnace smelting process. Therefore, the bulk of flue dust (about 7%) must be introduced into the charge.

Чрезм ное увеличение расхода колош{1ИКОВОЙ пыли сопровождаетс  снижением стойкости горна за счет догорани  частиц и плавлени  окислов железа на поверхности футеровки горна, развитием -жидкофазншх превращений и экранированием поверхности шихты расплавом, ухудшаюпшм газодинамические услови  процесса , а также выссжим расходом кислорода При этом возникает потребность в разработке принципиально новой конструк .ции зажигательного горна.An excessive increase in the consumption of colds {1IKOVA dust accompanied by a decrease in the resistance of the hearth due to burning of particles and melting of iron oxides on the surface of the lining of the hearth, the development of liquid phase transformations and shielding the surface of the charge melt, worsening gas dynamic conditions of the process, as well as high oxygen consumption. the development of a fundamentally new incendiary horn design.

Пример. Исследовани  по использованию колошниковой пыли в качестве дополнительного теплоносител  провод т в промышленных услови х на агломашине . Дл  этой цели между горном и отражательным листом на высоте 1,6 м отExample. Studies on the use of flue dust as an additional coolant were carried out under industrial conditions on an sintering machine. For this purpose between the mountain and the reflection sheet at a height of 1.6 m from

ПоказательIndicator

поверхности шихты устанавливают емкость объемом 0,6 м в которую вручную загружают колошниковую пыль,. содержащую , %: углерода 12,15; а37,3;the surface of the charge set capacity of 0.6 m in which the flue dust is manually loaded. containing,%: carbon 12,15; a37.3;

СаО 8,13; 5 Оа 9,17; AtpOa 0.69 и МиО 1,52.CaO 8.13; 5 Oa 9.17; AtpOa 0.69 and M & A 1.52.

Нижн   конусна  часть емкости соедин етс  посредством трубопровода с эжектируюишм устройством, работаюаим наThe lower conical part of the vessel is connected via a pipeline with an ejection device, working on

смеси кислорода и сжатого воздуха. Облада  высокой текучестью, колошникова  пыль поступает в эжектор, захватываетс  воздушным потоком и вдуваетс  под зажигательный горн. Угол раскрыти  эжектора обеспечивает равномерное распределение пыли по ширине горна.mixture of oxygen and compressed air. Possessing high fluidity, the blast furnace dust enters the ejector, is captured by the air flow and blown under the incendiary horn. The opening angle of the ejector ensures an even distribution of dust across the width of the hearth.

Расход колошниковой пыли измен ют в пределах 3,6,9,12,15 кг/т агломератаThe consumption of top dust varies within 3,6,9,12,15 kg / t sinter

с шагом, равным 3. Сжатый воздух обоащаетс  кислородом до 50-60%. Каждый опытный период после стабилизации режима подачи пыли продолжаетс  в течение 1 ч. При этом отбирают пробы агломерата и фиксируют показатели работы аглоленты.in increments of 3. Compressed air is supplied with oxygen up to 50-60%. Each experimental period after the stabilization of the dust supplying mode lasts for 1 hour. At the same time, samples of the sinter are taken and the performance of the sintering tape is recorded.

Результаты исследований представлены в таблице.The research results are presented in the table.

Расход колошниковой пыли на зажиганиеFlue dust consumption per ignition

Выход класса 1,6 мм после второго барабанаOutput class 1.6 mm after the second drum

Снижение расхода газа на зажигание, Reduced gas consumption for ignition,

Температура зажигани , «СIgnition temperature, “С

Выход годного агломерата , %The yield of sinter,%

Производительность,Performance,

Т(/ЧT (/ H

Барабанна  проба, %Drum sample,%

Анализ данных в таблице показывает, что вывод всей колошниковой пыли из аглошихты (колонки 4-6) позвол ет значи29 ,1 28,3 17,9 12,4 12,3 12,3An analysis of the data in the table shows that the removal of all top dust from the charge (columns 4–6) allows for 29,228.3 17.9 12.4 12.3 12.3

О 6,0 31 48 62 62O 6.0 31 48 62 62

125О 1200 1250 125О 1250 12ОО125О 1200 1250 125О 1250 12ОО

57,О57,3 67,8 68,0 68,О 67,557, O57.3 67.8 68.0 68, O 67.5

1,51,51 1,62 1,62 1,63 1,601.51.51 1.62 1.62 1.63 1.60

19,319,0 14,2 14,3 14,0 14,119,319.0 14.2 14.3 14.0 14.1

Claims (1)

тельно улучшить технико-экономические показатели подготовки и спекани  шихты. Качество окомковани  улучшаетс , выход :класса 1,6 мм уменьшаетс  по сравнению с базовым периодом (колога 1) на 11-16 a6ci%. Значительно уменьшаетс  . расход газа на эажигатае, увеличиваетс  выход годного (за счет более высокой прочности верха пирога) и удельна  Производительность на 7,3-7,9%. Прочность агломерата возростает на 4-5 абс.%. Формула изобретени  Способ аглом ашга жепезосодержатоих материалов, включающий использование углбродсодержашей пыли, дозирование ком понентов, их смешивание, увлажнение, окомкование, зажигание углерода топлива шихты основным газообразным теплоносителем и ее спекание, отличающийс  тем, что, с цепью повышени  эффективности .использовани  колошниковой и конверторной пыли и улучшени  качества продукта, углеродсодержатцую пыль вдувают в зону максимальной температуры основного теплоносител  на стадии зажигани , одновременно ввод  в эту зону газообразный окислитель, причем количество тепла от осношгого и дополнительного теплонЬсител  поддерживают в пределах 1: (0,2-0,4), Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1. Патент Австралии № 297787, кл. 184, 1968.to improve the technical and economic indicators of the preparation and sintering of the charge. The quality of pelletizing is improved, the yield: the 1.6 mm class is reduced compared to the base period (1) by 11-16 a6ci%. Significantly reduced. gas flow at an eaigigate increases the yield of the suitable one (due to the higher strength of the top of the cake) and the specific productivity by 7.3-7.9%. The strength of the sinter increases by 4-5 abs.%. Claims method with aggly ashga and sand-containing materials, including using carbon dust, dosing of components, mixing them, wetting, pelletizing, igniting carbon fuel and the main gaseous coolant and sintering it, characterized in that, with the efficiency chain, the furnace head and converter will be sintering, characterized in that with an efficiency head chain and a sintering sintering chain, which uses an open furnace head and a sintering chain, characterized in that, with the efficiency chain, the furnace head and converter will be sintering, characterized in that with an efficiency chain, the furnace head and converter will be sintering, characterized in that it uses a brazed furnace and a sintering chain to increase the efficiency of using a brass furnace and a sintering unit, characterized in that it uses a head furnace and a sintering chain, which increases efficiency and uses a furnace head and a sintering unit, which is characterized in that it uses a head furnace and a sintering chain in order to increase the efficiency of using a brazier and converter. and improving product quality, carbonaceous dust is blown into the zone of maximum temperature of the main heat carrier at the ignition stage, while simultaneously entering into zone at the oxidant gas, the amount of heat from the additional teplonsitel osnoshgogo and maintained in the range 1: (0.2-0.4) and the information sources, the received note in the examination № 1. Australian Patent 297787, cl. 184, 1968.
SU802913734A 1980-04-22 1980-04-22 Method of agglomerating iron-containing materials SU894007A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802913734A SU894007A1 (en) 1980-04-22 1980-04-22 Method of agglomerating iron-containing materials

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU802913734A SU894007A1 (en) 1980-04-22 1980-04-22 Method of agglomerating iron-containing materials

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU894007A1 true SU894007A1 (en) 1981-12-30

Family

ID=20891289

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU802913734A SU894007A1 (en) 1980-04-22 1980-04-22 Method of agglomerating iron-containing materials

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU894007A1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US3163520A (en) Process and apparatus for preheating and pre-reduction of charge to electric furnace
CN1036471C (en) A smelting reduction method with high productivity
KR900004107B1 (en) Process for the production of pig iron
CN101649366B (en) Method and device for making iron by smelting reduction
US6270553B1 (en) Direct reduction of metal oxide agglomerates
US3206299A (en) Dense-bed, rotary, kiln process and apparatus for pretreatment of a metallurgical charge
US4324583A (en) Supersonic injection of oxygen in cupolas
JP2005500233A (en) Mineral fiber manufacturing method and manufacturing apparatus
JPH0754030A (en) Preparation of steel
RU2220209C2 (en) Method of direct reduction of iron
US5423951A (en) Process of continuously making coke of high density and strength
JPH0319175B2 (en)
SU894007A1 (en) Method of agglomerating iron-containing materials
KR20010072468A (en) Method for producing liquid pig iron
US4304597A (en) System for control of sinter formation in iron oxide reducing kilns
US4266968A (en) Process for injecting brown coal into a blast furnace
WO1982000460A1 (en) A method and an apparatus for the production of a melt
US3832158A (en) Process for producing metal from metal oxide pellets in a cupola type vessel
US3295955A (en) Smelting method and device
US4828607A (en) Replacement of coke in plasma-fired cupola
US4772318A (en) Process for the production of steel from scrap
RU2144060C1 (en) Method for increasing combustibility of coal used in cast iron production process
CA1119001A (en) Process of directly reducing iron oxide-containing materials
US4179283A (en) Production of metals
RU1827386C (en) Method of heating and fusion of solid metal charge in converter with combination oxygen-fuel blast