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Verfahren und Ofenanlage zur unmittelbaren Erzeugung von flüssigem Eisen oder Stahl.
Die direkte Eisengewinnung wird bekanntlich mit Hilfe von gasförmigen oder festen Reduktionsmitteln ausgeführt. Beim ersteren Verfahren wird die Beschickung vorzugsweise in Drehrohröfen im Gegenstrom zu dem reduzierenden Gas geführt, das die für das Verfahren notwendige Wärme in das Drehrohr mit einbringt, falls dieses nicht von aussen erhitzt wird. Bei diesem Verfahren gelangt man meistens nur zu Eisenschwamm, denn es ist schwierig und ausserdem kostspielig, das reduzierte Gut in reduzierender Atmosphäre bis auf die Giesstemperatur des Eisens zu erhitzen. Daher wird das reduzierte Gut gewöhnlich in einem besonderen Ofen eingeschmolzen, wenn flüssiges Eisen oder Stahl erzeugt werden soll.
Beim Arbeiten mit festen Reduktionsmitteln hat man Formlinge aus Erz und Reduktionsmittel mit einer Kohleschicht überkleidet und in einem Drehrohrofen erhitzt, den die Formlinge im Gegenstrom zu den Heizgasen durchwanderten. Der Kern der Formlinge wurde dabei zu Metall reduziert, während die Kohleschicht das Eindringen oxydierender Heizgase in den Kern verhinderte. Sollten Eisenlegierungen, z. B. Ferrosilizium, hergestellt werden, so mischte man dem Erz bei der Herstellung der Formlinge noch die hiefür erforderlichen Rohstoffe, z. B. Kieselsäure oder metallisches Silizium, zu.
Es ist auch schon angestrebt worden, das reduzierte Eisen vor Wiederoxydation durch Erzeugung einer Schlacke zu schützen. Zu diesem Zwecke wurden der stückig zu machenden Mischung aus den bei der Reaktion miteinander reagierenden Stoffen Zuschläge, wie Salz oder Ammoniumehlorid, Kieselsäure zusammen mit Sägespänen, flüssigem Pech, Teer, Melasse, Mergel, Karbonaten, Ton u. dgl., beigegeben.
Aus den Zuschlägen bildete sich eine glasige Schlacke, die die Berührung oxydierendwirkender Gase mit dem Eisen verhindern sollte. Die Schlackenbildung war naturgemäss nicht früher erforderlich als zu dem Zeitpunkt, in dem die Wirkung der Reduktionsmittel nicht mehr ausreichte, um die Wiederoxydation des bereits reduzierten Eisens zu verhüten. Von dieser Wirkung der Schlacken, die bei Erhitzung der reduzierten Beschickung auf Schmelztemperatur gebildet werden, machen natürlich auch die bekannten Verfahren Gebrauch, bei denen die Eisenreduktion unter unmittelbarer Beheizung der aus Eisenerz, Kohle und Flussmittel bestehenden Beschickung in einem Drehrohrofen chargenweise ausgeführt wird. Diese Verfahren sind wärmewirtschaftlich wesentlich vorteilhafter als die Reduktion mit Gasen.
Bei ihnen sowohl als auch bei der Reduktion von aus Erzen nach besonderen Verfahren erschmolzenen Eisensilikaten mittels festen Kohlenstoffes, der in das Schmelzbad eingetaucht wurde, entstanden indessen dadurch grosse Schwierigkeiten, dass das Ofenfutter nicht standhielt.
Nach der Erfindung wird flüssiges Eisen oder Stahl aus oxydischen Erzen oder Eisenverbindungen in einem waagrechtliegenden rotierenden Ofen, in den ein Gemisch des Gutes mit festem Brennstoff, vorteilhaft auch mit Flussmitteln und erforderlichenfalls mit Kieselsäure, chargenweise, am besten vorgewärmt eingebracht und mittels Flammengasen erhitzt wird, dadurch erzeugt, dass die oxydischen Eisenverbindungen, die auch verflüchtigungsfähige Metalle, wie Zink, Blei od.
dgl., enthalten können, bei ständig zunehmender Erhitzung teils zu festem metallischen Eisen reduziert und teils mit Hilfe der anwesenden Kieselsäure in eine Ferrosilikatschlacke übergeführt werden, worauf bei weiterer zunehmender Erhitzung die Ferrosilikatschlacke mit in irgendeinem vorhergehenden Zeitpunkt zugesetztem Kalk zersetzt und das aus der Schlacke freigemacht Eisenoxydul reduziert wird, während gleichzeitig das gesamte reduzierte Eisen geschmolzen wird.
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Die in der Beschickung vorhandene Menge von Kieselsäure muss so bemessen werden, dass die Schlacke sich gleichzeitig mit dem bei etwa 900-1000 C entstehenden Eisenschwamm bildet. Die Schlacke ist also bereits bei der Bildung des Eisenschwammes zähflüssig oder teigig, so dass durch die Bewegung des Ofens die einzelnen Eisenschwammteilchen gewissermassen schon bei ihrer Entstehung in die Schlacke eingewickelt werden. Die Wiederoxydation des Eisenschwammes wird dadurch mindestens zum grossen Teil vermieden, jedenfalls findet sie nicht in schädlichem Ausmasse statt, dass ein Angriff des Ofenfutters durch Eisenoxydul eintreten kann. Dieses wird vielmehr von dem Kieselsäuregehalt der Beschickung gebunden.
Ausserdem unterdrückt auch der Kohlenstoffgehalt der Beschickung, der so bemessen wird, dass er für die Reduktion ausreicht, bis die Beschickung völlig geschmolzen ist, eine starke Wiederoxydation.
Im weiteren Verlauf der Reduktion kommt infolge der Bewegung des Ofens der reduzierte Eisenschwamm in innige Berührung mit dem glühenden, im Überschuss vorhandenen Reduktionskohlenstoff.
Der Eisenschwamm nimmt demgemäss Kohlenstoff auf und beginnt zu schmelzen. Durch den zugeschlagenen Kalk wird mit zunehmender Temperatur die Eisenoxydulsilikatschlacke mehr und mehr zersetzt, und es bildet sich über Eisenoxydulsilikat Kalksilikat, so dass das Eisenoxydul zur Reduktion freigegeben wird. Die Reduktion des Eisenoxyduls wird zum Teil auch von dem Kohlenstoff des bereits
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raschend ist hiebei, dass der Kalkzuschlag die Eisenoxydulsilikatschlackenbildung, die zu Anfang der Reduktion erfindungsgemäss herbeigeführt wird, nicht stört.
Obzwar für die Zersetzung der Eisenoxydulsilikatschlacke nur wenig Kalk erforderlich ist, indem man manchmal schon mit 5% auskommt, kann man mit dem Kalkzusehlag ohne weiteres höher gehen, da ein Kalkzuschlag auch dann noch nicht schädlich wirkt, wenn, z. B. um das Ofenfutter noch mehr zu schonen oder aus sonstigen Gründen, das Vier-oder Fünffache der für'die Zersetzung'der'Eisenoxydulsilikatschlacke erforderliehen Menge oder sogar noch mehr verwendet wird.
Die für das Verfahren gemäss der Erfindung erforderliche Menge Kieselsäure kann dem Ausgangsgut, z. B. in Form kieselsäurehaltiger Stoffe, besonders zugeschlagen werden, wenn nicht Erze verwendet werden, die gerade die notwendige Menge Kieselsäure enthalten. Derartige Erze sind in der Regel für den Hochofen nicht besonders geeignet. Die Möglichkeit der Verwertung derartiger Erze ist daher ein weiterer Vorteil des Verfahrens gemäss der Erfindung. Auch durch Mischen verschiedener Erze od. dgl. mit hohen und niedrigen Kieselsäuregehalten lässt sich eine Beschickung mit geeignetem Kieselsäuregehalt herstellen.
Die Bildung der Eisenoxydulsilikatsehlacke kann durch Zusatz bekannter Flussmittel, wie Röst- spat, Flussspat, Kryolith, Chlorkalzium, Soda usw., begünstigt werden.
Vorteilhaft ist es, die Beschickung auch bis auf Reduktionstemperatur und selbst höher vorzuwärmen, weil dadurch die Dauer der Reduktionsvorgänge abgekürzt wird. Auch die Reduktionswirkung des Kohlenstoffes wird dabei beschleunigt, so dass die Bildung des Eisenschwammes rasch vor sich geht.
Durch diese Vorwärmung findet auch keine nennenswerte Abkühlung des Reduktionsofens statt, und Zerstörungen des Ofenfutters werden vermieden, die bei Verwendung einer nichtvorgewärmten Beschickung durch den bei der Verdampfung ihres Feuchtigkeitsgehaltes im Ofen entstehenden Wasserdampf hervorgerufen werden würden. Der für die Zersetzung der Eisenoxydulsilikatschlacke notwendige Kalkstein wird rascher zerlegt, so dass das Kalziumoxyd mit dem noch nicht vollständig verflüssigten Eisenoxydulsilikat entsprechend schnell reagieren und Kalksilikat bilden kann, während das Eisenoxydul zu Eisen reduziert wird.
Die Vorwärmung kann so geleitet werden, dass dabei gleichzeitig schädliche Stoffe, z. B. Schwefel,
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Drehrohrofen durchgeführt werden, der mit den Abgasen des Reduktionsofens beheizt wird. Auch andere Bestandteile können bei der Vorwärmung aus der Beschickung ganz oder teilweise verflüchtigt werden, z. B. Zink, Blei, Zinn u. dgl. Auch Röstverfahren kann man in bekannter Weise zur Vorwärmung heranziehen, wenn als eisenhaltiges Ausgangsmaterial Spateisenstein, Kiesabbrände oder anderes schwefeleisenhaltiges Gut verwendet wird.
Die Austreibung der genannten Beimischungen aus dem Ausgangsgut durch Vorwärmung ist aber nicht unbedingt erforderlich, da auch durch das Reduktionsverfahren selbst verflüchtigungsfähige Elemente, wie Zinn, Blei, Zink, Antimon, Arsen u. dgl., sehr weitgehend aus der Beschickung entfernt werden. Sie können z. B. in Form ihrer Oxyde aus den Abgasen des Ofens gewonnen werden. Selbst Schwefel wird bei der Reduktion zum Teil ausgetrieben.
Der Kalkzuschlag, der zur Zersetzung der Eisenoxydulsilikatschlacke notwendig ist, kann in irgendeinem ihrer Zersetzung vorhergehenden Zeitpunkt zugesetzt werden. Entweder gleich von vornherein der Beschickung oder vor oder nach ihrer Vorwärmung oder erst an einer geeigneten Stelle des Reduktionsofens selbst.
Ist die Reduktion weit genug vorgeschritten, so wird die Silikatsehlacke aus dem Ofen abgezogen und das Eisen entweder im Ofen selbst oder in einem zweiten Ofen (Drehofen, Herdofen, Elektroofen), in den der aus dem Reduktionsofen abgestochene Rohstahl flüssig eingesetzt wird, fertiggemacht. Das Fertigmachen in einem besonderen Ofen wird z. B. dann vorgezogen, wenn der Reduktionsofen in bezug
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auf seine Beschickung zwangsläufig mit einer andern, für die Vorbereitung der Beschickung dienenden Einrichtung (Wälzofen, Dwight-Lloyd-Apparat, Vorwärmeofen) gekuppelt ist.
In der Zeichnung sind zwei verschiedene Anlagen zur Ausführung des Verfahrens gemäss der Erfindung beispielsweise schematisch dargestellt. Nach Fig. J gelangt das Rohgut, das vorher zwecks Röstung oder Agglomerierung auf einem Bandsinterapparat behandelt sein kann, nach Vermischung mit etwa 30% Reduktionskohle, beispielsweise in Form von Koksgrus, zerkleinert oder unzerkleinert mittels des Transportbandes 1 und des Aufgaberohres 2 in den Drehofen 3. In diesem Ofen werden aus dem Gut leichterflüchtige Metalle, wie Zink, Blei u. dgl., nach bekannten Verfahren, z. B. nach dem Wälzverfahren, entfernt. Aus dem Ofen 3 wandert das von den flüchtigen Metallen befreite Gut unter möglichster Vermeidung von Wärmeverlusten über die Rutsche 4 in den Reduktionsofen 5, der durch den Kohlenstaubbrenner 6 beheizt wird.
Die Zugabe von Reduktionskohle und sonstigen für die Eisenreduktion notwendigen Zuschlägen kann ebenfalls auf der Rutsche 4 erfolgen, auf welche die Reduktionskohle und die Zuschläge aus seitlich angeordneten Vorratsbunkern gelangen. 7 ist der Kohlenstaub-
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die Rutsche 4 durch den Ofenkopf 9 in den Ofen 3 geleitet, in dem sie einen Teil ihrer Wärme an das zu behandelnde Gut abgeben. Aus dem Ofen 3 gelangen die Abgase in den Ofenkopf 10 und von diesem in den Luftvorwärmer 11, um dann mittels Leitung 12 einer Filtereinrichtung zugeführt zu werden, in der die Metalloxyde aus den Abgasen abgeschieden werden. Ein Ventilator 13 drückt die Verbrennungsluft durch den Wärmeaustauscher 11 und die Leitung 14 in den Kohlenstaubbrenner 6 des Ofens 5.
Die Pfanne 15 dient dazu, den Inhalt des Ofens 5 nach Beendigung der Reduktion aufzunehmen. Werden in einer derartigen Anlage Erze verarbeitet, die keine verflüchtigungsfähigen Metalle enthalten, so dient der Ofen 3 lediglich zum Vorwärmen des Gutes. Sehwefelfreies oder schwefelarmes Gut kann ohne vorherige Röstung unmittelbar mittels der Fördereinrichtung 1 dem Ofen 3 zugeführt werden. Auch für die Röstung des Ausgangsgutes kann der Ofen 3 benutzt werden. Die Anlage kann auch so ausgebildet sein, dass die für die Reduktion im Ofen 5 benötigten Kohlemenge und Zuschläge dem Gut bereits zugemischt werden, bevor es in den Ofen 3 gelangt.
Bei der Einrichtung, die in Fig. 2 dargestellt ist, fehlt der Ofen 3. Von einem Rost-oder Sinterapparat 20 fällt das Gut zunächst in die Brechwalzen 16. Nach der Zerkleinerung rutscht es über eine
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gesammelt, um dann z. B. als Rostbelag für den Röstapparat zu dienen. Die Aufgaberinne 18 fördert das Erz in den Reduktionsofen 5, nachdem auf der Rinne der Brennstoff, z. B. Koks, und die Zuschläge, z. B. Kalk und Kieselsäure, die für die Eisenreduktion benötigt werden, dem Gut beigemischt worden sind. Die Beheizungseinriehtungen für den Ofen 5 und die Einrichtungen für die Luftvorwärmung und Luftzu-und-ableitung können dieselben sein wie 11, 13, 14 in Fig. 1.
Die Abgase des Ofens J gelangen durch den Ofenkopf 10 und, falls sie metallhaltig sind oder entstaubt werden sollen, die Leitung 12 in
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in die Esse. Die Pfanne 15 dient auch hier zur Aufnahme des Inhaltes des Ofens 5.
Ausführungsbeispiel : Kiesabbrände mit 42-1% Fe, 8% Zn, 3-4% S, 10-9% SiOund 15% H20 werden auf einem Dwight-Lloyd-Sinterapparat unter Zugabe von etwa 6% Koksgrus abgeröstet. Das Agglomerat enthält dann 48% Fe, 8. 6% Zn, 0. 1% Sund 12. 5% Si02. Das Agglomerat wird entweder in dem Zustand, in dem es von der Sintereinrichtung abgeworfen wird, oder nach vorangehender Zerkleinerung unter Zugabe von etwa 20% Koksgrus in einem Drehrohrofen nach dem bekannten Wälzverfahren entzinkt. Enthält das Gut noch andere leichterflüchtige Metalle, so können diese natürlich gleichzeitig mit dem Zink aus dem Gut entfernt werden. Aus den Abgasen des Wälzofens wird in einer Filteranlage (Elektrofilter, Sackfilter usw.) das flüchtige Metalloxyd gewonnen.
Nach dieser Behandlung enthält das Gut etwa 54-2% Fe, 1. 5% Zn, 0-08% S und 15% SiO2. Es gelangt dann chargenweise in den Eisenreduktionsofen, der zweckmässig durch einen Kohlenstaubbrenner von der der Aufgabeseite gegenüberliegenden Stirnseite des Ofens aus beheizt wird. Der Charge werden etwa 30% Koksgrus und 5% Kalkstein zugeschlagen. In dem Ofen nimmt die Beschickung allmählich immer höhere Temperaturen an. Es bilden sich Eisenoxydulsilikatsehlacke und Eisenschwamm. Aus der Eisenoxydulsilikatschlacke wird dann durch die Einwirkung des Kalks das Eisenoxydul allmählich frei, das ebenfalls zu metallischem Eisen reduziert wird, während das bereits reduzierte Eisen allmählich Kohlenstoff aufnimmt und schmilzt.
Das geschmolzene Eisen sondert sich infolge der Drehbewegung des Ofens aus der Schlacke ab, die während des grössten Teiles der Reduktion sich in teigigem bis zähflüssigem Zustande befindet. Bei diskontinuierlichem Eintrag des Gutes in den Ofen ist nach etwa zwei Stunden die Silikatschlacke geschmolzen und im wesentlichen vom Eisen befreit. Sie wird dann flüssig abgestochen. Zur Nachbehandlung des geschmolzenen Stahles setzt man dann noch etwas Kalk, etwa 5% Röstspat und etwa 0-6% Ferromangan zu. Nach kurzer Raffination kann dann auch der flüssige Stahl von folgender Zusammensetzung abge-
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Das Ausbringen an flüssigem Stahl beträgt etwa 92% des im Erz enthaltenen Eisens. Der Schmelzpunkt des gewonnenen Stahles liegt bei 1400-1450 C. Die Ofentemperatur steigt bis zu 1600-1700 C.
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Das Verfahren kann auch in der Weise ausgeführt werden, dass das zinkhaltige Agglomerat direkt dem Eisenreduktionsofen zugeführt wird. In diesem erfolgt dann neben der Eisenreduktion die Ver-
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statt Koksgrus Magerkohle, Grudekoks, Holzkohle u. dgl. Brennstoffe als Reduktionsmittel verwendet werden. An die Stelle der Drehtrommel3 können auch andere bekannte Rost-oder Vorwärmeofen treten.
Ebenso können an Stelle eines Bandsinterapparates andere Sintereinrichtungen, z. B. Sinterpfannen, für die Röstung oder Agglomeration des Gutes benutzt werden. In vielen Fällen kann man auf jede vorbereitende Behandlung des Gutes verzichten und dieses direkt in den Eisenreduktionsofen einführen.
PATENT-ANSPRÜCHE :
1. Verfahren zur unmittelbaren Erzeugung von flüssigem Eisen oder Stahl aus oxydischen Erzen oder Eisenverbindungen im waagrechtliegenden rotierenden Ofen, in den ein Gemisch des Gutes mit festem Brennstoff, vorteilhaft auch mit Flussmitteln und erforderlichenfalls mit Kieselsäure, chargenweise, am besten vorgewärmt eingebracht und mittels Flammengasen erhitzt wird, dadurch gekennzeichnet, dass die oxydischen Eisenverbindungen, die auch verflüchtigungsfähige Metalle, wie Zink, Blei od.
dgl., enthalten können, bei ständig zunehmender Erhitzung teils zu festem metallischen Eisen reduziert und teils mit Hilfe der anwesenden Kieselsäure in eine Ferrosilikatschlacke übergeführt werden, worauf bei weiterer zunehmender Erhitzung die Ferrosilikatschlacke mit in irgendeinem vorhergehenden Zeitpunkt zugesetztem Kalk zersetzt und das aus der Schlacke freigemacht Eisenoxydul reduziert wird, während gleichzeitig das gesamte reduzierte Eisen geschmolzen wird.
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Process and furnace system for the direct production of liquid iron or steel.
It is known that direct iron production is carried out with the aid of gaseous or solid reducing agents. In the first process, the feed is preferably fed into rotary kilns in countercurrent to the reducing gas, which brings the heat required for the process into the rotary tube if it is not heated from the outside. In most cases, only sponge iron is obtained in this process, because it is difficult and, moreover, expensive to heat the reduced material in a reducing atmosphere to the casting temperature of the iron. Therefore, the reduced material is usually melted down in a special furnace when liquid iron or steel is to be produced.
When working with solid reducing agents, briquettes made of ore and reducing agent were covered with a layer of carbon and heated in a rotary kiln through which the briquettes migrated in countercurrent to the hot gases. The core of the briquettes was reduced to metal, while the carbon layer prevented the penetration of oxidizing hot gases into the core. Should iron alloys, e.g. B. ferrosilicon are produced, so you mixed the ore in the production of the moldings or the raw materials required for this, z. B. silica or metallic silicon, too.
Attempts have also been made to protect the reduced iron from reoxidation by producing a slag. For this purpose, the mixture to be made lumpy from the substances reacting with one another during the reaction were added, such as salt or ammonium chloride, silica together with sawdust, liquid pitch, tar, molasses, marl, carbonates, clay and the like. Like., added.
A glassy slag was formed from the aggregates, which was supposed to prevent the contact of oxidizing gases with the iron. The formation of slag was naturally not necessary earlier than at the time when the action of the reducing agent was no longer sufficient to prevent reoxidation of the iron that had already been reduced. This effect of the slag, which is formed when the reduced charge is heated to the melting temperature, is of course also made use of by the known processes in which the iron reduction is carried out in batches in a rotary kiln with direct heating of the charge consisting of iron ore, coal and flux. These processes are much more advantageous in terms of heat economy than reduction with gases.
With them as well as with the reduction of iron silicates melted from ores according to special processes by means of solid carbon which was immersed in the molten bath, great difficulties arose because the furnace lining did not withstand.
According to the invention, liquid iron or steel from oxidic ores or iron compounds is placed in a horizontal rotating furnace, in which a mixture of the material with solid fuel, advantageously also with flux and if necessary with silica, is introduced in batches, preferably preheated, and heated by means of flame gases, generated by the fact that the oxidic iron compounds, which also volatilize metals such as zinc, lead od.
Like., can contain, are reduced with increasing heating partly to solid metallic iron and partly converted into a ferrosilicate slag with the help of the silicic acid present, whereupon with further increasing heating the ferrosilicate slag decomposes with lime added at some previous point in time and that is freed from the slag Iron oxide is reduced while at the same time all of the reduced iron is melted.
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The amount of silica in the charge must be measured so that the slag forms at the same time as the sponge iron that forms at around 900-1000 ° C. The slag is therefore already viscous or doughy when the sponge iron is formed, so that the movement of the furnace causes the individual sponge iron particles to be wrapped in the slag as they are formed. The reoxidation of the sponge iron is avoided at least for the most part; in any case, it does not take place to a harmful extent that the furnace lining can be attacked by iron oxide. Rather, this is bound by the silica content of the feed.
In addition, the carbon content of the feed, which is sized to be sufficient for reduction until the feed is completely melted, also suppresses severe reoxidation.
In the further course of the reduction, as a result of the movement of the furnace, the reduced sponge iron comes into intimate contact with the red-hot reducing carbon present in excess.
The sponge iron accordingly absorbs carbon and begins to melt. The added lime causes the iron oxy-silicate slag to decompose more and more as the temperature rises, and calcium silicate is formed over iron oxy-silicate, so that the iron oxide is released for reduction. The reduction of the iron oxide is partly also due to the carbon of the already
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What is surprising here is that the lime additive does not interfere with the formation of iron oxydulsilicate slag, which is brought about according to the invention at the beginning of the reduction.
Although only a small amount of lime is required for the decomposition of the iron oxy-silicate slag, in that one can sometimes manage with 5%, one can easily go higher with the lime additive, since a lime additive does not yet have a harmful effect if, e.g. B. in order to protect the furnace lining even more or for other reasons, four or five times the amount required for decomposition of the iron oxide silicate slag or even more is used.
The amount of silica required for the process according to the invention can be added to the starting material, e.g. B. in the form of silicic acid-containing substances, especially if ores are used that just contain the necessary amount of silica. Such ores are usually not particularly suitable for the blast furnace. The possibility of utilizing such ores is therefore a further advantage of the method according to the invention. A charge with a suitable silica content can also be produced by mixing different ores or the like with high and low silica contents.
The formation of iron oxydulsilicate lacquers can be promoted by adding known fluxing agents such as roast spat, fluorspar, cryolite, calcium chloride, soda, etc.
It is advantageous to preheat the charge up to the reduction temperature and even higher, because this shortens the duration of the reduction processes. The reducing effect of the carbon is also accelerated, so that the formation of the sponge iron takes place quickly.
As a result of this preheating, there is also no significant cooling of the reduction furnace, and damage to the furnace lining is avoided, which would be caused by the evaporation of its moisture content in the furnace if a non-preheated load was used. The limestone necessary for the decomposition of the iron oxy-silicate slag is broken down more quickly so that the calcium oxide reacts with the not yet completely liquefied iron oxy-silicate and can form calcium silicate, while the iron oxide is reduced to iron.
The preheating can be directed so that at the same time harmful substances such. B. sulfur,
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Rotary kiln are carried out, which is heated with the exhaust gases from the reduction furnace. Other constituents can also be completely or partially volatilized from the charge during preheating, e.g. B. zinc, lead, tin and. The like. Roasting processes can also be used in a known manner for preheating if the iron-containing starting material used is spade iron stone, gravel burns or other material containing sulfur iron.
The expulsion of the mentioned admixtures from the starting material by preheating is not absolutely necessary, since elements such as tin, lead, zinc, antimony, arsenic and the like can also be volatilized by the reduction process. Like., are largely removed from the charge. You can e.g. B. be obtained in the form of their oxides from the furnace exhaust gases. Even sulfur is partly expelled during the reduction.
The lime aggregate, which is necessary for the decomposition of the iron oxydulsilicate slag, can be added at any point in time prior to its decomposition. Either right from the start or before or after being preheated or at a suitable point on the reduction furnace itself.
If the reduction has progressed far enough, the silicate lacquer is removed from the furnace and the iron is finished either in the furnace itself or in a second furnace (rotary furnace, hearth furnace, electric furnace) in which the raw steel tapped from the reduction furnace is placed in liquid form. Getting ready in a special oven is e.g. B. preferred when the reduction furnace in relation
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on its loading is inevitably coupled with another device serving for the preparation of the loading (Waelz furnace, Dwight-Lloyd apparatus, preheating furnace).
In the drawing, two different systems for performing the method according to the invention are shown schematically, for example. According to Fig. J, the raw material, which may have previously been treated on a belt sintering apparatus for the purpose of roasting or agglomeration, reaches the rotary kiln 3 after mixing with about 30% reduction coal, for example in the form of coke breeze, comminuted or not comminuted by means of the conveyor belt 1 and the feed pipe 2 In this furnace, more volatile metals such as zinc, lead and the like are converted from the material. Like., According to known methods, for. B. after the rolling process removed. The material freed from the volatile metals moves out of the furnace 3, avoiding heat losses as much as possible, via the chute 4 into the reduction furnace 5, which is heated by the pulverized coal burner 6.
The addition of reducing coal and other aggregates necessary for iron reduction can also take place on the chute 4, onto which the reducing coal and the aggregates arrive from storage bunkers arranged at the side. 7 is the coal dust
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the chute 4 passed through the furnace head 9 into the furnace 3, in which they give off part of their heat to the material to be treated. From the furnace 3, the exhaust gases pass into the furnace head 10 and from there into the air preheater 11, in order then to be fed via line 12 to a filter device in which the metal oxides are separated from the exhaust gases. A fan 13 pushes the combustion air through the heat exchanger 11 and the line 14 into the pulverized coal burner 6 of the furnace 5.
The pan 15 serves to receive the contents of the oven 5 after the reduction has ended. If ores which do not contain any volatilizable metals are processed in such a system, the furnace 3 is only used to preheat the material. Sulfur-free or low-sulfur material can be fed directly to the furnace 3 by means of the conveyor 1 without prior roasting. The oven 3 can also be used for roasting the starting material. The system can also be designed in such a way that the amount of coal and aggregates required for the reduction in the furnace 5 are already mixed into the material before it reaches the furnace 3.
In the device shown in FIG. 2, the furnace 3 is absent. The material first falls from a grate or sintering apparatus 20 into the crushing rollers 16. After comminution, it slides over a
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collected to then z. B. to serve as a grate for the roaster. The feed chute 18 promotes the ore in the reduction furnace 5 after the fuel, z. B. coke, and the supplements, e.g. B. lime and silica, which are required for iron reduction, have been added to the property. The heating devices for the furnace 5 and the devices for air preheating and air supply and discharge can be the same as 11, 13, 14 in FIG. 1.
The exhaust gases from furnace J pass through furnace head 10 and, if they contain metal or are to be dedusted, line 12 in
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in the forge. The pan 15 also serves to hold the contents of the oven 5 here.
Exemplary embodiment: Gravel burns with 42-1% Fe, 8% Zn, 3-4% S, 10-9% SiO and 15% H20 are roasted on a Dwight-Lloyd sintering device with the addition of about 6% coke breeze. The agglomerate then contains 48% Fe, 8.6% Zn, 0.1% and 12.5% SiO 2. The agglomerate is dezincified either in the state in which it is thrown from the sintering device or after previous comminution with the addition of about 20% coke breeze in a rotary kiln using the known Waelz method. If the good contains other more volatile metals, these can of course be removed from the good at the same time as the zinc. The volatile metal oxide is extracted from the exhaust gases of the Waelz furnace in a filter system (electrostatic precipitator, bag filter, etc.).
After this treatment the material contains about 54-2% Fe, 1.5% Zn, 0-08% S and 15% SiO2. It then arrives in batches in the iron reduction furnace, which is conveniently heated by a pulverized coal burner from the front of the furnace opposite the feed side. About 30% coke breeze and 5% limestone are added to the batch. In the furnace, the load gradually increases to higher and higher temperatures. Iron oxy-silicate lacquers and sponge iron are formed. The iron oxide is gradually released from the iron oxide silicate slag through the action of the lime, which is also reduced to metallic iron, while the iron that has already been reduced gradually absorbs carbon and melts.
The molten iron is separated from the slag as a result of the rotary motion of the furnace, which is in a pasty to viscous state during most of the reduction. If the material is fed discontinuously into the furnace, the silicate slag has melted after about two hours and essentially freed from iron. It is then tapped in liquid form. For post-treatment of the molten steel, a little lime, about 5% roast spar and about 0-6% ferromanganese are added. After a short refining, the liquid steel can also be made of the following composition
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The yield of liquid steel is about 92% of the iron contained in the ore. The melting point of the steel obtained is 1400-1450 C. The furnace temperature rises to 1600-1700 C.
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The method can also be carried out in such a way that the zinc-containing agglomerate is fed directly to the iron reduction furnace. In this, in addition to the iron reduction, the
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Instead of coke breeze, lean coal, ground coke, charcoal etc. Like. Fuels can be used as reducing agents. Instead of the rotating drum 3, other known grate or preheating furnaces can also be used.
Likewise, instead of a belt sintering apparatus, other sintering devices, e.g. B. sintering pans, can be used for roasting or agglomeration of the goods. In many cases one can dispense with any preparatory treatment of the goods and feed them directly into the iron reduction furnace.
PATENT CLAIMS:
1. Process for the direct production of liquid iron or steel from oxidic ores or iron compounds in a horizontal rotating furnace, in which a mixture of the goods with solid fuel, advantageously also with flux and, if necessary, with silica, is introduced in batches, preferably preheated and heated by means of flame gases is, characterized in that the oxidic iron compounds, which also volatilize metals such as zinc, lead or od.
Like., can contain, are reduced with increasing heating partly to solid metallic iron and partly converted into a ferrosilicate slag with the help of the silicic acid present, whereupon with further increasing heating the ferrosilicate slag decomposes with lime added at some previous point in time and that is freed from the slag Iron oxide is reduced while at the same time all of the reduced iron is melted.