LXXXIV. Studien über den Hohofen zur Roheisen-Darstellung; von C. Schinz. (Fortsetzung von S. 239 vorhergehenden Heftes.) Schinz, Studien über den Hohofen zur Darstellung von Roheisen. §. 4. Die Transmission der Ofenwände. Schon das Wenige was wir über die Lehre der Wärmetransmission durch die Ofenwände hindurch an die äußere Luft in den „Documenten“ vorführten, mußte den Leser überzeugen, daß eine annähernde Bestimmmung derselben a priori zwar nicht eine Unmöglichkeit ist, aber einerseits zu sehr complicirt und andererseis ohne besondere experimentelle Bestimmungen über die Leitungsfähigkeit der Materialien zu unzuverlässig ist, als daß es der Mühe lohnte in allen Fällen solche weitläufige Berechnungen vorzunehmen. Noch weniger können wir die Transmission von Hohöfen bestimmen, deren Form, Wanddicke und alle anderen mitwirkenden Factoren wir nicht kennen, und doch wenn wir verschiedene bekannte Betriebsarten miteinander vergleichen wollen, so dürfen wir den Wärmeconsum durch die Transmission nicht ganz außer Acht lassen, und sind daher genöthigt wenigstens die einflußreichsten Factoren in Rechnung zu ziehen. Unter diese einflußreichsten Factoren gehören in erster Linie die absolute Größe des Ofens, dann das Verhältniß der Schachtcapacität zu der Transmissionsfläche und die im Ofen herrschende Temperatur. Nach vielerlei Versuchen habe ich gefunden, daß folgende rein empirische Formel, die natürlich alle Oefen in gleichen Proportionen etc. voraussetzt, unserem Zwecke am besten entsprechen möchte. Textabbildung Bd. 201, S. 307 10,8 = Tr. Darin ist V = der Schachtcapacität des Normalofens, V1 = derjenigen des Ofens welcher Gegenstand der Berechnung ist, T′ = der Temperatur im zu berechnenden und T = derjenigen im Normalofen. 10,8 ist die Transmission des Normalofens in Procenten der Wärme ausgedrückt die in demselben für 1 Fe transmittirt werden und endlich Tr sind dieselben Procente für den zu berechnenden Ofen. V und V1 sind auf die Potenz 0,5 erhoben. Darnach wäre in einem Ofen A V = 11,3 Kub.Met. T = 1499° Tr = 10,8 Proc. B V1 = 18,5 Kub.Met. T = 1573° Tr = 8,6 Proc. C V1 = 108,5 Kub.Met. T = 1191° Tr = 2,6 Proc. Der Wärmeaufwand ist dann für A = 366 W.E. × Stündliche Production = 31110 W.E. B = 253 W.E. × Stündliche Production = 29854 W.E. C = 304 W.E. × Stündliche Production = 215232 W.E. und der dafür verwendete Brennstoff ca. Kil. 15,5; 14,9 und 107,6 Kohks. Der Aufwand wird natürlich mit dem Ofen und der Geschwindigkeit des Durchsatzes absolut größer, und nur proportional kleiner, so daß mit der Größe des Ofens der. Bedarf pro 1 Fe abnimmt. Für die Capacitäten V = 100 200 300 400 500 Kub. Met. wurde, bei sonst gleichem Betriebe, Temperatur etc. der Aufwand = 3,9 2,8 2,3 1,9 u. 1,8 seyn. Würde der kleinste Ofen per Stunde 100 Kil. Kohks erfordern, so würde der größte nur noch 46 Kil. Kohks zur Bestreitung der Transmission erheischen. Natürlich schließt ein solches oberflächliches Verfahren, welches mehr daran erinnert daß ein Wärmeconsum durch Transmission stattfindet, als solchen näher bestimmt, rationellere Methoden zur Bestimmung nicht aus. Noch weniger soll es vergessen machen daß es Mittel gibt diese Transmission zu beschränken; aber für unseren Zweck muß eben die gegebene Formel ausreichen und wird auch im Allgemeinen ausreichen, um sowohl analytisch als synthetisch die Betriebsverhältnisse zu studiren. Hr. Lowthian Bell in Cleveland hat die Transmission der Ofenwände dadurch ermitteln wollen, daß er ein mit Wasser gefülltes Gefäß gegen die Ofenwand anbringt, und dann die vom Wasser aufgenommene Wärme bestimmt. Wenn Hr. Bell auch nur einen oberflächlichen Begriff von dem Wesen der Wärmetransmission gehabt hätte, so würde er nicht auf diesen Irrweg gerathen seyn und nicht Andere veranlaßt haben, ihm solchen Unsinn nachzuschreiben. Das Medium welches die Wärme von den Ofenwänden erhält und fort nimmt, ist nicht Wasser, sondern die den Ofen umgebende Luft, die ihrer Natur nach sehr beweglich ist, durch Aufnahme von Wärme augenblicklich in Strömung geräth und um so mehr Wärme fortführt als die Geschwindigkeit ihrer Strömung groß ist, daher auch eine heißere Ofenwand nicht bloß darum mehr Wärme transmittirt, weil sie heißer ist, sondern in einem sehr viel stärker progressiven Verhältnisse als ihrer Temperatur allein zukäme. Wenn daher, wie in Bell's Versuche, die Luftcirculation gehemmt wird, so kann die an das Wasser übergegangene Wärme auf keine Weise ein Maaß für die Größe der Transmission unter den in der Wirklichkeit bestehenden Bedingungen geben. §. 5. Die Reducirbarkeit der Erze. Es kann nicht bestritten werden, daß die Eisenerze je nach ihrer Natur in Beziehung auf Reducirbarkeit ein sehr verschiedenes Verhalten zeigen, daß es Erze gibt welche sich im Strome von Reductionsgafen bei höherer Temperatur äußerst leicht, andere schwerer und noch andere gar nicht reduciren lassen. In die erstere Kategorie gehören namentlich im Allgemeinen FeO + CO2 und im Besonderen die Blackbands, welche von einer bituminösen Substanz imprägnirt sind, die einerseits selbst die Reduction zum Theil ohne alle Mitwirkung reducirender Gase bewirken kann, andererseits durch Verflüchtigung bei höherer Temperatur den Eisenstein in einem äußerst lockeren porösen Zustande hinterläßt und dadurch das Eindringen der Reductionsgase sehr erleichtert, und daher die Reduction befördert. In die letztere Kategorie gehören das kieselsaure Eisenoxyd und die als Erze verwendeten Affinir- und Puddelschlacken. Diese beiden Arten von Erzen bilden aber eine Ausnahme von der Regel und die weitaus größere Zahl der anderen Erzsorten gehört der zweiten Kategorie an. Auch bei diesen Erzen ist die Reducirbarkeit ungleich groß, doch werden die Differenzen, welche sie in dieser Beziehung zeigen, kaum größer seyn als zwischen 1 und 1,5. Es kommt dabei noch sehr darauf an, ob man die Reducirbarkeit auf das Gewicht oder auf das Volumen bezieht, da natürlich ein an Fe reicheres Erz, welches ein kleineres Volumen einnimmt als ein armes Erz, länger der Einwirkung der Reductionsgase ausgesetzt bleiben muß als ein ärmeres. Man glaubt der Reducirbarkeit der Erze eine bedeutende Wirkung im Hohofenprocesse zuschreiben zu müssen, und auch ich hatte mich dieser Meinung angeschlossen, bin nun aber durch Verfolgung meiner Studien zu dem Schlüsse gekommen, daß diese Reducirbarkeit wie wir sie im Laboratorium bestimmen, im Hohofen selbst nur eine sehr untergeordnete Rolle spielen kann, natürlich die extremen Fälle ausgenommen. Bei unseren Laboratoriumsversuchen zertheilen wir das zu untersuchende Erz stets in verhältnißmäßig sehr kleine Stücke, so daß das über sie geleitete Gas gar nicht tief einzudringen braucht, um bis auf den Kern dieser kleinen Stücke zu gelangen; dadurch sind aber die Bedingungen ganz andere als die im Hohofen selbst stattfindenden. Sobald die Erzstücke bedeutend größere Dimensionen haben, ist natürlich das Eindringen der Reductionsgase in das Innere und Innerste derselben um so mehr erschwert als die Stücke größer sind, und zwar in einem Verhältnisse welches das, was wir Reducirbarkeit heißen, sehr bedeutend überwiegt. Der Fall ist derselbe wie wenn man einerseits Hobelspäne und andererseits Holzklötze von einiger Dimension in einem Bottiche so mit Wasser begießen würde, daß das Wasser unten wieder abläuft; die Hobelspäne werden in sehr kurzer Zeit vollständig von Wasser durchdrungen seyn, vermöge der Capillarität der Poren, die Holzklötze hingegen werden sehr lange Zeit mit Wasser begossen werden müßen, bis dasselbe sie durchdrungen hat, obgleich die Porosität und die Capillarkraft ganz dieselben sind wie bei den Hobelspänen, weil der Weg welchen das Wasser zu machen hat, um in das Innerste zu dringen, ein viel längerer ist; Hobelspäne und Klötze werden schließlich beide gleich vollständig vom Wasser durchdrungen werden, und der Unterschied ist nur der, daß die Klötze dazu eine viel längere Zeit und auch mehr Wasser in Anspruch nehmen, da letzteres ohne Nutzeffect unten wieder abläuft. Wenn sich nun auch verschiedene Holzarten in dieser Beziehung wie die Erze verschieden verhalten, indem die einen größere und mehrere Poren als andere haben, so wird sich dieß bei den Hobelspänen weit eher kund thun als bei den Klötzen, weil das Wasser über sie herunterfließt ohne daß die Adhäsionskraft des Wassers zu der Holzsubstanz wächst, wie das Reductionsgas nur die Oberfläche der Erzstücke bestreicht und nicht durch eine bedeutende chemische Anziehungskraft nach dem Inneren gezogen wird. Wenn wir die Erze als Kugeln betrachten, deren Durchmesser successive 30; 40; 50; 60; 70; 80; 90 und 100 Millimeter = d ist, so ist dann die Oberfläche = F jeder einzelnen Kugel = d2π: F = 0,002827; 0,005026; 0,007854; 0,011310; 0,015394; 0,020106; 0,025447 und 0,03l416 Kub.Met.; die Stückzahl dieser Kugeln welche den Raum von 1 Kub. Met. einnehmen = n = n2 = (1/d)3: n – 37038; 15625; 8000; 4629; 2915; 1953; 1372 u. 1000 Stücke; der Kubikinhalt = J jeder einzelnen Kugel ist = R3. 4,1888 (R = Radius); J = 0,0000141; 0,0000335; 0,0000654; 0,0001131; 0,0001796; 0,0002681; 0,0003817 und 0,0005236 Kub.Met. Da nun aber im Hohofen der Schacht nicht bloß mit Erzen, sondern auch mit Zuschlag und Brennstoff gefüllt ist, so kann 1 Kub. Met. Schachtcapacität nicht mehr die berechnete Zahl von Erzstücken enthalten. Natürlich wechselt das Volumen welches die Erze für sich einnehmen, mit jeder Art des Betriebes, mit jeder Verschiedenheit der Schmelzmaterialien u. s. w.; da wir aber hier nur den Einfluß der Größe der Stücke betrachten wollen, so können wir irgend eine Gicht-Zusammensetzung annehmen. Wir wählen solche = 1 Gewichtstheil Kohks, 2 Gewichtstheile Erz und 0,1 Zuschlag, woraus Textabbildung Bd. 201, S. 311 Die Zahl der Erzstücke reducirt sich also in diesem Falle auf 0,227 derselben und wird: n. 0,227 = 8047; 3546; 1816; 1051; 662; 443; 311; 227; multipliciren wir nun diese mit der Oberfläche die jedem einzelnen Stücke zukommt, so erhalten wir die Contactfläche welche den Reductionsgasen dargeboten wird. Sie ist: F. n. 0.227 = 22,78; 17,82; 14,26; 11,88; 10,18; 8,91; 7,93; 7,13 Quadratmet. Schon aus dieser, mit der Zunahme der Durchmesser der Stücke rasch abnehmenden Contactfläche per 1 Kub. Met. Schachtcapacität, ersehen wir, daß die Schachtcapacität und die Durchsetzzeiten mit dem Durchmesser der Stücke zunehmen müssen, wenn eine vollständige Reduction derselben stattfinden soll. Wenn wir nun aber noch den größeren Widerstand hinzurechnen, welchen die wachsende Dimension der Stücke dem Eindringen der Reductionsgase entgegensetzt, so werden diese Verhältnisse noch eine viel größere Progression zeigen. Da von der Oberfläche der Kugel aus die Masse gegen das Centrum hin fortwährend abnimmt, so folgt daß nur ein sehr kleiner Theil des Gases bis in die Mitte der Kugel einzudringen hat; wir könnten daher den mittleren Weg welchen die Gase machen müssen um ihre Action zu vollbringen, dadurch berechnen daß wir denselben = J/F setzen, wie wir das in den „Documenten“ S. 53 für die eindringende Wärme gethan haben. Die Wärme dringt aber vermöge der Wärmeleitungsfähigkeit des Materiales ein, und dieß ist bei dem Eindringen der Gase nicht nur nicht der Fall, sondern es ist sogar wahrscheinlich daß der Widerstand ein progressiver ist, wenn der Weg welchen des Gas machen muß, größer wird. Da wir nun aber keinerlei Anhaltspunkte haben, um eine solche Progression festzustellen, so bleiben wir einfach bei dem wirklichen Radius welchen unsere Kugeln haben, als Weg den das Gas zu machen hat, und dividiren diesen in der Contactfläche, nämlich: Textabbildung Bd. 201, S. 312 892; 571; 396; 291; 223; 176; 142; da nun die Zeit des Contactes der Gase diesen Verhältnissen reciprok ist, so nehmen wir diese für die Stücke von 30 Millimet. Durchmesser = 1, und erhalten die übrigen proportional = 1; 2,2; 3,4; 4,9; 6,7; 8,7; 11,0; 27,8. Nun wissen wir z. B. daß Erzstücke vom Durchmesser 30 Millimet. gewöhnlicher Reducirbarkeit 7 Stunden Durchsetzzeit brauchen, um sich auf circa 1,6 Proc. zu kohlen und zu reduciren, folglich würden Erzstücke der Durchmesser Millimeter 30; 40; 50; 60; 70; 80; 90; 100; Stunden: 7; 15,4; 23,8; 34,3; 46,9; 60,9; 77,0; 194,6 erfordern um reducirt und auf denselben Grad gekohlt zu werden, wenn diese Stücke durch und durch reducirt werden müssen, und kein FeO oder Fe2O3 übrig bleiben darf, das sich nachträglich direct reducirt. Da aber mit Zunahme der Ofenschacht-Capacität auch die Durchsetzzeit naturgemäß größer wird, so geht daraus hervor, daß bei Zunahme dieser in gleichem Verhältnisse auch die Durchmesser der Erzstücke entsprechend größer werden dürfen, ohne ihre vollständige Reduction zu gefährden. Da nun seit mehreren Decennien die Schachtcapacitäten der Oefen fortwährend größer gemacht werden, so ergibt sich daraus die Ursache warum jene Unfälle welche den Betrieb gewaltsam störten, viel seltener geworden sind, so daß jene Verlegung des Gestelles mit schwerschmelzbarem oder unschmelzbarem Material, nicht oder nur in seltenen Fällen einem Umkippen der Gichten etc. zuzuschreiben war, sondern ihre wahre Ursache in einer unregelmäßigen Größe der Erzstücke lag, die sich in der stattfindenden Durchsetzzeit nicht vollständig reduciren konnten und dann im glücklichen Falle Rohgang herbeiführten, im unglücklichen Falle nicht hinlänglich gekohltes Eisen, welches sich dann in der Schmelzzone nicht mehr verflüssigen konnte. Was aber noch weit wirksamer jene Zufälle vermindert, das ist der nun allgemein gebräuchlich gewordene Betrieb auf Massenproduction durch directe Reduction, welcher einen Theil der Erze unreducirt in die Schlacken überführt, aus denen dann das Eisen durch Contact mit festem Kohlenstoffe reducirt wird, indem der dabei latent werdenden Wärme im Voraus durch Ueberschuß an Brennstoff und erhitzten Wind Genüge geleistet wird. Bei solchem Betriebe ist es natürlich nicht mehr nöthig, daß die Reductionsgase die Erzstücke bis auf ihren innersten Kern durchdringen, es kann sogar die directe Reduction so weit gehen, daß nur noch die Hälfte der Masse der Erzstücke durch die Gase zu reduciren und zu kohlen ist, wodurch natürlich die Reductionsgase weniger tief einzudringen brauchen. Der Inhalt des zu kohlenden und zu reducirenden Theiles der Erzstücke ist dann nur noch J/2 = J′. Wir haben dann: J′ = 0,000007; 0,0000167; 0,0000327; 0,0000565; 0,0000897; 0,0001340; 0,0001908; 0,0002618 Kub.Met. Der Radius, welcher die Länge des Weges bezeichnet, den die Gase machen müssen um hinlänglich tief einzudringen, ist nun J/F : J′/F = 0,030/2 : R′ = 0,00744 Met. Die Werthe R′ sind dann 0,00744; 0,01332; 0,0263; 0,030; 0,0409; 0,0534; 0,0676; 0,0835 und J′n . 0,227/R′ = 3928; 1339; 543; 396; 249; 167; 117; 85. Wenn nun Erzstücke vom Durchmesser 70 Millimeter bei hälftiger directer Reduction erfahrungsgemäß in Stunden 13,89 reducirt werden und das Gesammtproduct auf 1 Proc. gekohlt wird, so können wir 249 als die Normale annehmen, und haben dann als reciproke Werthe für die Durchmesser 30; 40; 50; 60; 70; 80; 90; 100 Millimeter: die Verhältnißzahlen 0,06; 0,18; 0,46; 0,63; 1; 1,5; 2,1; 2,9 und die Zeiten 0,83; 2,50; 6,39; 8,75; 13,89; 20,83; 29,17; 40,28 Stunden als erforderlich um dasselbe zu erreichen. Um nun aber diese beiden erhaltenen Reihen miteinander vergleichbar zu machen, müssen wir beide auf gleichen Kohlungsgrad berechnen. Der Kohlungsgrad in letzterer Reihe ist 2 Proc., weil nur durch die Reductionsgase reducirtes Eisen gekohlt wird; um nun erstere Reihe auf denselben Kohlungsgrad zu bringen, müssen wir sie mit 1,25 multipliciren und erhalten dann: Stunden 8,75; 19,25; 29,75; 42,87; 58,62; 73,62; 96,25; 243,25. Die vollständige Reduction und Kohlung der Erze durch Reductionsgase erfordert also bei gleichen Stückgrößen eine 10 bis 6 mal so lange Zeit als wenn die Hälfte der Erze direct reducirt wird. Dieses ungünstige Verhältniß wird aber dann noch bedeutend modificirt, denn erstens ist der Brennstoffconsum 1½ mal so groß wenn die Hälste des Erzes direct reducirt werden soll, wodurch der Gicht-Modulus um 1½ größer wird; zweitens wird bei dem größeren Brennstoffgehalte in den Gichten weniger Erz in der gleich groß angenommenen Reductionszone Platz finden, und drittens wird selbst das Volumen dieser Zone kleiner bei directer Reduction, weil durch den größeren Brennstoffconsum die Wärmecapacität der Schmelzzone bedeutend größer wird. Immerhin geht aus dieser Berechnung hervor, daß große Schachtcapacitäten und directe Reduction das Mittel sind, um größere Erzstücke ohne Nachtheil verwenden zu können. Da aber die directe Reduction nicht allein seligmachend ist, sondern selbst den äußerst großen Nachtheil hat, schlechtere Producte zu liefern, so wird man dieses Mittels auch entbehren können, indem man Schachtcapacität und Größe der Erzstücke in ein Verhältniß setzt, welches gegen erwähnte Zufälle Sicherheit bietet. Wir waren im Falle, sowohl für den zur directen Reduction nothwendigen Kohlenstoff, als für den Wärmeaufwand zu unterscheiden, ob die Erze FeO oder F2O3 enthalten; es entsteht daher die Frage, ob die Reducirbarkeit von FeO und F2O3 nicht ebenfalls eine Verschiedenheit zeige? Da FeO nie frei in den Erzen vorkommt, sondern immer entweder an Kohlensäure oder an Kieselsäure gebunden, so ist die Reducirbarkeit nicht bloß von dem Oxydationsgrade des Eisens, sondern noch weit mehr von dem sauren Elemente abhängig, welches mit dem FeO verbunden ist, und zwar macht die Verbindung mit Kohlensäure die Reducirbarkeit ausnahmsweise groß, die Verbindungen mit Kieselsäure dagegen sind gegen Reductionsgase ganz und gar indifferent und können nur durch festen Kohlenstoff, d. h. direct reducirt werden. Das Verhalten von Spatheisenstein, welcher neben 32 Proc. Kohlensäure nur wenig Mangan, Magnesia und Wasser enthält, haben wir bei unseren reductometrischen Versuchen („Documente“ S. 70) studirt und gefunden daß eine Temperatur von 792° nicht ausreicht um irgend einen Theil von FeO zu reduciren, während 793° schon eine obwohl geringe Reduction gegeben haben. Als in 6 Stunden die Temperatur allmählich von 640 auf 829° gesteigert wurde, wurden 70 Proc. Sauerstoff entfernt d. h. 78 Fe reducirt, und als die Temperatur in 4 Stunden von 840 auf 888° gebracht wurde, fand sich alles Eisen reducirt. Daraus geht hervor, daß bis zu 793° die höhere Temperatur bloß Kohlensäure austreibt, und zwar um so schneller als diese schneller gesteigert wird, während dann die vollständige Reduction schon unter 882° stattfindet. Die Temperaturgrenzen der Reductionszone sind 500° und 1000° Nehmen wir nun die Durchsetzzeit in dieser Zone = 9 Stunden an, so wird die Temperatur nach der 1ten, 2ten, 3ten, 4ten, 5ten, 6ten, 7ten, 8ten u. 9ten Stunde seyn: 555° 610° 665° 720° 775° 830° 885° 940° 1000° Es werden also von dieser Durchsetzzeit 5½ Stunden verbraucht um die Kohlensäure auszutreiben, 1½ Stunden zur Reduction und es bleiben wenigstens 2 Stunden übrig um Kohlung zu bewirken. Ziehen wir in Betracht, daß die Reduction von Fe2O3 schon bei 500° beginnt, daß von 30 Proc. Sauerstoff 3 entfernt werden müssen, um Fe3O4 zu bilden, und 5 Proc. um FeO zu bilden, daß also die Arbeit für Fe2O3 = 30, die für FeO = 22 ist, so scheint sich daraus zu ergeben, daß die Reducirbarkeit von FeO unendlich viel größer sey als die von Fe2O3. Aber ein solcher Schluß wäre unrichtig, denn es wirken dabei zwei andere Ursachen mit, welche allein diese Ungleichheit weit besser erklären, als der Oxydationsgrad. Durch die Austreibung der Kohlensäure wird das Erz nicht nur äußerst porös und dadurch die Einwirkung der Reductionsgase ungemein erleichtert, sondern es wird auch das Volumen des Erzes wenigstens auf die Hälfte heruntergebracht und daher enthält dann die Zone eine viel größere Menge von reducirbarem Eisen auf das gleichgebliebene Volumen von Brennstoff und Zuschlag, so daß die Reductionsgase auf eine größere Menge von FeO in derselben Zeit einwirken können. Wenn wir also Spatheisenstein in die Gichten bringen, so gehen von 9 Stunden Durchsetzzeit 5½ Stunden verloren, welche zur Austreibung der Kohlensäure verwendet werden, und nur 3½ Stunden werden zur Reduction und Kohlung verwendet. Diese 3½ Stunden sind aber in der That gleich zu achten 4,2 Stunden, weil die Gicht-Moduli vor und nach der Austreibung der Kohlensäure sich ungefähr wie 1,2 : 1 verhalten, so daß 3,5 Stunden = 3,5. 1,2 = 4,2 Std. Da nun aber Erze welche F2O3 enthalten, nicht 4,2 sondern 9 Stunden zu ihrer Reduction und Kohlung erfordern, so würde dann wieder Gleichheit im Erfolge eintreten und wenn daher Eisencarbonate dennoch in kürzerer Zeit sich reduciren und kohlen als Fe2O3, so ist dieß der größeren Porosität zuzuschreiben, welche erstere durch die Austreibung der Kohlensäure erlangen. Die Durchsetzzeit der Eisencarbonate, welche zu ihrer Reduction und Kohlung auf einen gewissen Grad nöthig ist, wird dann noch besonders dadurch abgekürzt, daß man dieselben meistens röstet und die Kohlensäure austreibt ehe sie auf die Gichten kommen, so daß dann die Reduction und Kohlung schon bei der Temperatur 500° beginnen kann. Leider gibt es keine genau bekannten Betriebsverhältnisse in denen Carbonate zur ausschließlichen Verwendung kommen; um mir aber doch einigermaßen über den Unterschied Rechenschaft zu geben, welchen Carbonate gegenüber von Fe2O3 zeigen, habe ich zwei Betriebe mit Carbonaten berechnet, nämlich einen schottischen Hohofen welcher das berühmte schottische Gießerei-Roheisen liefert, und einen Ofen von Lowmoor welcher sich durch die Festigkeit seiner Producte auszeichnet. Der schottische Hohofen liefert per 1 Stunde Durchsetzzeit in der Reductionszone = 13,083 Eisen, welches circa 3 Proc. Kohlenstoff enthält. Bei gewöhnlichen Erzen ist für den gleichen Kohlungsgrad die Production in derselben Zeiteinheit nur = 8,698. Der Unterschied in der Durchsetzzeit ist also 13,083/8,698 = 1,5. In Lowmoor glaubt man durch kalten Wind, kleine Oefen, Nichtbenutzung der Gichtgase und enge Gestelle, und dann durch einen ganz enormen Brennstoffconsum das Mittel gefunden zu haben, um eine bessere Qualität Eisen zu erzeugen als alle anderen Hütten Englands. Wenn man nun aber einen solchen Betrieb näher betrachtet, so ergibt sich daß er die reinste Täuschung ist, und daß, wenn die Qualität des dort producirten Eisens wirklich besser ist, dieß einfach dem Umstand zuzuschreiben ist, daß die Erze sowohl als der Brennstoff in Lowmoor weniger Schwefel enthalten als andere, sowie der sorgfältigeren, complicirteren, aber auch kostbareren Affinirung des Roheisens. Denn wenn in Lowmoor auf 1 Fe 1,8 Kohlenstoff in die Gichten kommen, so ist dieser Brennstoffüberschuß mehr als hinreichend um die Hälfte des Erzes direct zu reduciren, und ob nun die directe Reduction durch einen Ueberschuß an Kohlenstoff oder durch heißen Wind stattfinde, kommt natürlich ganz auf dasselbe heraus. Es entsteht nun allerdings die Frage, ob dieser Brennstoffüberschuß wirklich zur directen Reduction Verwendung finde, oder ob er bloß mit sehr geringem Nutzeffect die unbenutzten Gichtgase an CO und freier Wärme bereichere. Da wir weder eine Analyse der Gichtgase besitzen, noch deren Temperatur kennen, noch wissen welche Quantität Wind in der Zeiteinheit in den Ofen geblasen wird, so fehlen uns die Kriterien welche zur Beantwortung jener Frage dienen könnten. Dagegen kennen wir die stündliche Production, und mit Hülfe dieser können wir immerhin berechnen wie groß die Production per 1 Stunde Durchsetzzeit seyn würde, wenn directe Reduction stattfindet und wenn solche nicht stattfindet. Die Rechnung ergibt für den ersten Fall = 14,590 Fe, für den zweiten = 37,200 Fe. Die Differenzen gegen gewöhnliche Erze wären daher für den ersten Fall = 14,590/8,698 = 1,68, für den zweiten Fall = 37,200/2 · 8,698 = 2,14. Es bewirkt aber der Brennftoffüberschuß im ersten Falle eine Beschleunigung von 1,16, im zweiten von 1,34; daher ist die dem Erze zukommende größere Reducirbarkeit = 1,68/1,16 = 1,45 und 2,14/1,34 = 1,60. Nun sind aber 1,45 und 1,60 so nahe an 1,50, welche wir bei dem schottischen Betriebe als die den Erzen zukommende Reducirbarkeit gefunden haben, um daraus schließen zu können, daß in beiden Betrieben dieselbe Reducirbarkeit sich geltend mache, was auch in der That so seyn muß, da die schottischen und die Staffordshirer Blackbands in ihrer Zusammensetzung sich völlig ähnlich sind. Was nun die absolute Production in der Zeiteinheit betrifft, so ist sie im schottischen Ofen per 1 Kub. Met. Schachtcapacität = 130 Kil. in 24 Stunden, in dem Ofen von Lowmoor aber = 114 Kil., daher muß in letzterem eine beinahe eben so große directe Reduction stattfinden als in ersterem. §. 6. Directe und indirecte Reduction. Die directe Reduction der Erze durch festen Kohlenstoff ist viel älter als die Reduction durch die Ofengase, denn sie war die ursprüngliche Methode um Eisen zu gewinnen in den sogenannten Stücköfen. Das so erhaltene Eisen war nicht hinreichend gekohlt um sich zu verflüssigen, sondern es ballte sich vermöge seines eigenen Gewichtes im Ofenherde zu einer Masse, dem sogenannten Stück zusammen, welches mit großer Kraftanstrengung aus dem Ofen herausgeholt werden mußte. Die Nachtheile dieses Verfahrens waren einerseits ein sehr großer Brennstoffconsum und andererseits war man genöthigt ausschließlich sehr reine Erze zu verwenden, da es sonst nicht möglich war das erhaltene Eisen hinreichend zu affiniren, um ihm die nöthige Qualität zu ertheilen. Wir haben gesehen, daß 1 Kil. Roheisen welches direct reducirt wird, 1886 W. E. latent macht, wenn das Erz = FeO ist, und 2828 W. E. wenn solches Fe2O3 ist. Außerdem werden im ersteren Falle 0,214, im letzteren 0,321 Kohlenstoff erfordert, um den Sauerstoff im Erze zu binden. Diese Quantitäten repräsentiren 1,000 und 1,491 Kohlenstoff, á 91 Proc = 1,099 und 1,638 Kohks diesen fügen sich noch hinzu je nach dem Gehalte der Erze 0,6 bis 1,22 Kohks als Wärme producirend = 0,910 und 0,910 im Mittel ––––– ––––– und der Gesammtverbrauch war somit = 2,009 2,548 Kohks oder eine äquivalente Menge Holzkohle, und wohl auch noch mehr, da man damals auf Ersparniß an Brennstoff nicht Bedacht nahm. Man muß auch nicht glauben, daß mit Einführung des eigentlichen Hohofens alle directe Reduction ausgeschlossen gewesen sey, wenigstens war damals der Brennstoffconsum noch hinlänglich groß, um eine partielle directe Reduction zu gestatten. Hätte man schon vor der vor 35 Jahren eingeführten Erhitzung des Windes die möglichste Oekonomie des Brennstoffes so im Auge gehabt wie jetzt, so wäre der heiße Wind schwerlich in den Ruf gekommen die Oekonomie des Hohofens gehoben zu haben. Nur dem Umstände daß man vorher mehr Brennstoff verbrauchte als nothwendig gewesen wäre, verdankt auch der heiße Wind seinen Ruf, ein Mittel zur Ersparniß an Brennstoff zu seyn, was er in der That nicht ist, denn nicht der heiße Wind ist es welcher die Production erhöht, sondern die directe Reduction der Erze, und diese ist keineswegs eine nothwendige Folge des Windes, ja nicht einmal nothwendige Folge eines Ueberschusses an Brennstoff in den Gichten, sondern der heiße Wind und der Brennstoffüberschuß sind nur das Mittel, für den Wärmeconsum Ersatz zu leisten welchen die directe Reduction veranlaßt. Wir können aber jede beliebige Menge Brennstoff in den Ofen bringen, den eingeblasenen Wind noch so stark erhitzen, ohne daß deßwegen nothwendig directe Reduction erfolgt; damit solche erfolge, muß das zugeblasene Windquantum so gesteigert werden, daß die Durchsetzzeit der Gichten hinlänglich groß wird um einen Theil der Erze unreducirt und ungekohlt aus der Reductionszone in die Schmelzzone zu bringen, und nur unter dieser Bedingung kann directe Reduction stattfinden, während heißer Wind nebst überschüssigem Brennstoffe nur die Mittel sind, für den Wärme- und Kohlenstoffconsum, die durch jene veranlaßt werden, Ersatz zu leisten. Dieser Ersatz ist nun, wie wir gesehen haben, größer als der Bedarf zum Schmelzen der Producte; der Ersatz ist für Fe2O3- Erze = 1,638, der Bedarf = 0,910 Kohks. Durch Erhitzen des Windes wird nur ein Theil dieses Brennstoffes ersetzt, daher auch dessen Menge vermindert und zwar um 0,402 Kohks, so daß nur 2,146 übrig blieben, wenn der für diese nöthige Wind auf 300° erhitzt wird; das macht 15,8 Proc. des nöthigen Ueberschusses und 24,4 Proc. des totalen Bedarfes. Würde man den Wind auf 600° bringen, so würde die Ersparniß 0,805 Kohks seyn = 31,6 und 48,8 Proc. Aber fraglich ist es, ob dann die bedeutenden Mehrkosten für die Erhitzung des Windes nicht diese Ersparniß von 0,402 Kohks compensiren würden. Das ist das, was in Wirklichkeit durch den heißen Wind bei Verdoppelung des Gesammtproductes geleistet werden kann. Vergleichen wir damit das, was die Praktiker als Resultate der Erfahrung überliefert haben. Aus dem Nachlasse des Frhrn. v. Herder hat im Jahre 1840 F. Th. Merbach eine Zusammenstellung solcher Erfahrungen von 39 verschiedenen Hohöfen veröffentlicht; dieselben sind auch als jetzt noch werthvoll in der deutschen Bearbeitung von Percy's Metallurgie aufgenommen worden. Nach diesen hätte die Brennstoffersparniß zwischen 9,20 und 68,16 Proc., und die Mehrproduction zwischen — 15,49 und + 71,78 gewechselt, bei Windtemperaturen zwischen 100° und 440°, die größte Brennstoffersparniß bei 322°. Wir wissen nun, daß eine absolute Brennstoffersparniß ebensowenig stattfindet als 2 + 3 = 4 geben kann, und wenn daher unsere 39 Beobachter dennoch so bedeutende Ersparnisse constatirten, so ist dieß keiner anderen Ursache zuzuschreiben als der, daß bei kaltem Winde ein mächtiger Ueberschuß an Brennstoff ganz unnützer Weise zur Verwendung kam. Daß die Mehrproduction in einzelnen Fällen negativ gefunden wurde, und selbst bei dem sehr vereinzelten Maximum nur 71,78 Proc. betrug, erregt unsere Verwunderung nicht, da ja diese Mehrproduction nicht in der Temperatur des Windes, sondern in der Vermehrung des Windquantums begründet ist. Erst dadurch daß man die Schachtcapacitäten vergrößerte und dann als nothwendige Folge dieser Vergrößerung die Zahl der Düsen, die Kraft und Größe des Gebläses vermehrt wurden, gelangte man, der Ursache unbewußt, dazu, das zur directen Reduction und folglich auch zur Vermehrung der Production nöthige größere Windquantum in den Ofen zu führen, und dann konnte diese Mehrproduction bis auf das Doppelte gesteigert werden, ob der Wind kalt oder von einer höheren Temperatur eingeblasen wurde. Dazu braucht man aber auch nothwendig einen Ueberschuß an Brennstoff, welcher allerdings durch die Windtemperatur gemindert, aber nicht ersetzt werden kann, und dieser Ueberschuß wird um so größer als die Production selbst größer werden soll. Es ist anzunehmen, daß die erwähnten 39 Beobachter sämmtlich richtig beobachtet haben; die einen glaubten der Erhitzung des Windes alle Berechtigung absprechen zu müssen, die anderen dagegen sie als neue Aera der Siderurgie über alles Maaß erheben zu dürfen. So geht es, wenn man bloß nach zufällig erhaltenen Resultaten urtheilt, ohne sich Rechenschaft über die Ursache der Erscheinungen geben zu können. Darin liegt der Unterschied zwischen der Empirie und der Theorie d. h. der wissenschaftlichen Untersuchung. Man schreibt sich großes Verdienst zu, wenn der bloße Zufall ohne unser Dazuthun und ohne Erkenntniß der Ursache uns zu einem Erfolge verhilft, den wir in einer anderen Localität nicht einmal zu reproduciren vermöchten, weil uns die Einsicht fehlt, welche Bedingungen zu diesem Erfolge erfüllt werden müssen. So sucht Hr. Lowthian Bell heute noch das Problem zu lösen, wie durch Erhöhung der Hohöfen der Betrag der durch die Gicht evacuirten Wärmemenge vermindert werden könne; durch Erhöhung der Oefen erhöht er aber auch den Widerstand der Schmelzsäule, durch diese Erhöhung erniedrigt er das eingeblasene Luftquantum, folglich auch den Betrag der directen Reduction, mit diesem die Verwendung der Wärme im Ofen, und statt die evacuirte Wärme zu vermindern, erhöht er sie; würde er, statt die Hohöfen zu erhöhen, solche niederer machen, so würde er zur Lösung seines Problemes gelangen. Eben so Unrecht hat Siemens, wenn er zur Lösung dieses Problemes eine höhere Erhitzung des Windes empfiehlt, da eine Mehrzuführung von Wärme in den Ofen die Evacuationstemperatur erhöhen statt vermindern würde, wenn solche nicht von einem größeren Windquantum begleitet ist; da aber der heiße Wind auch den Widerstand der Schmelzsäule erhöht, so wird die Anwendung höherer Windtemperatur eher eine Verminderung als eine Vermehrung des Windquantums zur Folge haben. Da das durch festen Kohlenstoff, also direct reducirte Eisen keinen Kohlenstoff aufnimmt welcher dasselbe verflüssigbar macht, so muß nothwendig ein anderer Theil der Erze nicht nur durch die Ofengase reducirt, sondern auch von denselben auf einen hinreichend hohen Grad gekohlt werden, um in das Gesammtproduct eine hinlängliche Menge von Kohlenstoff zu bringen, daß es nicht Stückeisen wird, sondern verflüssigbares Roheisen. Daraus geht dann hervor, daß die directe Reduction nur bis zu einer gewissen Grenze stattfinden darf und kann, damit dem übrigen Theile der Erze noch eine hinreichende Durchsetzzeit in der Reductionszone verbleibe, um sich hinreichend kohlen zu können. Ie höher nun aber die directe Reduction getrieben wird (man s. Tab. E im Anhang), desto kleiner wird das Verhältniß der Reductionszone; es würde daher ganz unmöglich seyn, durch directe Reduction die Production zu erhöhen, wenn nicht zwei günstige Umstände diesen eben bezeichneten Nachtheil wieder aufheben würden. Der erste dieser Umstände ist der bereits im vorhergehenden Paragraphen erwähnte, daß bei directer Reduction nur der äußere Theil der Erzstücke reducirt und gekohlt zu werden braucht, und daß daher die zum Eindringen der Reductions- und Kohlungsgase in das Innerste der Stücke erforderliche längere Zeit erspart wird, also Oekonomie an Zeit eintritt, welche den Verlust an Volumen der Reductionszone ersetzt. Der zweite, die Reduction und Kohlung der Erze fördernde Umstand ist der, daß der Brennstoff welcher zum Schmelzen und zur Ausgleichung der latenten Schmelzwärme für den direct reducirten Antheil der Erze dient, ebenfalls Reductionsgase liefert, welche die absolute Menge derselben erhöhen und folglich auch die Reduction und Kohlung des indirect reducirten Antheiles der Erze beschleunigen. Diese Beschleunigung ist indessen nicht sehr groß, denn sie ist nur 1/5 der Gasmenge welche auf diese Weise disponibel wird. Nur diesen Umständen ist es zu verdanken, wenn wir die directe Reduction bis zur Hälfte der vorhandenen Erze treiben können, oder wenn wir mit anderen Worten die stündlichen Gichten mit einer doppelten Erzmenge beladen können. Directe Reduction kann sowohl bei der Darstellung von Affinireisen als bei der von Gießerei-Eisen zur Anwendung kommen; indeß ist der ökonomische Vortheil derselben um so geringer, je höher der Kohlungsgrad des Gesammtproductes seyn muß, und nur der Preis des Brennstoffes kann dann darüber entscheiden, ob die directe Reduction wirklich noch ökonomischen Vortheil bringe. So haben wir z. B. in Tab. D eine stündliche Production von Kil. 277,6 Fe bei einem Kohksconsum von Kil. 1,1, ohne directe Reduction, in Tab. E Kil. 284,5 Fe bei einem Kohksconsum von Kil. 1,1, directe Reduction ¼, in Tab. H Kil. 328,4 Fe bei einem Kohksconsum von Kil. 1,522, directe Reduction½. Wenn nun der Brennstoff wenig kostet, so ist der Betrieb H der vortheilhafteste, kostet er aber viel, so wird derselbe weniger ökonomisch als der Betrieb D ohne directe Reduction. Hat man einen Betrieb a priori zu berechnen, so kann der beabsichtigte Betrag der directen Reduction ohne die mindeste Schwierigkeit mit Hülfe der gegebenen Daten in die Berechnung aufgenommen werden. Handelt es sich aber darum, aus einem empirischen Betriebe zu bestimmen, wie groß die directe Reduction in demselben sey, so ist dieß gewöhnlich nur annähernd und bloß durch verschiedene Annahmen mittelst Rechnung zu finden, da die den Betrieb begleitenden näheren Bestimmungen sich auf Production und relativen Brennstoffverbrauch beschränken. Durch genaue Analyse der Gichtgase und der Gichtmaterialien hat zwar Ebelmen den Betrag der directen Reduction bestimmt; dieses Mittel können wir aber nicht anwenden, wenn der in Rede stehende Betrieb z. B. gar nicht mehr ausgeübt wird oder überhaupt durch alle möglichen Umstände modificirt ist. — Um daher eine solche Bestimmung vorzunehmen, müßten wir neben Production und relativer Brennstoffmenge auch noch einen anderen mitbestimmenden Factor kennen. Würden wir die Evacuationstemperatur kennen, so würde dann auch das Verhältniß der durch directe Reduction consumirten Wärme und daraus diese selbst bestimmt werden können. Und würden wir genau den Kohlungsgrad des Gesammtproductes kennen, so würden wir durch Vergleichung der stündlichen Production für diesen Kohlungsgrad, mit der effectiv erhaltenen, ebenfalls den Betrag der directen Reduction finden können. Fehlen uns aber solche näher bestimmende Angaben, so bleiben wir im Ungewissen. Zum Betriebe des Hohofens von Seraing z. B. (Tab. C im Anhang) wissen wir durch Ebelmen's Untersuchungen bestimmt, daß gerade die Hälfte der Erze direct reducirt worden ist; wüßten wir das aber nicht, so könnten wir im Zweifel seyn, ob von den 320 evacuirten Wärme-Einheiten nicht etwa noch ein Theil zur directen Reduction verwendet werden könnte; 100 · 2,204 = 220 würden genügen um uns noch 100° Evacuationstemperatur zu geben und 108 W.E. blieben disponibel zur directen Reduction. Da 1886 W. E. 1 Fe direct reduciren, so gäbe das noch Ersatz zur directen Reduction von 0,057 Eisen. Machen wir nun die Statik auf diese Annahme hin, so haben wir: Textabbildung Bd. 201, S. 323 Kohks; minus für directe Reduction; Spec. Wärme der Gase in der; Vergasungszone: für Aq im Winde; kommen zur Verbrennung; Wärmeproduction; Wind zugeführt; Aq im Winde consumirt; Vorwärmung; Wärmevorrath in der Vergasungszone; Temperatur welche Eisen und Schlacken erlangen Nun ändert sich bloß der Consum in der Schmelz- und Vergasungszone; wir haben: Schmelzzone, Textabbildung Bd. 201, S. 323 Wir würden also in der Wärme-Statik dadurch noch kein Deficit erhalten. Fahren wir nun aber weiter und berechnen wir das modificirte Zonenverhältniß, so haben wir: Wärmecapacität der Zonen Zonenverhältnisse. VZ = 0,930 0,203 RZ = 1,202 0,262 gegen 0,409. SZ = 2,455 0,535 ––––––––– 4,587 Dieses kleine Volumen der Reductionszone würde nun bei gleichem Kohlungsgrade statt einer stündlichen Production von 708 Kil. Fe nur noch 441,3 Kil. Fe geben, ein Resultat welches entschieden beweist, daß die directe Reduction nicht höher als ½ getrieben werden kann ohne großen ökonomischen Nachtheil. Zugleich zeigt aber diese Untersuchung wie man zu verfahren hat, wenn man einen bekannten Betrieb in seine Factoren auflösen will. §. 7. Gicht-Modulus. So lange wir bloß gegebene Betriebsresultate analytisch in Betracht ziehen konnten, wo die stündliche Production stets eine gegebene ist, genügte es, diese Production mit jedem einzelnen der Schmelzmaterialien zu multipliciren, durch Division in das Gewicht der Volumeneinheit das Volumen dieser Materialien per stündliche Gicht zu berechnen, und dann durch Division dieser in die Schachtcapacität die Durchsetzzeit. Wenn nun aber die stündliche Production unbekannt ist, so können wir auf diese Weise weder die Durchsetzzeit noch die stündliche Production finden, und wir müssen anders verfahren um zu diesen beiden wichtigen Werthen zu gelangen. Als bekannt und gegeben haben wir immer das Gewicht des Erzes, welches nöthig ist um 1 Gewichtseinheit Eisen zu erhalten. Ebenso ist die nöthige Zuschlagmenge Gegenstand einer Berechnung a priori, je nach der Beschaffenheit der Erze und nach der Modification von Roheisen die erhalten werden soll. In dem Artikel „Statik der Wärme“ haben wir gezeigt, wie durch successive Einführung verschiedener Mengen von Brennstoff auch die technisch und ökonomisch richtige Quantität desselben bestimmt werden kann. Sind nun diese drei Quantitäten dem Gewichte nach bestimmt, so verfahren wir dann wie früher, um sie dem Volumen nach zu bestimmen. Die Summe der drei Volumina constituirt dann den Gicht-Modulus, welcher uns sagt welches Volumen die Schmelzmaterialien einnehmen die zusammen 1 Gewichtseinheit Eisen produciren. Kennen wir vermöge der Statik der Wärme das Verhältniß der einzelnen Ofenzonen, so läßt sich dann leicht auch das Volumen der einzelnen Zonen bestimmen. Der Gicht-Modulus in dieses Volumen dividirt, gibt uns dann das Gewicht an Eisen welches diese Zone enthalten kann. Ist der Modulus groß, so wird der Quotient klein werden, er wird ausweisen daß die Zone relativ wenig Eisen enthält; während das Minimum des Gicht-Modulus uns das Maximum von Eisen gibt, welches die Zone zu enthalten vermag. Je größer der Gehalt der Reductionszone an Eisen ist, desto vortheilhafter wird der Betrieb werden, weil die Reductionsgase, welche Reduction und Kohlung bewirken, in derselben Zeit auf eine größere Menge von Erz wirken können. Aus bekannten Betriebsresultaten können wir herausrechnen wie viel Zeit erforderlich ist um die Gewichtseinheit von Eisen zu reduciren und auf einen gewissen Grad zu kohlen; oder was auf eben dasselbe hinausläuft, wie viel Eisen die Zeiteinheit reduciren und kohlen kann. Daher können wir dann auch mit Hülfe dieses Factors und mit Hülfe des Gicht-Modulus erfahren, wie viel Eisen bei verschiedenen Betriebsverhältnissen in der Zeiteinheit reducirt und bis zu einem bestimmten Grade gekohlt werden kann, das heißt, diese beiden Factoren bieten uns das Mittel einen unbekannten Betrieb a priori zu berechnen. Die bekannte Regel: daß der dichteste Brennstoff, folglich der welcher im Ofen das geringste Volumen, einnimmt, für den Hohofenbetrieb der vortheilhafteste sey, findet im Gicht-Modulus ihren Ausdruck, indem dieser Brennstoff den Gicht-Modulus kleiner macht. Eine Gewichtseinheit Kohlenstoff z. B. verlangt 1,136 Holzkohle, während sie nur 1,100 Kohks à 91 Proc. verlangt; jene verlangen das Volumen 1,136/245 = kub. Met. 0,00464, während diese nur 1,100/400 = Kub Met. 0,00275 verlangen; es wird also der Modulus bei Kohks um 0,00464 — 0,00275 = 0,00189 Kub. Met. kleiner, d. h. günstiger werden. Man könnte glauben, daß auch das Minimum von Brennstoff den günstigsten Gicht-Modulus geben müßte; dem ist aber nicht so, weil der Brennstoff das Material ist aus welchem die kohlenden und reducirenden Gase entstehen. Wenn es daher der Wärme-Statik zufolge auch möglich ist, mit nur 0,6 Gewichtseinheiten Kohks 1 Gewichtseinheit Eisen darzustellen, so würde ein solches Minimum von Brennstoff zwar den günstigsten Gicht-Modulus geben, die Production aber dennoch beeinträchtigt, weil diese 0,6 Brennstoff zu wenig Reductionsgase liefern um die Reduction und Kohlung in möglichst kurzer Zeit zu bewerkstelligen. Uebrigens kommt es dabei auf den Preis des Brennstoffes an. Da wo z. B. nur sehr theure Holzkohlen zur Verwendung kommen können, wird es vortheilhafter seyn, das Minimum in die Gichten zu bringen, wenn auch dadurch die Production in der Zeiteinheit beeinträchtigt wird. Auf der anderen Seite ist ein Ueberschuß an Brennstoff der Production in der Zeiteinheit ökonomisch nachtheiliger als ein Minimum, weil eine überschüssige Menge von Reductionsgasen zwar allerdings die Reduction und Kohlung beschleunigt, aber in einem weniger günstigen Verhältnisse als ein relativer Mangel an solchen Gasen. Der herrschenden Ansicht entgegen, daß an Eisen sehr reiche Erze für den Hohofenbetrieb weniger günstig seyen als ärmere, zeigt sich durch vermittelst des Gicht-Modulus erhaltene Rechnungsresultate, daß gerade die reichsten Erze in jeder Weise am vortheilhaftesten sind, insofern wenigstens ihr Preis dem Gewicht proportional ist. §. 8. Die Reduction und Kohlung beschleunigende oder verlangsamende Ursachen. Die wichtigsten Resultate, welche meine in den „Documenten“ beschriebenen reductometrischen Versuche gegeben haben, sind die daß sowohl die Quantität der Reductionsgase als die Qualität derselben auf die Reduction der Erze einen sehr bedeutenden Einfluß hat. Wir haben gefunden daß eine zweifach so große Gasmenge, die in der Zeiteinheit die Erze bestreicht, die Reduction um 1/5 beschleunigt, und daß eine Vermehrung des Procentgehaltes der Gase an Kohlenoxyd um 12,67 Proc. die Reduction in der halben Zeit vollbringt. Es muß also nothwendig ein relativer Mangel an Gasen oder ein minderer Gehalt derselben im Gegentheile eine Verlangsamung der Reduction bewirken. Es ist einleuchtend, daß wir beim Hohofenbetriebe diesem Verhalten Rechnung tragen müssen und daß wir verschiedene Betriebsarten nur dann miteinander vergleichen können, wenn wir die Menge und den Gehalt der reducirenden Gase dabei in Anschlag bringen. Bei den bisher gebräuchlichen Betriebsarten ist der Gehalt der Gase an Kohlenoxyd so ziemlich derselbe; das Kohlenoxyd welches durch directe Reduction entsteht, vermehrt den Gehalt der Gase nur unbedeutend. Sogar wenn die Hälfte des Erzes direct reducirt wird, ist der Kohlenstoff welcher die Gase bereichert, nur 0,16 = 0,32 Kohlenoxyd, was also den normalen Gehalt = 34,65 Proc. auf 34,65 + 0,32 = 34,97 bringt, somit lohnt es nicht diese Vermehrung in Rechnung zu ziehen. Die Quantität der Gase ist natürlich abhängig von der Quantität des angewandten Brennstoffes und vom Gehalte desselben an Kohlenstoff; daher können wir die Beschleunigung oder Verlangsamung der Reduction und Kohlung einfach nach dem Kohlenstoffgehalte des Brennstoffes welcher auf 1 Kil. Fe kommt, berechnen. Nach den vielen bekannt gewordenen Betriebsresultaten, wechselt der Verbrauch an Kohlenstoff pro 1 Fe zwischen 0,56 und 3,96. Solche Differenzen sind aber nicht dem Bedürfnisse für die Reduction und Kohlung zuzuschreiben, sondern dem Bedürfnisse an Wärme, welches mit dem Gehalte der Erze, der Größe der Oefen, der Dicke und Leitungsfähigkeit der Ofenwände und anderen Betriebsverhältnissen wechselt. Uebrigens ist es ganz gleichgültig, welchen Kohlenstoffconsum oder welches demselben entsprechende Gasvolumen wir als normale Größe annehmen, da wir ja den Werth dieser normalen Menge erst aus den vorliegenden Erfahrungen, d. h. aus den erhaltenen Productionen in der Zeiteinheit bestimmen können. Am einfachsten ist es daher, als normale Kohlenstoffquantität behufs Reduction und Kohlung = 1 pro 1 Fe zu rechnen. Wenn also 1 C in einer gegebenen Zeit 1 Fe reducirt und auf einen bestimmten Grad kohlt, so werden 2 C entweder diese Zeit um 1/5 vermindern, oder es wird das in derselben Zeit reducirte und gekohlte Eisen um 1/5 vermehrt werden. Wir bringen die Vermehrung des reducirten Eisens und nicht die Verminderung der Zeit in Rechnung, da ersterer Modus der bequemere ist. Wenn nun 1 C in der gegebenen Zeit 1Fe reducirt und kohlt, so werden 2 C = 11/5 Fe in derselben Zeit kohlen und reduciren, und wir haben 1 + 2 – 1/5 = 1,2, oder allgemein wenn wir C mit x bezeichnen. = 1 + x – 1/5. Ist hingegen der Kohlenstoff welcher auf 1 Fe kommt, weniger als 1, so haben wir einfach x zu setzen; z. B. C 0,75 würden die Reduction nicht beschleunigen, sondern verlangsamen und wir müssen die für C 1 berechnete Reduction mit 0,75 multipliciren um diese richtig zu stellen. Wir bezeichnen diesen die Reduction und Kohlung beschleunigenden oder verlangsamenden Factor mit m. Wenn wir also von einem Betriebe wissen, daß die stündliche Production = 60 Fe ist und der Kohlenstoff welcher auf 1 Fe kommt = 1,355, so ist m = 1 + 1,355 – 1/5 = 1,071. Mit 1 C auf 1 Fe wäre also die Production nicht mehr 60 Kil. Fe, sondern 60/1,071 = 56. Wollen wir aber einen Betrieb a priori berechnen, so müssen wir denselben immer so berechnen als ob auf 1 Fe = 1 C käme, und dann das erhaltene stündliche Product mit m multipliciren, um die wirklich reducirte und gekohlte Eisenmenge zu erhalten, das heißt, es ist dann P″ m = P. Wie wir nun bereits wissen, wird nicht immer alles Eisen durch die Reductionsgase reducirt, sondern ein Theil der Erze geht unreducirt und ungekohlt in die Schmelzzone über, wo sie sich in den Schlacken auflösen und erst aus diesen durch festen Kohlenstoff zu metallischem Eisen reducirt werden. Wenn wir daher bekannte Betriebe analytisch der Rechnung unterwerfen oder synthetisch a priori zu berechnende Betriebsverhältnisse bestimmen wollen, so müssen wir stets die durch die Gase reducirten und gekohlten Eisenmengen von den direct reducirten trennen. Ist nun P = der Gesammtmenge des producirten Eisens, P′ = der Antheil welcher direct reducirt, aber nicht gekohlt wurde oder wird, so ist der Antheil welcher durch die Reductionsgase reducirt und gekohlt wird = P″ = P—P′ In einem Ofen A (man s. in den Berechnungstabellen im Anhang, am Ende Tabelle A) dessen Schachtcapacität = V = 11,5 Kub. Met.ist, in welchem der Gicht-Modulus = v = Kub. Met. 0,00834, das Zonenverhältniß für die Reductionszone laut Statik der Wärme = η = 0,364, dessen stündliche Production = P = 85 Fe ist, die directe Reduction = 0,1 von 1 Fe, und endlich der Kohlenstoff pro 1 Fe = x = 1,302 ist, wird P′ = 85 . 0,1 = 8,5. m = 1 + 1,032 – 1/5 + 1,032 ·0,1/5 = 1,0864 · P – P′/m = = 85 – 8,5/1,0864 = P″ = 70,4. Die Durchsetzzeit ist = Z = V/P″ . v = 11,3/70,4 . 0,00834 = 19,24 Stunden, und die Durchsetzzeit in der Reductionszone = Zη = 19,24 . 0,364 = 7,00 Stunden. Daraus folgt dann, daß bei dem normalem Gehalte in den Gichten von 1 C auf 1 Fe in der Stunde P″/Zη = 70,4/7,00 = 10,057 Kilogr. Eisen durch die Gase reducirt und gekohlt wurden; da aber dieser Kohlenstoffgehalt in den Gichten nicht 1, sondern 1,302 war, so ist die effective durch Gase reducirte und gekohlte Menge = P″m = P — P′ = 70,4 . 1,08644 = 76,5 Kil. Eisen und P = 76,5 + 8,5 = 85,0 Kil. Fe. Den Werth m mußten wir um 1,302 . 0,1 = 0,1302 größer nehmen, weil das 0,1 direct reducirte Eisen die reducirende Wirkung des Gases um so viel vermehrte. Ebenso ist die Durchsetzzeit = Z = 19,24 Stunden nicht die wirkliche Durchsetzzeit, denn diese ist V/Pv = 11,3/85 . 0,00834 = 15,94 Stunden; aber sie mußte größer genommen werden, weil ja in der That nicht bloß 70,4 Fe sondern 76,5 Fe reducirt wurden. Wenn nun bei diesem Betriebe in der Zeiteinheit Kil. 10,057 Fe reducirt und zu einem bestimmten Grade gekohlt wurden, so folgt daraus daß in jedem anderen Betriebe gleich viel Eisen gleich gekohlt erhalten werden muß, wenn die übrigen Bedingungen dieselben bleiben, oder wenn diese proportional in Rechnung gebracht werden. Unter diese Bedingungen zählen wir die Capacität des Ofens = V, das Zonenverhältniß der Reductionszone = η, den Gicht-Modulus = v und ferner diejenigen, welche im Vorhergehenden bereits in Rechnung gezogen sind, nämlich die die Reduction beschleunigenden Ursachen = m und den direct reducirten Antheil = P′. Es wird stillschweigend vorausgesetzt, daß die Erzstücke eine der Schachtcapacität angemessene Größe besitzen, ebenso daß die Erze eine gleiche Reducirbarkeit haben; Ausnahmen, wie z. B. Blackbands, Affinirschlacken oder kieselsaure Eisenoxyde müssen besonders berücksichtigt werden, erstere indem man den Werth m entsprechend vermehrt, letztere dadurch daß man diese im Voraus als nur durch directe Reduction verwerthbar betrachtet. Hätten wir nun eine Anzahl bekannter Betriebe mit Angabe der Werthe V, v, P, der Evacuationstemperatur der Gichtgase, der Kohlenstoffmenge welche auf 1 Fe kommt, und besonders des Kohlungsgrades des producirten Eisens, so würden wir auch eine Reihe der Werthe p = P″/Zη daraus berechnen können, wie wir dieß für den Ofen A, B und C gethan haben, und mit Hülfe dieser könnten wir dann auch jeden beliebigen Betrieb a priori berechnen. Nun fehlen aber bei allen Betriebsangaben immer diejenigen des Kohlungsgrades des Productes, und wir müssen also suchen diesen Mangel auf eine andere Weise zu ersetzen, um für p = P″/ Zη Werthe zu finden, welche bestimmten Kohlungsgraden entsprechen. Zu diesem Ende haben wir aber noch vorher im Allgemeinen die Beziehungen zwischen Reduction und Kohlung zu untersuchen. Eine Beschleunigung oder Verlangsamung der Kohlung und Reduction kann jedoch auch noch durch andere Ursachen als die Quantität der Reductionsgase stattfinden. So wird, wie wir schon gesehen haben, eine größere oder kleinere Reducirbarkeit der Erze den Werth m erhöhen oder vermindern. Wie in solchem Falle zu verfahren ist, werden wir später sehen. Besonders wird aber die Qualität der Gase, ihr Gehalt an reducirendem Kohlenoxyd, den Werth m so bedeutend erhöhen, daß die Production dadurch diejenige überragt, welche wir durch directe Reduction erhalten. Einen solchen Mehrgehalt der Gase erzielen wir durch die bereits in den „Documenten“ beschriebene partielle Elimination des Stickstoffes in den Gasen. Man berechnet dann das Volumen der Bestandtheile der Reductionsgase, und aus demselben den Procentgehalt des Volumens an Kohlenoxyd = x′, und hat dann m = (x — 35). 0,06817; wo 35 der Procentgehalt der gewöhnlichen Gase im Hohofen ist. Auch da wird die absolute Menge der Reductionsgase welche auf 1 Fe kommen, ihren Einfluß haben, aber dieser Einfluß wird noch viel günstiger seyn und nicht mehr bloß 1/5 von dem Ueberschusse über 1 C betragen. Textabbildung Bd. 201, S. 330 Die gewöhnlichen Reductionsgase; haben im Durchschnitte pro 1 C; das Volumen Kub.Met. 7,305; während die Gase bei hälftiger Elimination des Stickstoffes pro 1 C das Volumen; Kub.Met. 3,622 haben. Die Geschwindigkeit mit welcher letztere Gase die Reductionszone durchströmen, wird daher nur halb so groß als die der gewöhnlichen Gase seyn, und folglich auch noch bei 2 Kohlenstoff pro 1 Fe eben so wirksam seyn als wenn nur 1 Kohlenstoff auf 1 Fe käme; und da es nicht vorkommen wird, daß man mehr als 2 C auf 1 Fe hat, so ist also obige Formel einfach mit dem Kohlenstoffe = K zu multipliciren der auf 1 Fe kommt, und man hat m = (x — 35) . 0,06817 . K. Endlich ist in neuester Zeit noch eine vierte Quelle der Beschleunigung der Reduction und Kohlung zur Ausführung gekommen. Dieselbe beruht auf der Erwärmung der Reductionszone von oben, so daß deren Temperatur von oben bis unten 1000° ist, wogegen sie sonst mit 500° beginnt und mit 1000° endet. In diesem Falle ist die Beschleunigung, wie wir später zeigen werden = 1,5, und es ist also der vermöge anderer Umstände erhaltene Werth m mit 1,5 zu multipliciren. Wir hätten also beispielsweise m = 1 + 1,302 — 1/5 + 1,302 . 0,5/5 × 1,5 = 1,7859. §. 9. Reduction und Kohlung des Eisens. Es ist behauptet worden, daß, wenn reducirende Gase bei höherer Temperatur über Eisenoxyd geleitet werden, dieses sich zuerst vollständig zu Eisenoxyd-Oxydul = Fe 3O4 reducire und dann zu Oxydul = FeO, ehe metallisches Eisen zum Vorschein komme. Es kann wohl seyn daß etwas Aehnliches stattfindet, wenn Fe2 O3 in Pulverform in geringer Menge in einer Kugelröhre und bei allmählich gesteigerter Temperatur mit reinem Kohlenoxyd behandelt wird; aber im Hohofen findet ein solcher Hergang durchaus nicht statt. Allerdings wird zwar die Reduction die Stadien Fe3 O4 und FeO durchlaufen müssen, ehe metallisches Eisen auftreten kann; aber diese Stadien finden von der Oberfläche der Erzstücke aus statt und vollenden sich auch ehe das Gas in das Innere gedrungen ist. Ebenso findet auch Kohlung statt, sobald metallisches Eisen entstangen ist, entgegen der Behauptung daß Kohlung erst in einer heißeren Ofenzone erfolge. Wahr ist es, daß die Energie der Wirkung der Reductionsgase sich mit der Temperatur steigert, und daher wird auch in dieser höheren Temperatur mehr metallisches Eisen bloßgelegt, und in Folge dessen auch mehr Kohlenstoff sich im Eisen vorfinden, obgleich sonst die Kohlung mehr von der Zeit der Einwirkung als von der Temperatur abhängt. So z. B. waren bei meinen Versuchen Nr. 60 und 63 mit dem Reductometer in 9 Stunden 83 Proc. Sauerstoff absorbirt worden, und das reducirte Eisen enthielt 2,19 Proc. Kohlenstoff, während bei den Versuchen Nr. 48 und 50 in 18 Stunden nur 48,7 Proc. Sauerstoff verschwunden waren und die Analyse im reducirten Eisen einen Kohlenstoffgehalt von 4 Proc. nachwies. Bei den Versuchen Nr. 60 und 63 war die Temparatur von 753° auf 1048° steigend, bei Nr. 48 und 50 nur von 517° auf 786°. Je länger also das Reductionsgas auf die Erze einwirkt, desto höher wird das reducirte Eisen gekohlt seyn, und die Zeit der Einwirkung gibt uns also ein Maaß für den Grad der Kohlung welchen das Eisen erhalten mußte oder erhalten wird, und zwar in dem Verhältnisse daß wenn die für die Reduction erforderliche Zeit = 1 ist, eine Verdoppelung dieser Zeit 2 Proc. Kohlenstoff absetzt. Nun handelt es sich aber noch darum zu bestimmen wie groß diese Zeit sey, oder was auf dasselbe herauskommt, wie viel Eisen in der Zeiteinheit auf 2 Proc. gekohlt werden könne. Dazu dient uns der Betrieb in Seraing (im Anhang Tab. C), welchen Ebelmen genau beschrieben hat und in welchem die Hälfte der Erze Affinirschlacken sind, die also durch die Gase nicht afficirt werden und daher im Voraus als der directen Reduction verfallen zu betrachten sind. Bei solchem Betriebe mit so hoher Production (Kil. 708 per Stunde) kann man annehmen daß das producirte Eisen nur das Minimum von Kohlenstoff enthalte, nämlich 1 Proc., und die in der Zeiteinheit durch die Gase reducirte und auf 2 Proc. gekohlte Eisenmenge entspricht dann 1 + 1 = 2 Zeiteinheiten. Wäre dagegen der Kohlungsgrad nur 1 Proc., so würden nur 1 + 0,5 = 1,5 Zeiteinheiten erforderlich seyn. Wir haben also successive für die Kohlungsgrade 1; 2; 3; 4 Proc. die Zeiteinheiten: 1 + 0,5 = 1,5; 1 + 1 = 2; 1 + 1,5 = 2,5; 1 + 2 = 3 5; 6; 7; 8 Proc. die Zeiteinheiten: 1 + 2,5 = 3,5; 1 + 3 = 4; 1 + 3,5 = 4,5; 1 + 4 = 5 Da wir aber nicht die nöthigen Zeiten, sondern die gekohlten und reducirten Eisenmengen berechnen wollen, so sind die Reciproken dieser Werthe zu nehmen. Diese sind: 0,666; 0,5; 0,4; 0,333; 0,285; 0,25; 0, 222; 0,2. Wenn bei dem Betriebe C die per Stunde reducirte und auf 2 Proc. gekohlte Eisenmenge p = 10,873 ist, so ist sie für die übrigen Kohlungsgrade proportional diesen Reciproken, z. B. für 1 Procent Kohlung wird p = 0,5 : 0,666 = 10,873 : x = 14,483 und wir haben der Reihe nach für die Kohlungsgrade = 1; 2; 3; 4; 5; 6; 7; 8 Proc. die Werthe p = 14,483; 10,873; 8,698; 7,248; 6,198; 5,436; 4,828; 4,310. Wenn also bei den Betrieben A und B, welche beide auf Affinireisen gerichtet waren, die Werthe p = 10,057 und 15,797 sind, so können wir annähernd den Kohlungsgrad welchen diese Producte erhalten haben, berechnen durch: 10,873 : 10,057 = 2 : x = 1,85 Proc. und 14,483 : 15,796 = 1 : x = 1,066. Da im Ofen A von 1 Fe, wie wir gesehen haben, 0,1 direct reducirt wird, so ist der Kohlungsgrad des Gesammtproductes = 1,85 . 0,9 = 1,665 Proc. Man darf ja nie vergessen, daß das von den Gasen reducirte Eisen um so viel stärker gekohlt werden muß, als der direct reducirte Antheil größer wird, damit das Endproduct die gewünschte Kohlenstoffmenge enthalte. Wenn z. B. die Menge des direct reducirten Eisens = 0,5 ist, und man will das Endproduct vom Gehalte 4 Proc. haben, so ist für die durch die Gase reducirte und gekohlte Menge der Kohlungsgrad doppelt so groß, nämlich 8 Proc. statt 4 Proc. zu machen, und für p = 4,310 und nicht 7,248 in Rechnung zu bringen. Wäre das direct reducirte Eisen im Verhältnisse 0,3, so hätte man (1–0,3) : 4 = 1 : x = 5,7 Proc. und als Werth von p = 6 : 5,7 = 5,436 : x = 5,164 = p. Die gefundenen Werthe p sind nun einer der gesuchten Factoren um irgend eine Betriebsweise a priori zu berechnen. Die übrigen zu diesem Zwecke dienenden Factoren sind: V = Schachtcapacität des Ofens, die also immer voraus bestimmt ist; η = das Verhältniß der Reductionszone welches aus der Wärme-Statik erhalten wird; v = der Gicht-Modulus, welcher ebenfalls nach Brennstoffbedarf, Gehalt der Erze, Bedarf an Zuschlag vorher zu bestimmen ist; φ= das Verhältniß des direct reducirten Eisens, insofern überhaupt directe Reduction stattfindet oder stattfinden soll; m = die Reduction und Kohlung beschleunigenden oder verlangsamenden Ursachen, deren Werthe wir im Vorhergehenden einläßlich besprochen und festgestellt haben. Nun haben wir zuerst zu suchen, welche stündliche Production sich für einen bestimmten Werth von p ergeben werde, wenn auf 1 Fe 1 C käme. Dieses sagt uns die Formel P″ = V . η . p/p″ . v in welcher also P″ zugleich eine Function und der gesuchte Werth ist, und die man daher nur durch Probiren auflösen kann, indem man für P″ successive verschiedene Werthe einsetzt. Hätten wir z B. für V = 100; für η = 0,353; für p = 7,248 Proc. und für v = 0,00332 Kub. Met., so wären Textabbildung Bd. 201, S. 333 die Logarithmen die Log. v = 0,52114 – 3 0,52114 – 3 0,52114 – 3 0,52114 – 3 0,52114 – 3 Textabbildung Bd. 201, S. 333 und setzen wir für P″ successive; und ziehen wir diese vom Log. 2,40799 ab, so bleiben es ist also der letzte Quotient gleich dem Log. P″ und der Werth desselben folglich = 277,6 Kil. Fe. Its nun m = 1 + 1,001 — 1/5 = 1,0002, so ist P″ = P, das heißt gleich der totalen Production. Hätten wir aber V = 100; η = 0,205; p = 10,873; v = 0,00332 und φ = 0,5, so wäre P″ = 100 . 0,205 . 10,873/p″ . 0,00332 = 257,8 und m = 1+ 1,001 – 1/5 + 1,001 . 0,5/5 = 1,1003 daher das durch Gase reducirte und gekohlte Eisen P′ = Pm = 257,8 . 1,1003 = 284,3 und das Gesammtproduct P = 2 P′ = 2 . 284,3 = 568,6 Kil. Fe. Hätten wir wie im Betrieb Tab. P eine ¾ Elimination von Stickstoff ohne directe Reduction bei 1,081 Kohlenstoff auf 1 Fe, V= 100; η = 0,366; p = 10,873 und v = 0,00138, so wird Textabbildung Bd. 201, S. 334 m = (68,9 – 35) . 0,06817 . 1,081 = 2,4981 und folglich P = P′m = 537,7 . 2,4981 = 1343 Kil. Fe stündliche Production. Es paßt also die Formel Textabbildung Bd. 201, S. 334 für alle möglichen Fälle und der zu diesen Fällen passende Werth m mit P″ multiplicirt, gibt dann die diesen Fällen zukommende Production. (Die Fortsetzung folgt im nächsten Heft.)