<Desc/Clms Page number 1>
EMI1.1
<Desc/Clms Page number 2>
On utilise depuis longtemps des fours.rotatifs en chimie et en métallurgie. On les utilise par exemple, beaucoup dans la fabrication du ciment et la calcination des pigments tels que le dioxyde de titane. On s'est efforcé d'adapter la technique,du four rotatif à la réduction de différents minerais pour en récupérer le métal, et cette technique fourmille de références à des opérations de ce genre. Nombreux sont ceux qui ont essayé de développer la tech- nique de la réduction au four rotatif avec peu ou pas de résultats industriels. Beaucoup de difficultés étaient dues à la "congloméra- tion", c'est-à-dire le frittage et l'adhérence massive du minerai de fer et des différents produits de réaction, aux parois du four rotatif.
La formation de masses frittées adhérentes empêche l'écou- lement des matières. En outre, cette "conglomération" endommage les parois intérieures du four et nécessite de longues mises en chômage
<Desc/Clms Page number 3>
de l'installation de réduction. Les 'difficultés de frittage ont été attribuées au manque de contrôle thermique dans tout le four rotatif, mais un traitement au four à des températures inférieures à celles qui provoquent le frittage donne des vitesses de réaction trop len- tes pour être pratique.
Pour réduire du minerai de fer au four rotatif, on a cons- taté qu'il faut établir et régir avec précision la répartition de la température dans tout le four de façon à éviter la "congloméra- tion". A l'effet d'atteindre ce résultat, on a déjà souvent essayé d'introduire de l'air par des tubes qui pénètrent radialement dans les parois du four de façon à débiter cet air dans l'axe du four.
Quoique de nombreux procédés différents aient été proposés pour construire et commander des fours de ce type, aucun de ces procédé.. ne s'est révélé être d'utilité pratique.
Dans les anciennes tentatives d'utiliser des fours rotatifs dans lesquels on introduit de l'air par des tubes latéraux, la pres- sion qui régnait dans le four était aussi bien supérieure qu'inférieu- re à la pression atmosphérique. On obtenait une pression inférieure à la pression atmosphérique par un tirage naturel de cheminée ou au moyen d'un ventilateur placé dans la cheminée. Dans le cas d'une pression sous-atmosphérique dans le four, l'air peut être aspiré dans les tubes latéraux par cette différence de pression. Dans des fours qui utilisent une pression supérieure à la pression atmosphéri- que, l'air doit être introduit sous pression dans les tubes latéraux ce qui nécessite des ventilateurs.
Dans des fours utilisant une près* sion supérieure à la pression atmosphérique, des problèmes considé- rables se posent en ce qui concerne l'étanchéité des extrémités des fours et des autres points de fuite du four, parce que les gaz chauds du four qui, par suite de la pression, sont chassés à travers les joints ou les fuites entrent en contact avec des surfaces métal- liques qui ont tendance à se consumer sous l'effet des gaz chauds.
En utilisant une pression inférieure à la pression atmosphérique dans le four, on évite ce problème parce que dans le cas de joints
<Desc/Clms Page number 4>
défectueux et de fuîtes, lair extérieur est aspiré dans le four et vient refroidir la surface métallique avec laquelle il entre en contact, tandis que la flamme qui peut se former dans le four par suite de l'introduction de l'air, est habituellement en contact avec la garniture intérieure du four, et dans ce cas, l'échauffe- ment a moins d'importance. Dans le procédé suivant la présente invention, on a donc trouvé préférable d'utiliser une pression sous- atmosphérique dans le four.
On a maintenant découvert qu'il est possible de réaliser la réduction de matières contenant de l'oxyde de fer dans un four rotatif sans frittage ou fusion, avec des résultats satisfaisants, en combinant un certain nombre de facteurs d'une façon actuellement nouvelle basée sur une meilleure conception du processus de réduc- tion. Suivant le présent procédé., on évite un frittage et une "con- glomération" dans le four, tout en utilisant une température de ré- duction suffisamment élevée de façon à assurer l'obtention d'un de- gré de réduction élevé.
La présente invention procure un procédé pour réduire des matières contenant de l'oxyde de fer sans frittage ou fusion, au moyen d'un agent de réduction carbonacé solide, dans un four rota- tif qui est chauffé par l'introduction d'un gaz combustible préchauf- fé à l'extrémité de décharge du four, ainsi que par l'introduction d'un gaz qui contient de l'oxygène en substance dans le même sens que les gaz du four, le gaz qui contient de l'oxygène étant intro- duit par des tubes latéraux répartis le long du four, la quantité de gaz qui contient de l'oxygène introduite à chaque point étant réglée de façon à donner la répartition de température désirée dans le four et à brûler complètement le gaz combustible avant que ce dernier ne quitte le four,
caractérisé en ce qu'on utilise l'agent de réduc- tion solide en une quantité d'au moins 500 kg par tonne de matière contenant de l'oxyde de fer pour réduire cette matière et protéger la matière réduite contre une réoxydation, la matière d'alimentation formant une couche qui occupe de 25 à 45% du volume du four, la vi-
<Desc/Clms Page number 5>
tesse de rotation du four étant réglée de façon à donner un trans- fert de chaleur suffisant de la paroi du four à la charge tout en évitant une réoxydation inutile de la matière réduite, et la quan- tité de gaz combustible introduite étant la quantité maximum compa- tible avec une combustion complète des gaz du four à la répartition désirée de la température dans le four,
et avec un degré élevé de réduction du fer.
Lorsqu'on introduit de l'air dans le four par les tubes latéraux,il faut régler la combustion qui a lieu au point d'intro- duction de l'air de façon à éviter une surchauffe locale de la paroi du four au-dessus de la charge ou de la surface de cette char- ge. Si on introduit de l'air dans un sens radial, la flamme lèchera la paroi du four pendant la rotation de ce dernier, provoquant une surchauffe considérable. Dans les cas les plus favorables, cette sur- chauffe provoquera un frittage sur la paroi, mais on a constaté que, lorsque le four travaille à une température de 11800C. une flamme de ce genre détruit la garniture superficielle intérieure qui résis- te à des températures superieores à 1600 C.
On a proposé d'introdui- re de l'air dans des fours rotatifs par des tubes latéraux qui sont recourbés à l'intérieur du four, de façon à introduire l'air suivant l'axe du four et dans le sens opposé à l'écoulement des gaz du four.
Ce processus n'a cependant pas donné satisfaction parce que, par suite des différents sens d'écoulement des gaz du four et de l'air introduit, on obtient une flamme qui n'est que fort peu allongée dans l'axe du four tout en étant relativement large transversalement au four, et cette particularité tend à amener un frittage. On a main- tenant découvert qu'il est préférable d'introduire l'air le long de l'axe du four et en substance dans le même sens que l'atmosphère gazeuse du four, de façon à obtenir une flamme relativement longue, mesurée le long de l'axe du four. Une longue flamme donne un chauffa. ge plus régulier sur une plus grande partie du four tandis que la flamme est également maintenue à la plus grande distance possible des parois du four, ce qui diminue la tendance au frittage.
<Desc/Clms Page number 6>
On peut obtenir la répartition de chaleur désirée dans le four en dégageant de la chaleur aux endroits désirés dans le four rotatif en faisant brûler de façon sélective du gaz dans le four ro- tatif dans les zones où on désire obtenir un supplément de chaleur.
Afin de rendre cette opération possible, on a constaté qu'il faut maintenir une atmosphère de gaz combustible dans la plus grande par- tie de la longueur du four, à l'exception de la zone préchauffée, le gaz combustible étant complètement brûlé lorsqu'il atteint la . zone de préchauffage afin que le gaz du four brûlé dans la zone pré- chauffée puisse abandonner sa chaleur au profit de la charge avant de quitter le four. Comme les gaz du four sont complètement brûlés dans la zone préchauffée et que la température de la charge dans cette zone est si basse qu'il n'y a pratiquement aucun,dégagement d'oxyde de carbone dû à une réduction, il n'y a pas d'air introduit dans la zone de préchauffage.
Quoique l'atmosphère qui règne dans le four, sauf dans la zone de préchauffage, soit combustible, le gaz combustible est, au moins dans la plus grande partie du four, oxydant par rapport à la charge. En réglant la combustion du gaz par une addition déterminée d'oxygène à des points spécifiques dans le four, il est possible de régir le dégagement de chaleur dans le four de façon à obtenir la température désirée et à la maintenir avec une grande précision dans n'importe quelle partie du four. Cet- te particularité constitue un des facteurs qui rendent possible 1' élimination du frittage et de la conglomération .
De nombreux procédés pour réaliser une réduction thermique de matières contenant de l'oxyde de fer dans des fours rotatifs ont déjà été proposés. On a essayé de n'utiliser dans le four que du combustible solide et un agent de réduction carboné. D'autre part, on a essayé de n'utiliser dans le'four que du combustible gazeux et des agents de réduction. On a encore essayé d'utiliser en combinai- son un agent de réduction solide, une atmosphère de réduction dans le four, et un chauffage au combustible gazeux.
Un a en outre essayé d'utiliser du combustible solide et un agent de réduction, ainsi
<Desc/Clms Page number 7>
qu'un chauffage local à l'extrémité de décharge du four obtenu à l'aide d'un brûleur. Cependant, aucun de ces procédés n'a donné des résultats industriels satisfaisants.
Lorsqu'on n'utilise qu'un agent de réduction carboné et du combustible, il faut utiliser des températures dans le four qui sont plus élevées que la température de combustion du coke qui est introduit ou formée et cette particularité a souvent amené des dif- ficultés de frittage et a également rendu nécessaire l'utilisation d'une atmosphère à pouvoir oxydant relativement élevé dans le four, afin de maintenir la combustion du coke ainsi qu'une combustion en substance complète des gaz du four. Lorsqu'on utilise une atmosphè- re de gaz de réduction dans le four, il s'est d'autre part révélé impossible d'obtenir une combustion complète des gaz du four, et il a ainsi fallu remettre les gaz en circulation et régénérer leurs éléments de réduction, par exemple, comme dans le procédé Wiberg.
Le terme "matière contenant de l'oxyde de fer" utilisé dans la description, couvre des minerais de fer et des concentrés de minerai, par exemple, les minerais de fer pauvres, les minerais bruns, l'hématite, la mangétite, la taconite non magnétique, les grès ferrugineux d'Alabama, le minerai de fer du Grand Gisement d' Alabama, l'hématite lavée, le Rana , en plus des minerais tels que l'ilménite et la magnétite titanifère, qui contiennent du titane comme constituant valorisable, ainsi que des minerais qui en plus du fer contiennent d'autres métaux valorisables, tels que du manga- nèse ou du nickel.
Suivant la présente invention, on utilise un large excès d'agent de réduction solide carbonacé dans la charge du four, à sa- voir au moins 50U kg d'agent de réduction solide par tonne de matiè- re contenant de l'oxyde de fer. On utilise de préférence l'agent de réduction carboné solide en une quantité cinq fois supérieure à la quantité théorique nécessaire pour réduire les oxydes de fer conte- nus dans la charge, en fer métallique. On utilise une atmosphère combustible dans le four. Cette atmosphère combustible n'est cepén-
<Desc/Clms Page number 8>
dant pas réductrice par rapport aux oxydes de fer contenus dans la charge, sauf éventuellement près de l'extrémité de décharge du four.
D'autre part, les gaz du four ont'un effet de réoxydation sur tout fer métallique avec lequel ils entrent en contact à la surface de la charge. La raison pour laquelle on utilise un large excès de ma- tière carbonée solide est ainsi double,puisqu'on l'utilise, en plus de son effet de réduction du fer contenu dans la charge, pour proté- ger autant que possible le fer déjà produit contre une réoxydation par les gaz du four lorsque la charge a tendance, par suite de la différence de densité spécifique entre la matière qui contient le fer et le coke, à se séparer dans une certaine mesure, la couche de surface de la charge étant ainsi formée dans une large mesure de matière carbonée solide.
Le chauffage de la charge est réalisé par la combustion du gaz combustible préchauffé introduit à l'extrémité de décharge du four rotatif. A certains endroits répartis le long du four, on ajoute du gaz contenant de l'oxygène, de préférence de l'air au gaz combustible contenu dans lé four, de façon à obtenir une combustion locale. L'addition du gaz contenant de ].'oxygène aux différents points situés le long du four est réglée de façon à dégager la quan- tité de chaleur désirée à chaque endroit, pour obtenir la réparti- tion de température désirée dans le four. ' L'introduction de gaz con- tenant de l'oxygène est également réglée de façon à donner des gaz de four qui soient complètement brûlés avant de quitter le four, ce qui permet d'éviter des pertes dues à des gaz non brûlés.
Les tubes latéraux du four aboutissent à l'axe du four et leur extrémité inté- rieure est construite de façon à décharger le gaz contenant de l'oxy- gène en substance dans le même sans que les gaz du four. L'admission du gaz contenant de l'oxygène dans les tubes latéraux est réglée par une valve, de préférence une valve-tiroir prévue à chaque extrémité extérieure de chaque tube latéral.
Lorsque le four fonctionne de façon continue pendant un laps de temps prolongé, on a constaté que l'on obtient les meilleurs
<Desc/Clms Page number 9>
résultats en utilisant un ventilateur et un registre dans la chemi- née et en réglant le registre et l'introduction de gaz combustible à l'extrémité de décharge du four. S'il le faut, les valves prévues sur les tubes a'introduction de l'air peuvent être réglées de façon à admettre des quantités plus ou moins importantes d'air dans le four, mais ce réglage est rarement nécessaire lorsque les condi- tions se sont stabilisées. La vitesse de rotation du-ventilateur dans la cheminée n'est normalement pas réglée.
Pendant la transformation des oxydes de fer en fer métalli- que par réduction, de l'oxyde de carbone se dégage de la charge et est brûlé avec les gaz combustibles du four avant de quitter le four rotatif, et contribue ainsi au chauffage.
Un autre facteur qui tend à réduire la réoxydation de la charge est l'utilisation d'une charge beaucoup plus importante que d'habitude dans le four. Dans la plupart des fours rotatifs, on constate que la charge occupe de 15 à 20% du volume du four. Dans le procédé de la présente invention., on utilise une charge qui oc- cupe de 25 à 45%, de préférence de 35 à 40%, du volume du four. On diminue ainsi la surface relative de la charge par rapport au volu- me, ce qui réduit l'oxydation de la charge. La limite supérieure pour la quantité de charge est déterminée par le fait que les ou- vertures de décharge des tubes latéraux doivent être libres à une limita théorique correspondant à 50%, la limite maximum pratique étant environ de 45% du volume du four.
Afin d'obtenir un transfert de chaleur satisfaisant, il faut également que l'importance de la charge ne soit pas trop forte, parce qu'on a constaté que la plus grande partie du transfert de la chaleur du gaz combustible à la charge se produit sous l'effet du chauffage de la paroi du four par le gaz qui, dans la suite, pendant la rotation du four, entre en contact direct avec la charge et la chauffe par conduction. La char- ge est également légèrement chauffée par Irradiation par la paroi du four.
La température de réduction doit être choisie en fonction
<Desc/Clms Page number 10>
du minerai de fer à réduire, en tenant compte d'une part de la tem- pérature de frittage et d'autre part de la température nécessaire pour obtenir le fer métallique dans l'état récupérable désiré. Un minerai de fer du type taconite peut, par exemple, être réduit à une température comprise entre 1050 et 1080 C. Pour réduire de l'ilmeni- te, il est souhailtable d'utiliser une température d'environ 1180 C pour obtenir un fer séparable.
On a constaté qu'on obtient les meil- leurs résultats dans la réduction de certains minerais à des tempé- ratures plus élevées lorsque, par exemple comme dans la réduction de l'imenite à 1180 C, on réduit légèrement la quantité d'huile par tonne utilisée pour produire le gaz combustible, par rapport à la quantité utilisée lorsqu'on réduit la taconite à des températures comprises entre 1050 et 1080 C. Cette particularité trouve son explication dans le fait qu'à la température de réduction plus éle- vée, environ 1180 C, une légère combustion inévitable du coke a tendance à se produire dans la charge tandis qu'aux températures de réduction inférieures, c'est-à-dire comprises entre 1050 et 1080 C, le coke ne brûle pas.
Dans les deux cas, cependant on obtient les meilleurs résultats lorsqu'on introduit autant de gaz combustible que possible dans le four, en tenant compte que le degré de réduc- tion doit être élevé tandis que les gaz qui quittent le four doivent être complètement brûlés.
Dans la réduction thermique au four rotatif, la limite supérieure pour la température de réduction est donnée par la tempé- rature de frittage de la charge. En utilisant un large excès d'agent de réduction carbonacé solide, il est possible dans une certaine me- sure de contrecarrer le frittage, et ainsi d'augmenter légèrement la température de réduction.
Le gaz combustible préchauffe qui est introduit dans le four rotatif, peut être d'origine variée. On peut utiliser des gaz tels que du gaz de pétrole naturel, du gaz synthétique, tels que du gaz de chauffage, du gaz de gazogène, et du gaz obtenu par une com- bustion incomplète de l'huile qui est introduite par l'intermédiai-
<Desc/Clms Page number 11>
re d'un brûleur à huile dans une chambre de combustion située à 1' extrémité du four. On a cependant découvert qu'il est avantageux d'utiliser un gaz combustible indirectement préchaufé, parce qu'on obtient ainsi une atmosphère de gaz moins oxydante à l'extrémité de décharge du four, ce qui réduit ainsi légèrement la réoxydation e la charge.
Le terme "agent de réduction carboné solide" utilisé dans la description couvre des matières telles que du coke, du coke la- minaire, du grésillon de coke, du charbon de bois, ou du grésillon d'anthracite.
EXEMPLE 1.-
On utilise un four rotatif ayant un diamètre de 3 m, une longueur de 46 m, et une inclinaison de 3%. Le temps de rotation est de 21 minutes parrêvolution. Le four est chauffé aU moyen d'un brûleur à huile placé à l'extrémité de décharge, et l'air est intro- duit par l'intermédiaire de tubes latéraux répartis le long du four.
Le tirage du four est réglé au moyen d'un ventilateur et d'un regis- tre logés dans la cheminée, qui aspirent ainsi les gaz combustibles à travers le four. On introduit dans le four un mélange de 7 tonnes de minerai de fer oxydique ayant une granulométrie d'environ 5 mm. et une teneur totale en fer de 34 à 35%, et de 5 tonnes de coke ayant une granulométrie inférieure à 3 mm et une teneur en carbone de 80% par heure pendant 24 heures. La charge de matière forme une couche libre occupant environ 35% du volume du four. Le mélange de minerai de fer et de coke se déplace progressivement à travers le four, généralement en sens contraire à l'écoulement des gaz et est progressivement chauffé de façon déterminée et maintenu à la tempé- rature de réduction désirée d'environ 1060 C.
Le temps de rétention de la matière dans le four est d'environ 7a heures. On introduit 100 kg d'huile par tonne de minerai à l'extrémité de décharge du four par l'intermédiaire d'un brûleur à huile, l'huile n'étant que partiellement brûlée. Pendant le passage de la charge à travers le four, le carbone du coke réagit avec l'oxygène du minerai de fer
<Desc/Clms Page number 12>
et forme de l'exyde de carbone qui se mélange aux gaz combustibles introduits dans le four et brûle avec ces gaz. Le.processus a lieu sans frittage ou "conglomération" et la. température dans chaque partie du four est régie avec une précision de 3 C. Le minerai de fer est plus efficacement réduit à une température' d'environ 1060 C, et cette température est maintenue avec la précision indiquée sur plus de la moitié de la longueur du four.
On obtient ainsi une excellente réduction des oxydes de fer, approximativement 85% du fer total des oxydes étant réduit en fer métallique. De plus, quoi- que la température de fonctionnement soit juste inférieure à la tem- pérature de frittage probable, le degré de réglage de la températu- re empêche en fait la formation de tout frittage significatif. Cela étant, aucune conglomération n'a lieu et le passage libre des matiè- res n'est jamais bloqué. Les parois du four ne subissent aucune détérioration qui nécessiterait un arrêt de l'installation. La con- sommation de coke, y compris les pertes de poussières et de régéné- ration, est de 200 kg par tonne de minerai.
Les gaz d'échappement du four ont la composition suivante :
EMI12.1
<tb> 19,2% <SEP> CO
<tb>
<tb>
<tb> 2 <SEP> à <SEP> 3% <SEP> O2
<tb>
<tb> 0,2% <SEP> CO
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 0,8% <SEP> CH4
<tb>
<tb>
<tb> reste <SEP> N2
<tb>
EXEMPLE 2 ,. -
On utilise le même four que dans l'exemple 1 mais le temps de rotation est de 41/2 minutes par révolution. Un forme des granules de minerai de magnétite contenant 65% de fer, 3,8% de TiO2, 0,8% de S et 0,01% de P2O5' d'une granulométrie inférieure à 0,208 mm, les granules ayant une dimension de 5 à 10 mm, et on les grille à 1020 C.
Après avoir été grillés, la teneur en soufre des granules est rédui- te à 0,027% S.
On introduit dans le four 5 tonnes de ces granules ainsi que 5 tonnes de coke ayant une granulométrie inférieure à 3 mm, et
<Desc/Clms Page number 13>
350 kg de pierre à chaux, également de granulométrie inférieure à 3 mm, par heure. Cette charge forme une couche libre dans le four qui occupe environ 30% du volume de ce dernier. Le temps de réten- tion dans le four est d'environ 10 heures. On maintient la tempéra- ture de réduction à environ 1070 C en utilisant 100 kg d'huile par tonne de granules, et on constate que la consommation de coke est de 350 kg par tonne de minerai. Après réduction, on sépare les granules de l'excès de coke et des cendres par tamisage et on régénère le coke pour le renvoyer dans le four. Le degré de métallisation dans les granules est de 94%.
Une analyse des granules donne au total 85,5% de fer, 82,5% de fer métallique, 5,1% de TiO2 et 0,005% de S.
On broie les granules et on les soumet à une séparation magnétique, et on récupère un concentré de fer qui contient au total 95% de fer, 90% de fer métallique, 0,004% de S, 0,2% de SiO2, 1,7% de TiO2 et 0,006% de P. La récupération du fer atteint 96,5%.
EXEMPLE 3.-
On répète le processus de l'exemple 2 sans griller les granules verts, mais en se contentant de les sécher avant de les introduire dans le four rotatif.
Après broyage et séparation magnétique de la matière ré- duite, on obtient un concentré de fer qui contient au total 95% de fer, 90% de fer métallique, 2% de TiO2' 1% de S, 0,37% de SiO2' et 0,006% de P. La récupération du fer atteint 96%.
EXEMPLE 4.-
On utilise un four rotatif ayant une longueur de 43 m, un diamètre de 2 m, et une inclinaison de 5%. Le temps de rotation du four est de 4,75 minutes par révolution. On broie un minerai concen- tré d'ilmenite contenant 44% de TiO2 et 36% de Fe à 10% de réten- tion sur un crible de 0,074. mm et on en forme des granules en y ajoutant 5% de chlorure de sodium. On sèche les granules, on les chauffe à 600 C et on les introduit dans le four dans cet état chaud. On introduit 4 tonnes de granules et 4 tonnes.de coke ayant une granulométrie inférieure à 3 mm dans le four par heure.
La
<Desc/Clms Page number 14>
charge forme une couche libre dans le fou.r qui occupe environ 40% du volume de ce dernier et le temps de séjour dans le four est d'en- viron 10 heures. On maintient la température de réduction dans le four à 1180 C et on introduit 80 kg d'huile par tonne de minerai par le brûleur. Un constate que la consommation de coke est de 300 kg par tonne de minerai. On refroidit la matière réduite indirectement, on la temise pour éliminer l'excès de coke et de cendres, et on régénère le coke. Le degré de métallisation du fer dans les granules est de 96,5% et les granules contiennent 50% de TiO2' 40% au total de fer, et 38,5% de fer métallique.
On soumet les granules à un broyage par phases et à une'- séparation, et on obtient un concentré de fer qui contient 95% au total de fer, 92% de fer métallique, 3% de TiO2' et 0,3% de SiO2.
On obtient également un concentré de TiO2 qui contient 80% de TiO2, 8% de FeO, 1,5% Na2O' 5% Sio2 et 6% MgO.
(Les dimensions des cribles sont exprimées en unités Tyler Standard).
REVENDICATIONS.
**ATTENTION** fin du champ DESC peut contenir debut de CLMS **.
<Desc / Clms Page number 1>
EMI1.1
<Desc / Clms Page number 2>
Rotary furnaces have long been used in chemistry and metallurgy. They are, for example, widely used in the manufacture of cement and in the calcination of pigments such as titanium dioxide. Attempts have been made to adapt the technique from the rotary kiln to the reduction of different ores to recover the metal, and this technique is teeming with references to operations of this kind. Many have tried to develop the rotary kiln reduction technique with little or no industrial results. Many of the difficulties were due to "conglomeration", ie the sintering and the massive adhesion of the iron ore and the various reaction products, to the walls of the rotary kiln.
The formation of adherent sintered masses prevents the flow of material. In addition, this "conglomeration" damages the interior walls of the furnace and requires long layoffs.
<Desc / Clms Page number 3>
of the reduction facility. The sintering difficulties have been attributed to the lack of thermal control throughout the rotary kiln, but kiln treatment at temperatures below those which cause sintering results in reaction rates too slow to be practical.
In order to reduce iron ore in the rotary kiln, it has been found that it is necessary to establish and precisely control the temperature distribution throughout the kiln so as to avoid "conglomeration". To achieve this result, attempts have often been made to introduce air through tubes which penetrate radially into the walls of the furnace so as to deliver this air in the axis of the furnace.
Although many different methods have been proposed for constructing and controlling furnaces of this type, none of these methods has been found to be of practical utility.
In earlier attempts to use rotary kilns in which air is introduced through side tubes, the pressure in the kiln was both above and below atmospheric pressure. A pressure lower than atmospheric pressure was obtained by a natural chimney draft or by means of a fan placed in the chimney. In the case of sub-atmospheric pressure in the furnace, air can be drawn into the side tubes by this pressure difference. In furnaces which use a pressure higher than the atmospheric pressure, the air must be introduced under pressure in the side tubes which requires fans.
In furnaces using a higher pressure than atmospheric pressure, considerable problems arise with the sealing of the ends of the furnaces and other leakage points of the furnace, because the hot gases of the furnace which, as a result of the pressure, are forced through the seals or the leaks come into contact with metal surfaces which tend to be consumed by the effect of the hot gases.
By using a pressure lower than atmospheric pressure in the furnace, this problem is avoided because in the case of gaskets
<Desc / Clms Page number 4>
defective and leaking, the outside air is sucked into the oven and cools the metal surface with which it comes in contact, while the flame which can form in the oven as a result of the introduction of air, is usually in contact with the interior lining of the oven, and in this case heating is less important. In the process according to the present invention, therefore, it has been found preferable to use subatmospheric pressure in the furnace.
It has now been found that it is possible to achieve the reduction of iron oxide-containing materials in a rotary kiln without sintering or melting, with satisfactory results, by combining a number of factors in a currently new way based. on a better design of the reduction process. In accordance with the present process, sintering and "conglomeration" in the furnace are avoided while using a sufficiently high reduction temperature to ensure that a high degree of reduction is obtained.
The present invention provides a process for reducing materials containing iron oxide without sintering or melting, using a solid carbonaceous reducing agent, in a rotary kiln which is heated by the introduction of a gas. preheated fuel at the discharge end of the furnace, as well as by the introduction of a gas which contains oxygen in substance in the same direction as the furnace gases, the gas which contains oxygen being introduced through side tubes distributed along the length of the furnace, the quantity of gas which contains oxygen introduced at each point being adjusted so as to give the desired temperature distribution in the furnace and to completely burn the combustible gas before the latter does not leave the oven,
characterized in that the solid reducing agent is used in an amount of at least 500 kg per tonne of iron oxide-containing material to reduce this material and protect the reduced material against reoxidation, the material feed forming a layer which occupies 25 to 45% of the volume of the furnace, the
<Desc / Clms Page number 5>
kiln rotational speed being adjusted so as to give sufficient heat transfer from the furnace wall to the load while avoiding unnecessary reoxidation of the reduced material, and the amount of fuel gas introduced being the maximum amount compatible with complete combustion of the furnace gases at the desired temperature distribution in the furnace,
and with a high degree of iron reduction.
When air is introduced into the furnace through the side tubes, it is necessary to regulate the combustion which takes place at the point of air introduction so as to avoid local overheating of the wall of the furnace above. load or the area of that load. If air is introduced in a radial direction, the flame will lick the wall of the furnace while the furnace rotates, causing considerable overheating. In the most favorable cases, this overheating will cause sintering on the wall, but it has been found that when the furnace is operating at a temperature of 11800C. such a flame destroys the interior surface lining which withstands temperatures above 1600 C.
It has been proposed to introduce air into rotary kilns through lateral tubes which are curved inside the kiln, so as to introduce the air along the axis of the kiln and in the direction opposite to it. gas flow from the furnace.
However, this process was not satisfactory because, as a result of the different directions of flow of the gases from the furnace and of the introduced air, a flame is obtained which is only very slightly elongated in the axis of the furnace. by being relatively wide transversely to the furnace, and this feature tends to lead to sintering. It has now been found that it is preferable to introduce the air along the axis of the furnace and substantially in the same direction as the gas atmosphere of the furnace, so as to obtain a relatively long flame, measured. along the axis of the furnace. A long flame gives a warmth. Ge more regular over a larger part of the furnace while the flame is also kept as far as possible from the walls of the furnace, which decreases the tendency to sinter.
<Desc / Clms Page number 6>
The desired heat distribution in the oven can be achieved by releasing heat at desired locations in the rotary kiln by selectively burning gas in the rotary kiln in areas where additional heat is desired.
In order to make this possible, it has been found that it is necessary to maintain a combustible gas atmosphere throughout the greater part of the length of the furnace, with the exception of the preheated zone, the combustible gas being completely burnt when he reached the. preheating zone so that the oven gas burnt in the preheated zone can give up its heat in favor of the load before leaving the oven. As the furnace gases are completely burnt in the preheated zone and the temperature of the charge in this zone is so low that there is virtually no release of carbon monoxide due to reduction, there is no has no air introduced into the preheating zone.
Although the atmosphere which prevails in the furnace, except in the preheating zone, is combustible, the combustible gas is, at least in most of the furnace, oxidizing with respect to the charge. By regulating the combustion of the gas by a determined addition of oxygen at specific points in the furnace, it is possible to control the release of heat in the furnace so as to obtain the desired temperature and to maintain it with great precision in n 'any part of the oven. This feature is one of the factors which makes the elimination of sintering and conglomeration possible.
Numerous methods for carrying out thermal reduction of materials containing iron oxide in rotary kilns have already been proposed. An attempt has been made to use only solid fuel and a carbon reducing agent in the furnace. On the other hand, attempts have been made to use only gaseous fuel and reducing agents in the furnace. Further attempts have been made to use in combination a solid reducing agent, a reducing atmosphere in the furnace, and heating with gaseous fuel.
One further attempted to use solid fuel and a reducing agent, thus
<Desc / Clms Page number 7>
local heating at the discharge end of the furnace obtained using a burner. However, none of these processes has given satisfactory industrial results.
When only carbon reducing agent and fuel are used, temperatures in the furnace which are higher than the combustion temperature of the coke which is introduced or formed must be used, and this feature has often led to difficulties. sintering difficulties and also necessitated the use of a relatively high oxidizing atmosphere in the furnace, in order to maintain the combustion of the coke as well as substantially complete combustion of the furnace gases. When using a reducing gas atmosphere in the furnace, on the other hand, it was not possible to achieve complete combustion of the furnace gases, and it was thus necessary to recirculate the gases and regenerate their gases. reducing elements, for example, as in the Wiberg process.
The term "iron oxide containing material" used in the specification covers iron ores and ore concentrates, for example, poor iron ores, brown ores, hematite, mangetite, taconite. non-magnetic, Alabama ferruginous sandstones, iron ore from the Great Alabama Deposit, washed hematite, Rana, in addition to ores such as ilmenite and titaniferous magnetite, which contain titanium as a valuable constituent , as well as ores which in addition to iron contain other valuable metals, such as manganese or nickel.
In accordance with the present invention, a large excess of carbonaceous solid reducing agent is used in the furnace charge, namely at least 50U kg of solid reducing agent per tonne of iron oxide-containing material. . The solid carbon reducing agent is preferably used in an amount five times greater than the theoretical amount necessary to reduce the iron oxides contained in the feed to metallic iron. A combustible atmosphere is used in the furnace. This combustible atmosphere is not, however,
<Desc / Clms Page number 8>
not reducing with respect to the iron oxides contained in the charge, except possibly near the discharge end of the furnace.
On the other hand, the furnace gases have a reoxidation effect on any metallic iron with which they come into contact at the surface of the charge. The reason for using a large excess of solid carbonaceous material is thus twofold, since it is used, in addition to its effect of reducing the iron contained in the filler, to protect as much as possible the iron already. produced against reoxidation by furnace gases when the charge tends, due to the difference in specific gravity between the material which contains the iron and the coke, to separate to some extent, the surface layer of the charge being thus formed to a large extent of solid carbonaceous matter.
The heating of the charge is achieved by the combustion of the preheated fuel gas introduced at the discharge end of the rotary kiln. At certain places distributed along the furnace, gas containing oxygen, preferably air, is added to the combustible gas contained in the furnace, so as to obtain local combustion. The addition of the oxygen-containing gas at the various points along the length of the furnace is controlled to release the desired amount of heat at each point to achieve the desired temperature distribution in the furnace. The introduction of oxygen-containing gas is also controlled so as to give furnace gases which are completely burnt before leaving the furnace, thereby avoiding losses due to unburned gases.
The side tubes of the furnace terminate at the axis of the furnace and their inner end is constructed so as to discharge the gas containing oxygen in substance into the same without the gas from the furnace. The admission of the oxygen-containing gas to the side tubes is regulated by a valve, preferably a slide valve provided at each outer end of each side tube.
When the oven is operated continuously for an extended period of time, it has been found that the best
<Desc / Clms Page number 9>
results by using a fan and damper in the chimney and adjusting the damper and the introduction of combustible gas at the discharge end of the furnace. If necessary, the valves provided on the air inlet tubes can be adjusted so as to admit more or less large quantities of air into the furnace, but this adjustment is seldom necessary under conditions. have stabilized. The rotational speed of the fan in the chimney is normally not regulated.
During the transformation of iron oxides to metallic iron by reduction, carbon monoxide evolves from the charge and is burned with the furnace fuel gases before leaving the rotary furnace, and thus contributes to heating.
Another factor which tends to reduce the reoxidation of the charge is the use of a much larger charge than usual in the furnace. In most rotary kilns, it is found that the charge occupies 15 to 20% of the volume of the kiln. In the process of the present invention, a feed is used which occupies 25-45%, preferably 35-40%, of the volume of the furnace. The relative surface area of the load relative to the volume is thus reduced, which reduces the oxidation of the load. The upper limit for the amount of charge is determined by the fact that the discharge openings of the side tubes must be free to a theoretical limit corresponding to 50%, the practical maximum limit being about 45% of the volume of the furnace.
In order to obtain a satisfactory heat transfer, it is also necessary that the magnitude of the load is not too great, because it has been found that most of the heat transfer from the fuel gas to the load occurs under the effect of the heating of the wall of the furnace by the gas which, subsequently, during the rotation of the furnace, comes into direct contact with the load and the heating by conduction. The load is also slightly heated by irradiation from the furnace wall.
The reduction temperature must be chosen according to
<Desc / Clms Page number 10>
of the iron ore to be reduced, taking into account on the one hand the sintering temperature and on the other hand the temperature necessary to obtain the metallic iron in the desired recoverable state. A taconite type iron ore can, for example, be reduced at a temperature between 1050 and 1080 C. To reduce illumination, it is desirable to use a temperature of about 1180 C to obtain an iron. separable.
It has been found that the best results are obtained in the reduction of certain ores at higher temperatures when, for example as in the reduction of imenite at 1180 C, the quantity of oil is reduced slightly by ton used to produce the combustible gas, compared to the quantity used when taconite is reduced at temperatures between 1050 and 1080 C. This peculiarity is explained by the fact that at the higher reduction temperature, around 1180 C, inevitable slight combustion of coke tends to occur in the feed while at lower reduction temperatures, i.e. between 1050 and 1080 C, coke does not burn.
In both cases, however, the best results are obtained when as much fuel gas as possible is introduced into the furnace, taking into account that the degree of reduction must be high while the gases leaving the furnace must be completely burned. .
In rotary kiln thermal reduction, the upper limit for the reduction temperature is given by the sintering temperature of the charge. By using a large excess of solid carbonaceous reducing agent, it is possible to some extent to counteract sintering, and thus slightly increase the reduction temperature.
The preheating fuel gas which is introduced into the rotary kiln can be of various origins. Gases such as natural petroleum gas, synthetic gas, such as heating gas, gasifier gas, and gas obtained by incomplete combustion of the oil which is introduced through the medium can be used. -
<Desc / Clms Page number 11>
re an oil burner in a combustion chamber located at 1 end of the furnace. It has been found, however, that it is advantageous to use an indirectly preheated fuel gas, because this provides a less oxidizing gas atmosphere at the discharge end of the furnace, thereby slightly reducing reoxidation of the feed.
The term "solid carbon reducing agent" as used in the specification covers such materials as coke, molecular coke, coke crackle, charcoal, or anthracite crackle.
EXAMPLE 1.-
A rotary kiln having a diameter of 3 m, a length of 46 m, and an inclination of 3% is used. The rotation time is 21 minutes per revolution. The furnace is heated by means of an oil burner placed at the discharge end, and air is introduced through side tubes distributed along the furnace.
The draft of the furnace is regulated by means of a ventilator and a register housed in the chimney, which thus sucks the combustible gases through the furnace. A mixture of 7 tonnes of oxidic iron ore having a particle size of about 5 mm is introduced into the furnace. and a total iron content of 34 to 35%, and 5 tons of coke having a particle size of less than 3 mm and a carbon content of 80% per hour for 24 hours. The load of material forms a free layer occupying about 35% of the volume of the oven. The mixture of iron ore and coke gradually moves through the furnace, generally in the opposite direction to the gas flow, and is gradually heated in a determined fashion and maintained at the desired reduction temperature of about 1060 C.
The retention time of the material in the oven is about 7 hours. 100 kg of oil per tonne of ore is introduced at the discharge end of the furnace via an oil burner, the oil being only partially burnt. As the charge passes through the furnace, the carbon in the coke reacts with the oxygen in the iron ore
<Desc / Clms Page number 12>
and forms carbon dioxide which mixes with the combustible gases introduced into the furnace and burns with these gases. The process takes place without sintering or "conglomeration" and the. temperature in each part of the furnace is controlled with an accuracy of 3 C. The iron ore is most effectively reduced at a temperature of about 1060 C, and this temperature is maintained with the stated accuracy over more than half the length. from the oven.
This results in excellent reduction of iron oxides, approximately 85% of the total iron in the oxides being reduced to metallic iron. Moreover, although the operating temperature is just below the likely sintering temperature, the degree of temperature control actually prevents the formation of any significant sintering. However, no conglomeration takes place and the free passage of materials is never blocked. The walls of the furnace are not subject to any deterioration which would necessitate stopping the installation. Coke consumption, including dust and regeneration losses, is 200 kg per tonne of ore.
The exhaust gases from the oven have the following composition:
EMI12.1
<tb> 19.2% <SEP> CO
<tb>
<tb>
<tb> 2 <SEP> to <SEP> 3% <SEP> O2
<tb>
<tb> 0.2% <SEP> CO
<tb>
<tb>
<tb>
<tb> 0.8% <SEP> CH4
<tb>
<tb>
<tb> remainder <SEP> N2
<tb>
EXAMPLE 2,. -
The same oven as in Example 1 is used but the rotation time is 41/2 minutes per revolution. A form of magnetite ore granules containing 65% iron, 3.8% TiO2, 0.8% S and 0.01% P2O5 'with a particle size of less than 0.208 mm, the granules having a size of 5 to 10 mm, and roasted at 1020 C.
After being roasted, the sulfur content of the granules is reduced to 0.027% S.
5 tonnes of these granules as well as 5 tonnes of coke having a particle size of less than 3 mm are introduced into the furnace, and
<Desc / Clms Page number 13>
350 kg of limestone, also with a grain size of less than 3 mm, per hour. This charge forms a free layer in the oven which occupies about 30% of the volume of the latter. The retention time in the oven is about 10 hours. The reduction temperature was maintained at about 1070 ° C. using 100 kg of oil per ton of granules, and the coke consumption was found to be 350 kg per ton of ore. After reduction, the granules are separated from the excess coke and the ash by sieving and the coke is regenerated to return it to the oven. The degree of metallization in the granules is 94%.
Analysis of the granules gives a total of 85.5% iron, 82.5% metallic iron, 5.1% TiO2 and 0.005% S.
The granules are crushed and subjected to magnetic separation, and an iron concentrate is recovered which in total contains 95% iron, 90% metallic iron, 0.004% S, 0.2% SiO2, 1.7 % TiO2 and 0.006% P. Iron recovery reaches 96.5%.
EXAMPLE 3.-
The process of Example 2 is repeated without roasting the green granules, but simply drying them before placing them in the rotary oven.
After grinding and magnetic separation of the reduced material, an iron concentrate is obtained which contains a total of 95% iron, 90% metallic iron, 2% TiO2 '1% S, 0.37% SiO2' and 0.006% P. Iron recovery reached 96%.
EXAMPLE 4.-
A rotary kiln having a length of 43 m, a diameter of 2 m, and an inclination of 5% is used. The oven rotation time is 4.75 minutes per revolution. A concentrated ilmenite ore containing 44% TiO2 and 36% Fe at 10% retention was ground on a 0.074 screen. mm and granules are formed by adding 5% sodium chloride. The granules are dried, heated to 600 ° C. and introduced into the oven in this hot state. 4 tonnes of granules and 4 tonnes of coke having a particle size of less than 3 mm are introduced into the oven per hour.
The
<Desc / Clms Page number 14>
The charge forms a free layer in the furnace which occupies about 40% of the volume of the latter and the residence time in the furnace is about 10 hours. The reduction temperature is maintained in the furnace at 1180 ° C. and 80 kg of oil per tonne of ore is introduced through the burner. One finds that the consumption of coke is 300 kg per tonne of ore. The reduced material is cooled indirectly, left to remove excess coke and ash, and the coke is regenerated. The degree of metallization of iron in the granules is 96.5% and the granules contain 50% TiO2 - 40% total iron, and 38.5% metallic iron.
The granules are subjected to phase grinding and separation, and an iron concentrate is obtained which contains a total of 95% iron, 92% metallic iron, 3% TiO2 'and 0.3% SiO2. .
A TiO2 concentrate is also obtained which contains 80% TiO2, 8% FeO, 1.5% Na2O, 5% Sio2 and 6% MgO.
(The dimensions of the screens are expressed in Tyler Standard units).
CLAIMS.
** ATTENTION ** end of DESC field can contain start of CLMS **.