UA72754C2 - A method for decreasing the elutriation loss of fine iron ore in a circulating fluidized bed type reducing operation in furnace (variants) - Google Patents
A method for decreasing the elutriation loss of fine iron ore in a circulating fluidized bed type reducing operation in furnace (variants) Download PDFInfo
- Publication number
- UA72754C2 UA72754C2 UA2001096332A UA2001096332A UA72754C2 UA 72754 C2 UA72754 C2 UA 72754C2 UA 2001096332 A UA2001096332 A UA 2001096332A UA 2001096332 A UA2001096332 A UA 2001096332A UA 72754 C2 UA72754 C2 UA 72754C2
- Authority
- UA
- Ukraine
- Prior art keywords
- iron ore
- fluidized bed
- furnace
- particles
- finely divided
- Prior art date
Links
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 278
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 136
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 50
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 title abstract 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 27
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 claims abstract description 7
- 239000006028 limestone Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000010459 dolomite Substances 0.000 claims abstract description 5
- 229910000514 dolomite Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 108
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 50
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 34
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims description 32
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 25
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 20
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims description 19
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 19
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 claims description 13
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 6
- 241000202943 Hernandia sonora Species 0.000 claims 1
- 238000012876 topography Methods 0.000 claims 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 abstract description 9
- 238000002156 mixing Methods 0.000 abstract description 2
- VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L Calcium carbonate Chemical compound [Ca+2].[O-]C([O-])=O VTYYLEPIZMXCLO-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract 4
- 229910000019 calcium carbonate Inorganic materials 0.000 abstract 2
- 235000010216 calcium carbonate Nutrition 0.000 abstract 2
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 abstract 1
- 229910000021 magnesium carbonate Inorganic materials 0.000 abstract 1
- 235000014380 magnesium carbonate Nutrition 0.000 abstract 1
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical compound [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 15
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 9
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 8
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 8
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 6
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 6
- 238000005243 fluidization Methods 0.000 description 6
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 6
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 5
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 3
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 3
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 3
- 239000013589 supplement Substances 0.000 description 3
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 description 2
- 238000000576 coating method Methods 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 2
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000001172 regenerating effect Effects 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 241000343235 Maso Species 0.000 description 1
- 101100165358 Saccharomyces cerevisiae (strain ATCC 204508 / S288c) BIO5 gene Proteins 0.000 description 1
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008859 change Effects 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 239000012459 cleaning agent Substances 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 1
- 230000035699 permeability Effects 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 230000010349 pulsation Effects 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 238000003786 synthesis reaction Methods 0.000 description 1
- 238000005494 tarnishing Methods 0.000 description 1
- 238000009423 ventilation Methods 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0033—In fluidised bed furnaces or apparatus containing a dispersion of the material
-
- 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
- C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
- C22B5/14—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases fluidised material
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/10—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions
- Y02P10/134—Reduction of greenhouse gas [GHG] emissions by avoiding CO2, e.g. using hydrogen
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Dispersion Chemistry (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Crucibles And Fluidized-Bed Furnaces (AREA)
Description
Опис винаходу
Цей винахід стосується способу зменшення втрат від відмулювання тонкоподрібненої залізної руди в процесі 2 відновлення в печі з використанням псевдозрідженого шару. Якщо більш конкретно, цей винахід стосується способу зменшення втрат від відмулювання тонкоподрібненої залізної руди в ході відновлення в печі з використанням псевдозрідженого шару, в якому добавку подають разом з тонкоподрібненою залізною рудою або тонкоподрібнену залізну руду перед подачею в піч з використанням псевдозрідженого шару покривають шламом, зменшуючи, таким чином, втрати від відмулювання тонкоподрібненої залізної руди.
В даний час руда у 8095 родовищ залізної руди має розмір частинок менший ніж 8мм. У зв'язку з цим, метод одержання заліза в печах з використанням псевдозрідженого шару привертає до себе увагу як наступна генерація методів одержання заліза. Тому, дослідження цього способу і його розвиток пожвавилися в цілому світі, включаючи Європу, Америку, Японію і Корею.
Великі частки залізної руди можна відновлювати в звичайних печах з використанням нерухомого шару, але у 12 випадку використання тонкоподрібненої залізної руди, якщо швидкість руху газу є дуже малою, як у печі з використанням нерухомого шару - то може мати місце спікання або подібні явища і, як наслідок, процес відновлення може бути припинений. Тому, для того щоб забезпечити рівномірність потоку із твердих частинок залізної руди, в цьому випадку процес необхідно проводити в печах з використанням псевдозрідженого шару, в яких вентиляція повинна бути більш ефективною, а швидкість руху газу - достатньо великою.
Тим часом, метод відновлювальної плавки включає: процес попереднього відновлення твердих частинок залізної руди, використовуючи синтез-газ: СОН 25 (останній може бути одержаний з природного газу або з вугілля); процес відновлювальної плавки розплавленої залізної руди, яку піддали попередньому відновленню, і, нарешті, процес її остаточного відновлення.
У процесі попереднього відновлення залізну руду, що має широкий розподіл за розмірами частинок, с формують у спечену залізну руду або залізорудні окатиші, і вона використовується безпосередньо без Ге) попередньої обробки подібно до того, як у звичайній доменній печі. Однак, процес агломерації дуже ненадійний і тому бажано від нього відмовитись.
У цьому способі обмеження щодо характеристик сировини можуть бути подолані, тому проміжною стадією агломерації тонкоподрібненої залізної руди, а також засобами для її виконання, можна знехтувати. Таким чином, в тонкоподрібнена залізна руда може використовуватися безпосередньо і, в зв'язку з цим, може бути досягнута ою значна економія коштів.
У цьому способі відновлення тонкоподрібненої залізної руди, в якому використовується газ - відновник, в необхідні висока газопроникність, однорідність температури в межах печі, тоді як поверхні зіткнення часток Га повинні бути значними. Для цього необхідна піч з використанням псевдозрідженого шару.
Зо Типовими промисловими процесами відновлення залізної руди в печах з використанням псевдозрідженого - шару є БІО5 в Японії, НІЗМЕЇ Т і РІОК в Австралії.
Однак, для вищезгаданих процесів не вирішені такі проблеми: у ході відновлення має місце злипання часток, спостерігаються втрати через винос за межі печі тонкоподрібнених частинок залізної руди, а також зменшується « швидкість видалення відновленого заліза. З 70 Приклад печі з відновлювальною атмосферою з використанням псевдозрідженого шару приводиться в с Японській відкритій заявці на патент МоНеі-6-306432. Ця піч з використанням псевдозрідженого шару зображена
Із» на Фіг.1. Як показано на Фіг.1, піч з використанням псевдозрідженого шару 10 структурно складається з циліндричної печі з відновлювальною атмосферою 11 і циклонних уловлювачів 14 і 15. Газ - відновник подається через отвір для подачі газу 13, що знаходиться в основі циліндричної печі з відновлювальною атмосферою і проходить через газорозподільник 16. Тим часом, піч наповнюють частинками тонкоподрібненої залізної руди і через завантажувальний люк для залізної руди 12. Потім, частинки залізної руди вступають у реакцію з ка газом-відновником, нагрітим до температури, яка є достатньою для відновлення залізної руди. Після протікання деякого інтервалу часу, відновлена тонкоподрібнена залізна руда випускається через випускний отвір для і залізної руди 17. сл 20 Однак, якщо частинки перемішуються в псевдозрідженому шарі у відновлювальній печі, то подрібнення може бути викликаним зіткненнями частинок між собою та зі стінками печі, з подальшим утворенням частинок менших
Т» розмірів. В ході подрібнення згадані явища серйозно впливають на теплові зіткнення і зміну внутрішньої будови частинок руди.
Відповідно до експериментів, проведених 5айо зі співробітниками, у випадку, коли тонкоподрібнені частинки 29 залізної руди відновлюються при високій температурі в межах псевдозрідженого шару, відбувається вказане
ГФ) утворення порошку, що призводить в результаті до зменшення діаметрів частинок і нагромадження дрібнодисперсних фракцій. Таким чином, спостерігається збільшення кількості тонкоподрібнених часток залізної о руди. Ці тонкоподрібнені частки залізної руди повертаються в піч завдяки циклонному уловлювачу, або захоплюються пилозбірником, циркулюючи в ході процесу до остаточного відновлення. 60 Однак, за цих умов, найбільш тонко подрібнені частинки не можуть бути захоплені циклонним уловлювачем, вони вилітають за межі печі, викликаючи втрати від відмулювання. В даний час, втрати від відмулювання у ОІО5 процесі досягають 10-2095 і, якщо цей процес застосовується в промисловій печі, то виникають суттєві проблеми. Враховуючи продуктивність промислової печі з відновлювальною атмосферою, допустимий рівень втрат від відмулювання не повинен перевершувати приблизно 595. бо Але якщо швидкість газу в печі занадто висока, кількість тонкоподрібнених відмулених часток збільшують для того, щоб зменшити швидкість вилучення. З іншого боку, якщо швидкість потоку дуже мала, то великі частинки концентруються над газорозподільником, перешкоджаючи потоку відновлювального газу. Це призводить до неоднорідного відновлення і спікання частинок, що, у свою чергу, викликає зупинку процесу відновлення. Вказані явища спікання були серйозною проблемою при відновленні великих частинок залізної руди. Щоб перебороти цю проблему, частинки залізної руди покривають присадками або вуглецем, але в цьому випадку, необхідні додаткові операції, що призводить до збільшення собівартості процесу.
Для вирішення проблем, згаданих вище, автори запропонували цей винахід, що базується на результатах досліджень і експериментів. 70 Таким чином, метою даного винаходу є спосіб зменшення втрат від відмулювання тонкоподрібненої залізної руди в процесі відновлення в печі з використанням псевдозрідженого шару, в якому разом з тонкоподрібненою залізною рудою вводять добавку, або тонкоподрібнену залізну руду перед подачею в піч покривають шламом.
Для досягнення згаданої мети у способі зменшення втрат, пов'язаних з | виносом тонкоподрібнених часток залізної руди в процесі відновлення в печі з і використанням псевдозрідженого шару, застосовують установку з 7/5 Використанням псевдозрідженого шару, яка включає: піч для одержання псевдозрідженого шару, (шар являє собою суміш із тонкоподрібненої залізної руди і відновлювального газу, що подається через нижню частину печі,) для відновлення тонкоподрібненої залізної руди, вивантаження відновленої тонкоподрібненої залізної руди і випуску відпрацьованого газу, а також циклонний уловлювач для уловлювання тонкоподрібнених частинок залізної руди і відділення їх від відпрацьованого газу, щоб вивільнити газ після його відділення від тонкоподрібнених частинок залізної руди і рециклювати тонкоподрібнені частинки залізної руди, після їх відділення від відпрацьованого газу, в піч з використанням псевдозрідженого шару, спосіб включає стадію: завантаження 3-6 об'ємних відсотків вапняку (СасСо з) або доломіту (СаСО», МаСОз) разом з тонкоподрібненою залізною рудою в піч з використанням псевдозрідженого шару. с
В іншому варіанті даного винаходу, у способі зменшення втрат від відмулювання тонкоподрібнених частинок о залізної руди в процесі відновлення в печі з використанням псевдозрідженого шару, використовується установка з використанням псевдозрідженого шару, що включає: піч для одержання псевдозрідженого шару; (шар являє собою суміш із тонкоподрібненої залізної руди і відновлювального газу, що подається через нижню частину печі,) для відновлення тонкоподрібненої залізної «г зо руди, вивантаження відновленої тонкоподрібненої залізної руди і випуску відпрацьованого газу, а також циклонний уловлювач для уловлювання тонкоподрібнених частинок залізної руди і відділення їх від що) відпрацьованого газу, щоб вивільнити газ після його відділення від тонкоподрібнених частинок залізної руди і М рециклювати тонкоподрібнені частинки залізної руди, після їх відділення від відпрацьованого газу, в піч з використанням псевдозрідженого шару, с спосіб включає стадії: додавання до тонкоподрібненої залізної руди 0,2-5,095 за вагою шламу, перемішування М суміші з метою одержання тонкоподрібненої залізної руди покритої шламом, висушування продукту при температурі 105-8002С протягом 1-24 годин; а також завантаження тонкоподрібненої залізної руди, покритої шламом, у піч з використанням псевдозрідженого шару.
Згадана задача та інші переваги цього винаходу стають більш очевидними ; завдяки детальному опису « оптимального варіанту здійснення цього винаходу з посиланням на додані малюнки, де 8 с на Фіг.1 схематично зображено вигляд звичайної печі з використанням псевдозрідженого шару для й відновлення тонкоподрібненої залізної руди; «» на Фіг.2 зображено схематичний вигляд проекції експериментальної печі з використанням псевдозрідженого шару для відновлення тонкоподрібненої залізної руди, згідно з цим винаходом; на Фіг.З схематично зображено вигляд іншого варіанту експериментальної печі з використанням -і псевдозрідженого шару для відновлення тонкоподрібненої залізної руди, згідно з цим винаходом; а також на Фіг.А4 представлено графічну ілюстрацію залежності ступеня відмулювання від кількості добавленої о присадки. -І У даному винаході пропонується спосіб відновлення тонкоподрібненої залізної руди в печі з використанням 5р псевдозрідженого шару, обладнаної циклонним уловлювачем. і-й Однак, фактично цей винахід може бути застосований і до багатоступеневого відновлювального апарату з
Та» використанням псевдозрідженого шару. У способі відновлення тонкоподрібненої залізної руди застосовується піч з використанням псевдозрідженого шару і циклонний уловлювач, тонкоподрібнену залізну руду завантажують у піч з використанням псевдозрідженого шару, і через нижню частину печі вводять газ-відновник для відновлення тОоНнКОПОДдрібненої залізної руди у сформованому псевдозрідженому шарі. За цих умов тонкоподрібнені частинки, що знаходяться в газі-відновнику, рухаються в циклонний уловлювач. Після цього тонкоподрібнені частинки іФ) відділяють у циклонному уловлювачі від газу і повертають у піч з використанням псевдозрідженого шару, в той ко час як деяка кількість тонкоподрібнених частинок разом з більш великими частинками вивантажується з печі через випускний отвір. во У випадку, коли відновлення тонкоподрібненої залізної руди із широким розподілом за розмірами частинок проводять у печі з використанням псевдозрідженого шару, залізна руда подрібнюється на початковій стадії реакції і тому, іноді, новоутворені тонкоподрібнені частинки займають досить великі об'єми. В зв'язку з цим, об'єми циркулюючих тонкоподрібнених частинок з часом збільшуються. Отже, якщо місткість циклонного уловлювача менша ніж об'єми тонкоподрібнених частинок, що нагромадилися, то ефективність роботи 65 циклонного уловлювача суттєво знижується. Далі, у цьому випадку, втрати від відмулювання стають більшими ніж кількість тонкоподрібнених частинок, що повертається в піч з відновлювальною атмосферою. Тому, зворотна труба може закупорюватися, в результаті кількість тонкоподрібнених частинок, що збираються за межами печі, зростає. Це, в свою чергу, призводить до додаткових проблем, пов'язаних з роботою печі з відновлювальною атмосферою, а також з роботою засобів газоочищення і систем очищення води, що, в результаті, може призвести до зупинки процесу відновлення.
Щоб вирішити згадані проблеми, даний винахід виконано таким чином, що разом з тонкоподрібненою залізною рудою вводять у піч з використанням псевдозрідженого шару частинки вапняку або доломіту, які мають розмір О,15мм, що в свою чергу дає можливість запобігти втратам від відмулювання тонкоподрібнених частинок залізної руди, а також запобігти подрібненню. 70 Даний винахід буде описано більш детально. А саме, тонкоподрібнені частинки добавок, що вводять разом з тонкоподрібненими частинками залізної руди в піч з відновлювальною атмосферою, мають меншу питому вагу і, тому, вони відхиляються від киплячого шару, потрапляючи в циклонний уловлювач разом з тонкоподрібненими частинками залізної руди.
Тоді тонкоподрібнені частинки добавок, що потрапили в циклонний уловлювач, взаємодіють з тонкоподрібненими частинками залізної руди, покриваючи поверхню останніх. Отже, псевдорозміри частинок збільшуються, і ці частинки залізної руди в процесі рециклу повертаються в піч з відновлювальною атмосферою.
Таким чином, завдяки завантаженню тонкоподрібнених частинок добавок у піч з використанням псевдозрідженого шару, стабілізується відносно деякого рівня кількість тонкоподрібнених частинок залізної руди, що проходить через циклонний уловлювач, підтримуючи при цьому високу ефективність роботи циклонного уловлювача.
В даному винаході величина завантаження тонкоподрібненими частинками добавок не повинна перевищувати 3-695. Причини такі. Якщо величина завантаження менша ніж 395, то вплив добавок недостатній, в той час, якщо вона перевищує 695, то температура в печі знижується через поглинання тепла в ході реакції добавок з газом-відновником. с
Розмір частинок добавок переважно повинен бути рівним 0,15мм, у зв'язку з тим, що при цих розмірах вони о можуть легко захоплюватися циклоном.
Тим часом, після ще більшого подрібнення дрібнодисперсних частинок залізної руди, кількість частинок з розмірами О,їмм або менше зростає приблизно до 3095. Слід відзначити, що цей факт є загальновідомим.
Вважаючи, що це припущення є істинним, кількість добавок, яку необхідно додати, повинна складати від 10 до «г зо 207о відносно загальної суми частинок залізної руди, що мають розмір 0,їмм або менше. В експериментах авторів цього патенту було підтверджено, що така кількість добавок є оптимальною для зменшення втрат, юю пов'язаних з виносом тонкоподрібнених частинок залізної руди. М
В іншому варіанті даного винаходу пропонується такий спосіб. До тонкоподрібненої залізної руди додається шлам в кількості 0,2-5,0956. Руду і шлам перемішують для того, щоб покрити шламом тонкоподрібнені частки с залізної руди. Суміш висушують при температурі 105-8002С протягом 1-24 годин. Слідом за цим тонкоподрібнені ї- частинки залізної руди, які покриті шламом, подають у піч з використанням псевдозрідженого шару, таким чином запобігають втратам від відмулювання тонкоподрібнених частинок залізної руди, а також запобігають і подрібненню.
Шлам, що використовується в даному винаході - це, по-перше, шлам плавильної печі, отримуваний при « захопленні водою пилу у ході очищення вихідних газів плавильної печі. По-друге, це шлам, одержуваний при шщ с захопленні водою пилу в, ході очищення вихідних газів печі з використанням псевдозрідженого шару. Типовий й процес виробництва розплавленого заліза включає процеси СОКЕХ та РІМЕХ. "» До складу шламу, якому надається перевага, і, який є придатним для використання у даному винаході, входять: 5-5090 Рей), 2-2095 5ІО», 3-3095 Сас, 2-11.595 АІ2Оз, 1-3,595 Мас, 2-996 С, 195 чи менша кількість ТіО», 170 чи менша кількість Р2Ов, 1,596 чи менша кількість КО, 0,195 чи менша кількість Ма?О, і 195 чи менша -і кількість З.
Серед вищезгаданих інгредієнтів СаО, Мо, АІ2Оз і С запобігають росту губчатого заліза і спіканню о частинок. Далі, СаО і МдО запобігають відмолюванню тонкоподрібнених частинок залізної руди, таким чином -І поліпшуючи ступінь відновлення заліза.
Незважаючи на те, що Сас, Моо і АІ»5Оз ефективні в запобіганні явищ спікання, якщо вони введені в піч з і-й надлишком, то кількість відновленого заліза зменшується, і тому, вміст цих добавок повинен регулюватися
Та» належним чином.
Далі, С - сильний агент що запобігає спіканню і чим вищий його вміст, тим більш ефективним буде процес.
Крім того, з нього утворюється відновлювальний газ (СНСО2-2С0О), який збільшує відновлювальну здатність і одночасно виступає як джерело додаткової теплоти. Діючи подібно до відновлювального газу плавильної печі, він дає можливість зменшити використання вугілля. іФ) Тим часом, 5 - інгредієнт, що сприяє спіканню, тому його вміст повинен бути обмежений 195 або і менше. ко При цьому, шлам, яким покриті тонкоподрібнені частки залізної руди, повинен складати переважно 0,2-5,095 від загальної ваги тонкоподрібнених частинок залізної руди. во Якщо кількість шламу менша ніж 0,295, його вплив на запобігання спікання і розкладання стає недостатнім. З іншого боку, якщо кількість шламу перевищує 5,096, то висушений шлам розкладається, видаляючись з реакційного об'єму, тим самим роблячи можливою зупинку або порушення процесу.
У даному винаході, використовуючи ротаційний (обертальний) пристрій випалювальної або сушильної печі або їм подібний пристрій, вищезгадану кількість текучої суспензії шламу змішують із сировинною б5 тонкоподрібненою залізною рудою. В такий спосіб тонкоподрібнені частки залізної руди покриваються шламом, потім, перед завантаженням покритих шламом тонкоподрібнених частинок залізної руди в піч з відновлювальною атмосферою, суміш сушать.
У даному винаході вищезгадана сушка виконується при температурі 105-8002С протягом 1-24 годин.
Якщо температура сушки занадто низька або, якщо час сушки занадто короткий, то не можливо досягнути достатнього висихання частинок. Тому, якщо піч заповнюють не достатньо сухими частинками, покритими шламом, вони агломеруються, призводячи до закупорки труб, і, в цьому випадку псевдозрідження частинок у межах печі з використанням псевдозрідженого шару стає неефективним і може призвести до зупинки процесу.
Як описано вище, покриваючи тонкоподрібнені частинки залізної руди шламом, можна відвернути подрібнення частинок залізної руди через механічні або теплові зіткнення. Далі, спікання, що відбувається в 7/о газорозподільнику, може бути ефективно відвернене і втрати продуктивності через втрати від відмулювання тонкоподрібнених частинок залізної руди можуть бути значно зменшені. Тобто, якщо тонкоподрібненими частинками залізної руди заповнюють піч з використанням псевдозрідженого шару після покриття їх шламом відповідно до даного винаходу, то подальше подрібнення частинок залізної руди і наступні втрати за рахунок відмулювання і спікання можуть бути відвернені внаслідок присутності вуглецю (С), вапняку (Сад) і оксиду 75 алюмінію (АІ2О53). Далі, внаслідок генерування відновлювального газу (СНСО2-2СО) спричиненого наявністю С, підтримується реакція твердих тонкоподрібнених частинок залізної руди. Крім того, С виступає як джерело теплоти і тому, можуть бути зменшені витрати вугілля і досягнена його економія.
Тим часом, у даному винаході, проблеми подрібнення на початковій стадії відновлення можуть бути ефективно вирішені, якщо разом з тонкоподрібненою залізною рудою вводити добавки або завантажувати покриті шламом частинки залізної руди у першу піч з відновлювальною атмосферою (наприклад, у першу піч попереднього нагрівання або попереднього відновлення в З-стадійному, відновлювальному апараті з використанням псевдозрідженого шару).
Далі даний винахід буде описано більш виразно грунтуючись на конкретних прикладах.
Приклад Мо1 с
Застосовували апарат для відновлення, зображений на Фіг.2, з розмірами, наведеними в Таблиці 1, відновлення виконували за умов, наведених у Таблицях 1-6. У цьому випадку тонкоподрібнену залізну руду о завантажували через бункер 23 у піч з використанням псевдозрідженого шару 21, у той час як добавку завантажували через бункер 24 у піч з використанням псевдозрідженого шару 21. Добавку завантажували на стадії попереднього відновлення, змінюючи її кількість від 195 за вагою до 1095 за вагою. «Її
Потім, для остаточного відновлення попередньо відновлена залізна руда завантажувалася в бункер для тонкоподрібненої залізної руди 23, з використанням бункеру, що може рухатися, 25. Що стосується Фіг. 2, о елемент 22 означає циклонний уловлювач, 28 - газорозподільник і 29 - оборотну трубу. ї-
Після проведення попереднього і остаточного відновлення згідно зі способом, вказаним вище, контролювали залежність ступеня відмулювання від кількості добавки; результати наведені нижче, в Таблиці 4. с і - « - - х» 47 т - п 11111 бвюанаюю
Я» Гранулометричний склад частинок зв о іме) шт во Хімічний склад і гранулометричний склад вапняку. б5 то в о 1 складтаву, (об'ємних в) з то 1 ю 1 ни шшишсш т см з5 вв м вв п с ПО « с
І» 45 в. т -І с 20 Як показано вище, в Таблиці З, якщо кількість добавки була занадто малою, то величина відмулювання навпаки була високою. У випадку, якщо кількість добавки, що вводилася, відповідала діапазону даного винаходу, ї» величина відмулювання була дуже низька. Далі, якщо кількість добавки, що вводилася, була занадто великою, величина відмулювання була досить високою. Тоді, як у випадку, коли не додавалася ніяка добавка, втрати від відмулювання становили приблизно 4090.
Отже, наявність (присутність або відсутність) спікання до і після введення добавки, а також середнє
Ге! значення ступеня відновлення наведено нижче, в Таблиці 7. Як свідчать приведені в Таблиці 7 дані, у випадку, коли добавки не вводилися, через 1 годину після початку експерименту відновлення відбувалася агломерація де частинок і в зв'язку з цим не могла бути досягнута стабільність процесу, що можна пояснити неоднорідністю процесу псевдозрідження частинок і значними пульсаціями тиску, З іншого боку, у випадку, коли вводилася 60 добавка, агломерація часток не відбувалася внаслідок їх рівномірного псевдозрідження, що давало можливість стабілізувати процес відновлення. Однак, було помічено, що у випадку, коли вводилася добавка, середня величина ступеня відновлення була трохи меншою. Як описано вище, це може бути викликано зниженням температури процесу відновлення, пов'язаним із веденням добавки. бе
Наявність (присутність або відсутність) спікання до і після введення добавки, а також середнє значення ступеня відновлення.
Добавка
Добавка тетводиляя 000000 ее Є 00060000000000єзя00000000вк
Приклад 2
Застосовували зображену на Фіг.3 установку для відновлення 30, в який вводили суміш шламу і сировинної 70 тонкоподрібненої залізної руди. Суміш перемішували для того щоб покрити тонкоподрібнені частки залізної руди шламом, використовуючи ротаційний пристрій випалювальної або сушильної печі 36. Після сушки висушені і покриті шламом частинки вводили через бункер 33 у піч з використанням псевдозрідженого шару 31. Після цього завантажені частинки залізної руди проходили попереднє відновлення; в той же час формувався шар псевдозрідження із пухирців газу і частинок. За цих умов добавлена кількість шламу складала 2,595 за вагою від загальної кількості залізної руди. Суміш сушили в ротаційній печі 36 при температурі 55026.
Попередньо відновлена залізна руда завантажувалася в бункер для тонкоподрібненої залізної руди 33, з використанням бункеру, що може рухатися, 35, після цього здійснювався процес остаточного відновлення.
Установка для відновлення Фіг.3 була в основному, такою самою, як на Фіг.2, за винятком того факту, що в цьому випадку використовувалася ротаційна випалювальна піч 36.
Композиції шламу і тонкоподрібненої залізної руди, що використовувалися в цьому прикладі, наведено нижче, в Таблицях 8 і 9. За іншими параметрами відновлення та експлуатаційний режим були такі, як наведено в
Таблицях 1,2,516.
Таблиця 8
Композиція шламу с
Ее(П): 25,3906, 8іО»: 8,795, Сас: 8,495, АІ2Оз: 5,590,
Мао: 4,195, С: 43295, ТО»: 0,495, РоОв: 0,390, КоО: 0,990, і)
Маг: 0,595, 5:0,790, інше: 290.
Таблиця 9
Хімічний склад сировинної тонкоподрібненої залізної руди. «Е зо Ее(П): 63,4995, БеО: 0,49905, іО»: 4,3290, ТО»: 0,11295, Мп: 0,05965, Р: 0,6595, Кристалізаційна вода: 3,9695
Після виконання експерименту з вищезгаданою установкою у вказаному експлуатаційному режимі, о визначався гранулометричний склад частинок, що були захоплені циклоном 32, а одержані результати вимірів ї- наведені нижче, в Таблиці 10.
Також оцінювалися втрати від відмулювання, а також ступінь відмулювання до і після покриття частинок с
Зз5 Шламом. Результати вимірів наведені нижче, в Таблиці 10. ча
Крім того, до і після покриття частинок шламом, проводився аналіз на наявність спікання, визначення середньої величини ступеня відновлення, і вмісту вуглецю в повністю відновленому залізі. Ці результати наведені нижче, в Таблиці 11.
Як можна побачити в Таблиці 10, коли в циклонному уловлювачі 32 визначалася ступінь відмулювання, то « діапазон розмірів частинок, що вилетіли з печі і були виявлені в циклоні, складав О0,005мм або ще менше. При п-у с цьому, визначення кількості частинок, що вилетіли назовні, показувало втрати від відмулювання 40-45965 у випадку, коли шлам не був добавлений до руди. На відміну від цього, у випадку, коли шлам був змішаний з з рудою, втрати за рахунок вильоту частинок були набагато нижчі і складали 10-15965.
Тим часом, як показано в Таблиці 11, у випадку, коли шлам не був добавлений до руди, агломерація частинок відбувалася через 1 годину після початку експерименту відновлення, і тому, через неоднорідність -І псевдозрідження і значні пульсації тиску не могла бути досягнута стабільність процесу. На відміну від цього, у випадку, коли шлам був добавлений до руди, агломерація частинок не відбувалася, і в печі з використанням ко псевдозрідженого шару спостерігався стабільний процес відновлення внаслідок рівномірного псевдозрідження -І частинок. Таким чином, ступінь відновлення на відповідних стадіях суттєво збільшувався.
Після експерименту визначався вміст вуглецю у відновленому залізі і були отримані такі результати. У о випадку, коли шлам був добавлений до руди, вміст вуглецю збільшувався в 30-40 разів у порівнянні з випадком, ї» коли шлам не був добавлений до руди. Це приводило до таких переваг: введений вуглець зберігався в суміші протягом завантаження тонкоподрібненої залізної руди.
І
ГФ) покриття частинок шламом. й частинок руди (95 накопичення (експерименту без добавок шламу (95 експерименту з добавкою шламу (90 за вагою) накопичення за вагою) накопичення за вагою) во бдовимавомене 0002600000010000000008680000000001000000000600 " Ше З 10202375 відмулюванні (90)
Таблиця 11
Наявність спікання, середня величина ступеня відновлення і зміни вміст; вуглецю до і після покриття частинок шламом. 2 Гоооспікання | Величина ступеня відновлення(90) Вміст вуглецю у відновленому залізі 30-35 82-96 70 Згідно з даним винаходом, як описано вище, добавку подають разом із тонкоподрібненою залізною рудою, або тонкоподрібнену залізну руду покривають шламом перед подачею суміші в піч з використанням псевдозрідженого шару, при цьому зменшуються втрати, пов'язані з відмулюванням тонкоподрібненої залізної руди. У цьому способі запобігають подрібненню та спіканню частинок залізної руди і втрати, що пов'язані з відмулюванням тонкоподрібнених частинок залізної руди, зменшуються. ! ж . ше й С. й пн шо
Зетюжяйве Пойкзальная руди о, П й
Й п. с аввав а що плн ЧИНИ мк М ЩЕ ня т с
Щ Е НИ о иєлично я ох вин нн о о ши и шен 2, ш - не що же 1... - ши шу ще и
ЗБ , линии ї- уж ше ОН м а й шия ще но . т п .
Фіг. 2 - 20 іме) І и - | 23 22 22 1 | 29 ї» 21 ко во а й о о о о о бо 25 то» ово бо причи его шен - 0 0010--2-- 7 / 28 б5 й -
Відновлювальний газ
Фіг.3
Шлам /
Залізна руда
І зе - ! | р 7-3 о за і - 33 - 8 ! во | то о 9 о о 35 оо й й зр о! "го що о 2-9 ширяння Я
ЗВ се
Відновлювальний газ о
Фіг.4 «І
І в) 40 5 а Вапняк - 8, 35 т Зо й 0. доломіт Ге 55
Ер ї- 52
ЕЙ я й тя во й ія Я те и й й и. 5512 й й 4 Є « 5 ОА и и йо 1 2 345557 8 Щ9 Д -о
Кількість доданих добавок (95) с з
Claims (4)
- Формула винаходу
- -І 1. Спосіб зменшення втрат від відмулювання тонкоподрібнених частинок залізної руди в процесі відновлення юю з використанням псевдозрідженого шару у відновлювальній установці з псевдозрідженим шаром, яка містить піч з використанням псевдозрідженого шару, в яку подають тонкоподрібнену залізну руду і відновлювальний газ, що -І подається через нижню частину печі для формування псевдозрідженого шару, відновлюють тонкоподрібнену сл 50 залізну руду, вивантажують відновлену тонкоподрібнену залізну руду і відпрацьований газ, циклонний уловлювач для відділення тонкоподрібнених частинок залізної руди від відпрацьованого газу, в якому відділяють «г» відпрацьований газ від тонкоподрібнених частинок залізної руди, і рециклюють тонкоподрібнені частинки залізної руди назад у згадану піч з використанням псевдозрідженого шару після їх відділення від відпрацьованого газу, який відрізняється тим, що включає стадію, в якій завантажують З - б 95 за об'ємом добавку, що складається з вапняку (СасСо з) або доломіту (СаСО»з, МаоСО»), разом з тонкоподрібненою залізною рудою в згадану піч з використанням псевдозрідженого шару.
- Ф, 2. Спосіб за п. 1, який відрізняється тим, що добавка має розмір частинок 0,15 мм або менше. ко 3. Спосіб зменшення втрат при відмулюванні тонкоподрібнених частинок залізної руди в процесі відновлення з використанням псевдозрідженого шару у відновлювальній установці з псевдозрідженим шаром, яка містить піч бо з використанням псевдозрідженого шару, в яку подають тонкоподрібнену залізну руду та відновлювальний газ, що подається через нижню частину печі для формування псевдозрідженого шару, відновлюють тонкоподрібнену залізну руду, вивантажують відновлену тонкоподрібнену залізну руду і відпрацьований газ, циклонний уловлювач для відділення тонкоподрібнених частинок залізної руди від відпрацьованого газу, в якому відділяють відпрацьований газ від тонкоподрібнених частинок залізної руди і рециклюють тонкоподрібнені частинки залізної 65 руди назад у згадану піч з використанням псевдозрідженого шару після їх відділення від відпрацьованого газу, який відрізняється тим, що включає стадії, в яких до тонкоподрібненої залізної руди додають 0,2 - 5,0 95 за вагою шламу, перемішують їх і покривають частинки тонкоподрібненої залізної руди шламом, висушують суміш при температурі 105 - 800 «С протягом 1 - 24 годин та завантажують тонкоподрібнену залізну руду, яка покрита шламом, у зазначену піч з використанням псевдозрідженого шару.
- 4. Спосіб за п. 3, який відрізняється тим, що шлам складається з 5 - 50 95 Ре (ІІ), 2 - 20 95 80», З - ЗО 90 Сас, 2 - 11,5 95 АІ»Оз, 1 - 3,5 95 МоО, 2 - 9 9о С, 1 956 або меншої кількості ТіО», 1 96 або меншої кількості РоОрБ, 1,5 9о або меншої кількості КоО, 0,1 956 або меншої кількості МагО і 1 95 або меншої кількості 5. Офіційний бюлетень "Промислоава власність". Книга 1 "Винаходи, корисні моделі, топографії інтегральних 7/0 Мікросхем", 2005, М 4, 15.04.2005. Державний департамент інтелектуальної власності Міністерства освіти і науки України. с (8) « ю ча с м. ші с з -І іме) -І с 50 с» Ф) іме) 60 б5
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| PCT/KR1999/000776 WO2001044518A1 (en) | 1999-12-16 | 1999-12-16 | Method for decreasing elutriation loss of fine iron ore in fluidized bed type reducing operation |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| UA72754C2 true UA72754C2 (en) | 2005-04-15 |
Family
ID=19571236
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| UA2001096332A UA72754C2 (en) | 1999-12-16 | 1999-12-16 | A method for decreasing the elutriation loss of fine iron ore in a circulating fluidized bed type reducing operation in furnace (variants) |
Country Status (8)
| Country | Link |
|---|---|
| EP (1) | EP1157136B1 (uk) |
| JP (1) | JP2003517097A (uk) |
| AT (1) | ATE269419T1 (uk) |
| AU (1) | AU757017B2 (uk) |
| CA (1) | CA2363102C (uk) |
| DE (1) | DE69918183T2 (uk) |
| UA (1) | UA72754C2 (uk) |
| WO (1) | WO2001044518A1 (uk) |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AT508775B1 (de) * | 2009-10-16 | 2011-04-15 | Siemens Vai Metals Tech Gmbh | Verfahren und vorrichtung zur herstellung von flüssigem roheisen in einem einschmelzvergaser unter nutzung von kohlenstoffhaltigem schlamm |
| RU2706273C1 (ru) * | 2019-03-27 | 2019-11-15 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Санкт-Петербургский горный университет" | Способ получения гранулированного шлака |
Family Cites Families (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU943307A1 (ru) * | 1980-12-30 | 1982-07-15 | Донецкий научно-исследовательский институт черной металлургии | Способ усреднени агломерационной шихты |
| JPH0751725B2 (ja) * | 1988-09-02 | 1995-06-05 | 川崎製鉄株式会社 | 流動層予備還元炉の立上げ方法 |
| JPH0637657B2 (ja) * | 1990-01-22 | 1994-05-18 | 川崎製鉄株式会社 | 粉状鉄鉱石の循環流動層予備還元方法 |
| RU2016099C1 (ru) * | 1990-08-26 | 1994-07-15 | Акционерное общество открытого типа "Всероссийского алюминиево-магниевый институт" | Способ производства железорудного агломерата |
| DE4437549C2 (de) * | 1994-10-20 | 1996-08-08 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur Herstellung von metallischem Eisen aus feinkörnigem Eisenerz |
-
1999
- 1999-12-16 DE DE69918183T patent/DE69918183T2/de not_active Expired - Lifetime
- 1999-12-16 WO PCT/KR1999/000776 patent/WO2001044518A1/en active IP Right Grant
- 1999-12-16 JP JP2001545595A patent/JP2003517097A/ja active Pending
- 1999-12-16 EP EP99959988A patent/EP1157136B1/en not_active Expired - Lifetime
- 1999-12-16 CA CA002363102A patent/CA2363102C/en not_active Expired - Fee Related
- 1999-12-16 AU AU16942/00A patent/AU757017B2/en not_active Ceased
- 1999-12-16 AT AT99959988T patent/ATE269419T1/de active
- 1999-12-16 UA UA2001096332A patent/UA72754C2/uk unknown
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| ATE269419T1 (de) | 2004-07-15 |
| JP2003517097A (ja) | 2003-05-20 |
| CA2363102A1 (en) | 2001-06-21 |
| DE69918183D1 (de) | 2004-07-22 |
| AU757017B2 (en) | 2003-01-30 |
| AU1694200A (en) | 2001-06-25 |
| WO2001044518A1 (en) | 2001-06-21 |
| EP1157136A1 (en) | 2001-11-28 |
| CA2363102C (en) | 2007-05-22 |
| DE69918183T2 (de) | 2005-07-28 |
| EP1157136B1 (en) | 2004-06-16 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2002231533B2 (en) | Enhancement of cement clinker yield | |
| KR20030055357A (ko) | 일반탄 및 분철광석을 이용한 용철제조공정에 있어서함철더스트 및 슬러지 재활용 장치 및 방법 | |
| JPS62167242A (ja) | 白色セメントを含むセメントクリンカ−の製造方法および装置 | |
| JPS6362572B2 (uk) | ||
| UA72754C2 (en) | A method for decreasing the elutriation loss of fine iron ore in a circulating fluidized bed type reducing operation in furnace (variants) | |
| CN1044724C (zh) | 含有多孔矿石的铁矿混合料的烧结工艺 | |
| KR20110054079A (ko) | 용광로에서의 철 생산율 증가방법 | |
| WO2012015066A1 (ja) | 焼結用原料の製造方法 | |
| EP2980232B1 (en) | Method for recycling iron-containing by-products discharged from coal-based ironmaking process, system used therefor, and direct-reduced iron agglomeration system | |
| JP2846623B2 (ja) | スラグの改質方法及び装置 | |
| JP2755042B2 (ja) | 焼成塊成鉱の製造方法 | |
| KR850001505B1 (ko) | 회전로에서의 산화철함유물질의 직접 환원법 | |
| US6235079B1 (en) | Two step twin-single fluidized bed pre-reduction apparatus for pre-reducing fine iron ore, and method therefor | |
| JP3939194B2 (ja) | 土質改良材の製造方法 | |
| JP2006063375A (ja) | 焼結用原料の製造方法 | |
| US2880083A (en) | Method of producing sponge iron | |
| JP2748782B2 (ja) | 焼成塊成鉱の製造方法 | |
| GB2191715A (en) | Method and apparatus for dedusting and desulfurizing gas | |
| CA2531697C (en) | Method for decreasing elutriation loss of fine iron ore in fluidized bed type reducing operation | |
| JP2005248271A (ja) | 焼結原料の造粒方法 | |
| KR100276346B1 (ko) | 유동층식환원장치를이용한분철광석의환원방법 | |
| JP2755036B2 (ja) | 焼成塊成鉱の製造方法 | |
| CA1221674A (en) | Desulfurizing method for combustion exhaust gases | |
| SU1493631A1 (ru) | Способ получени тонкодисперсной извести | |
| KR100276348B1 (ko) | 분철광석의유동층환원조업에있어서분철광석의비산손실저감방법 |